Capitulos Memoria Carolina Arcos Troncoso piso hundimiento

UNIVERSIDAD DE SANTIAGO DE CHILE FACULTAD DE INGENIERÍA DEPARTAMENTO DE INGENIERÍA EN MINAS

METODOLOGÍA PARA LA SELECCIÓN DEL PISO DE HUNDIMIENTO EN PANEL CAVING

AGRADECIMIENTOS

En primer lugar quisiera agradecer a mis padres, Bernardo y Monserrat, a mis hermanos, Oscar y Francisco, por su inmenso apoyo durante todo mi periodo de estudiante, también como durante el periodo de mi Trabajo de Título. La culminación en forma exitosa de esta etapa, recae tanto en mis hombros como en los de ustedes, ya que han estado conmigo en cada éxito, pero también me han dado palabras de aliento, en cada uno de mis fracasos, a lo largo de esta carrera.

 A mi esposo, amigo y compañero, Mauricio Cordero, quien ha estado conmigo desde que el principio de mis estudios, aconsejándome, ayudándome y acompañándome, procurando siempre lo mejor para mí. Además siempre has sido un ejemplo de estudiante y actualmente, un ejemplo de profesional; estar al lado tuyo me ha hecho querer convertirme en una mejor persona, en todo aspecto y siempre me has hecho querer superarme. Ambos sabemos que este título es tan tuyo, como mío. También debo agradecer a toda la familia de Mauricio, padres, hermanas, cuñados y sobrinos, ya que a lo largo de este tiempo, me han apoyado y me han hecho parte de su familia.

 A mis amigos y compañeros de la universidad, con los cuales fui creciendo y aprendiendo, no solamente temas relacionados a esta profesión, sino más importante me enseñaron a compartir, a lidiar con problemas y que tan importante como ser un buen profesional, es importante ser una

1.1

Generalidades

En la actualidad la minería metálica se encuentra en uno de sus mejores momentos, considerando el alto precio que ha alcanzado el cobre, el cual incluso llegó a 4,5 US$/lb a principios de febrero del presente año; y tomando en cuenta otras variables que impactarán positivamente en la industria, tal como lo es el crecimiento esperado de China, que es uno de los mayores consumidores de cobre en el mundo, su efecto en conjunto, generarán la puesta en marcha de numerosos proyectos y la reactivación de otros tantos. Sin embargo, en contraste con este aspecto de la minería, se debe considerar que cada vez es mayor la cantidad de yacimientos cuya explotación es factible solamente mediante minería subterránea, debido a que se emplazan a mayor profundidad, además que si se considera una explotación subterránea mediante un método de explotación masivo (como es el caso del Sublevel, Block y Panel Caving), y tomando en cuenta la extracción de mineral en numerosos frentes, minas como El Teniente, es posible alcanzar ritmos de producción sobre 120.000 toneladas por día. Como consecuencia acarrea, que en un futuro no lejano, un interés creciente en la implementación de estos sistemas de explotación, dado también sus bajos costos de operación. Por lo demás, esta alza en el precio del metal rojo ha tenido efecto sobre aquellos proyectos mineros que contaban con utilidades marginales al evaluarlos en el largo plazo, en la actualidad podrían entrar en operación. Esto genera en consecuencia una enorme cantidad de trabajo no solamente en la operación de dichos proyectos, sino que también en etapas más tempranas de ingeniería y es ahí donde empresas consultoras como NCL a veces no cuentan con capacidad

mismo tiempo el juicio experto de profesionales que se han dedicado durante años a la planificación subterránea, documentando los parámetros que dichas personas analizan al realizar este proceso y los criterios que consideran relevantes al momento de llevar a cabo estos procedimientos.

1.2

1.2.1

Objetivos del proyecto

Objetivo general Desarrollar una metodología para la selección del piso de hundimiento para un método de explotación Panel Caving.

1.2.2

Objetivos específicos

Indagar y exponer en qué consiste cada etapa de la planificación a largo plazo para un método subterráneo por hundimiento. Documentar y recopilar información sobre la manera cómo se ha realizado la búsqueda del piso de hundimiento en la industria minera. Confeccionar un documento escrito que sirva de guía para los estudiantes, ayudándolos a interiorizarse con la metodología por Panel Caving.

cada vez a mayor profundidad o el descubrimiento de reservas a mayor profundidad en minas que operan en la actualidad mediante una explotación a cielo abierto, de modo que, su explotación se hace viable mediante la utilización de método de explotación subterráneos. Los métodos de explotación por hundimiento, tanto Block Caving, como Panel Caving, poseen características tales como sus bajos costos de operación, en comparación a otros métodos subterráneos, los cuales fluctúan entre 5 US$/t y 10 US$/t, la posibilidad de alcanzar altos ritmos de producción, también se debe considerar el hecho de que pueden ser empleados tanto en la explotación de yacimientos emplazados en roca primaria, como el Panel Caving y

en la

explotación de yacimientos emplazados en roca secundaria, como el Block Caving y el hecho que son rentables incluso al utilizarlos para explotar yacimientos de bajas leyes y de mineralización diseminada, tal como es el caso de los pórfidos cupríferos. Debido a los puntos expuestos es que se considera necesario para cualquier profesional del ámbito minero el estar interiorizado con estos sistemas de explotación y con los procesos que conducen a su planificación, y tal como es tradición, el Departamento de Ingeniería en Minas de la Universidad de Santiago de Chile, continúa formando profesionales competentes, y este Trabajo de Título busca ser una guía a la cual tanto estudiantes como profesionales puedan acudir. Por lo demás, la literatura respecto a la planificación estratégica de minería subterránea masiva es prácticamente inexistente.

En la presente tesis se expondrá la metodología para la selección del piso de hundimiento, tanto cómo se realizaba en sus comienzos, cuando no se contaba con software ni otras herramientas de planificación, como presentar la manera en que se selecciona el piso de hundimiento en la actualidad. Se describirá la manera en que se escoge el nivel de socavación óptimo, actualmente en el mercado, en donde se cuenta con diversos software. Se realizarán planes de producción preliminares, con el objetivo de validar la selección del piso de hundimiento. Limitaciones del alcance Se encuentra fuera del alcance de la presente tesis, el proceso mediante el cual se construye el modelo de bloques correspondiente al yacimiento, solamente se considera el proceso de carga del modelo de bloques correspondiente al caso de estudio.  Al mismo tiempo, no se considera tratar en el presente Trabajo de Título la forma en que se estableció el precio a largo plazo del cobre, al igual que los costos mina, planta, de fundición refinación o de desarrollo. No se contempla la realización de un diseño minero correspondiente a los casos de estudio, anteriormente detallados.

Recopilación de información: se estudiará la literatura existente referente a la planificación minera a largo plazo, con el fin de llegar a la compresión de la totalidad de este proceso. Reuniones de trabajo: el objetivo de este punto es consultar a profesionales que se desempeñan en ésta área de la minería, y de esta forma, interiorizarse con la forma de realizar una planificación a largo plazo y los aspectos a considerar en ella. Desarrollo herramienta computacional para la selección del piso de hundimiento: se programará una herramienta que permita agilizar la obtención del piso óptimo en función de la estrategia que se establezca para este cálculo. Desarrollo del proceso de planificación a largo plazo para el caso de estudio: se realizará la planificación estratégica, el cual contemplará desde la carga del modelo de bloques hasta el plan de producción, dando énfasis en especial a aquellos procedimientos necesarios para establecer la elevación óptima para que se ubique el nivel de hundimiento.  Análisis de resultados obtenidos del caso de estudio: se analizarán los resultados obtenidos de la planificación hecha, comprobando la metodología propuesta. Conclusiones y recomendaciones: establecer aquellos resultados más relevantes de este Trabajo de Título y aquellas consideraciones al momento de poner en práctica la metodología elaborada.

Desde un tiempo a la fecha existe una tendencia general actual a la explotación subterránea, ya que existe un gran número de minas que en el pasado fueron faenas a rajo abierto, pero al descubrir la existencia de nuevas reservas a mayor profundidad, la opción para su explotación es la minería subterránea. Por otra parte cada vez aumenta la cantidad de yacimientos encontrados a mayor profundidad, donde su explotación a rajo abierto se hace económicamente inviable, por la gran cantidad de lastre a remover. Los métodos empleados en minería subterránea se pueden clasificar en 3 grandes grupos: Soportados por pilares: dentro de esta categoría se puede encontrar métodos tal como Room and Pillar y Sublevel Stoping, los cuales se caracterizan por la extracción de mineral en franjas, formando verdaderos caserones, los cuales son sostenidos por pilares de roca o de mineral de más baja ley. Soportados artificialmente: métodos de explotación tal como Cut and Fill y Shrinkcage pertenecen a esta tipificación, los que se caracterizan por la extracción de mineral, que forma caserones (que pueden ser rellenados con roca no cementada, por ejemplo, en el caso del Cut and Fill) y que en caso de inestabilidad del macizo rocoso, se emplean desde pernos hasta shotcrete. Sin soporte o por hundimiento: dentro de esta clasificación se puede encontrar Block y Panel Caving, los cuales se caracterizan por la socavación de una parte de la base del

Soportados por pilares o aurosoportados

Room and pillar 

Sublevel y longhole open stoping

Banqueo

Cut and fill Métodos de explotación subterráneos

Soportados artificialmente Shrinkcage

VCR stoping

Longwall

perforación, ya que se perfora solamente la parte inferior de los paneles y al extraer parte del mineral es que se propaga el fracturamiento de la roca.

Figura 2.2: Esquema general del Panel Caving.

El Panel Caving se ideó como una variante del Block Caving; a diferencia de este método de explotación, el Panel Caving que se caracteriza por su implementación en roca primaria, la cual es

2.1

Características de la explotación mediante Panel Caving

El método de explotación Panel Caving es empleado en cuerpos de grandes dimensiones, e irregulares en su forma, tal como el tipo de yacimiento pórfido cuprífero. Suele ser implementado en roca primaria, con una frecuencia de fractura o FF mayor a 8, lo que favorece su hundibilidad.  Alrededor del mundo, el Panel Caving ha sido implementado en numerosas faenas, tales como:

Tabla 2.1: Variantes de Panel Caving empleadas en diferentes minas alrededor del mundo .

Mina

Sector

Ubicación

El Teniente

Esmeralda

Chile

El Teniente

Reservas Norte

Chile

El Teniente

Diablo Regimiento

Chile

El Teniente

Pipa Norte

Chile

El Teniente

Teniente 4 Sur

Chile

El Salvador

-

Chile

 Andina

Tercer Panel

Chile

Northparkes

Lift 1

Australia

Variante Panel Caving con hundimiento previo Panel Caving con hundimiento previo Panel Caving con hundimiento previo Panel Caving con hundimiento previo Panel Caving Convencional Panel Caving Convencional Panel Caving Convencional Sublevel Caving con post

2.2

Niveles productivos

Una mina explotada mediante Panel Caving cuenta con al menos 4 niveles para su correcta operación, siendo éstos, en orden descendente, el nivel de hundimiento, el nivel de producción el nivel de ventilación y el nivel de transporte. A continuación se presenta una breve descripción de los niveles productivos, desde los niveles más próximos a la superficie a los que se encuentran a mayor profundidad. Nivel de hundimiento: tal como lo indica su nombre, desde este nivel productivo es donde se facilita la fragmentación y posterior hundimiento del material. En esta cota es donde se socava la base de la columna de mineral, lo cual se logra realizando perforaciones en forma de abanico que son cargadas con explosivo y se detonan. Para generar la socavación de la base del panel es que se construyen las galerías propias de este nivel, antes de que se genere el hundimiento y por ende, sin los peligros que genera el abutment stress. Nivel de producción o extracción: provee la infraestructura necesaria para extraer el mineral ya quebrado a través de los puntos de extracción y llevarlo hasta los puntos de vaciado. En el caso específico del Panel Caving, el manejo de mineral se realiza mediante el uso de LHD, que en la actualidad alcanzan capacidades cercanas a 13 yd 3; aunque uno de los modelos más utilizados es el de 10 yd 3.

de extracción de aire en la periferia de la envolvente y una galería principal de inyección construida en el centro de la envolvente. Para procurar que la ventilación sea óptima es que se conecta mediante chimeneas tanto el subnivel de inyección como de extracción a los distintos niveles que requieran ventilación en la mina. Nivel de chancado: este nivel es más común de encontrar en minas explotadas por Panel Caving, ya que la granulometría que presenta la roca es mayor que en Block Caving. Incluso en minas como Andina, el mineral comienza su viaje en los puntos de vaciado del nivel de producción puede pasar por el subnivel de reducción secundaria, donde martillos picadores reducen las colpas que presentan sobretamaño, para luego pasar al nivel de chancado. Por lo general en el nivel de chancado se emplean chancadores de mandíbula, los cuales se presentan menos problemas para instalarlos en una faena subte rránea, en comparación por ejemplo a un chancador primario de cono, debido a las dimensiones de sus piezas.  Actualmente, el chancador de mandíbula que presenta mayor capacidad es aquel que es capaz de procesar 1,000 tph, y puede ser empleado a plena capacidad un máximo de 20 horas diarias. Nivel de transporte: en este nivel de la mina existen galería recorridas por camiones, ferrocarriles o correas que recolectan el mineral, para comenzar su trayecto hacia el exterior de la mina. El traspaso de material desde los niveles superiores, se realiza por lo

3

Proceso de planificación a largo plazo de un Panel Caving

El proceso de planificación a largo plazo consta de numerosas etapas, en el presente capítulo se explicará en qué consiste cada una de ellas, comenzando por la valorización del modelo de bloques, pasando por todas las etapas que conforman el proceso de planificación del proceso a largo plazo, tal como la simulación de la dilución, la definición del nivel de hundimiento o la definición de la altura extraíble, hasta llegar a la etapa final de dicho proceso, que es la evaluación económica del proyecto. Cada una de estas etapas es vital en la planificación de una mina explotada mediante Panel Caving, ya que a medida que se pasa cada una de estas etapas, se tiene mayor certeza sobre las características más relevantes del depósito y permiten traducir la información relativa a las leyes minerales y tonelaje de mineral del yacimiento en indicadores económicos relativos al proyecto, tal como el Valor Neto Presente o VAN, la Tasa Interna de Retorno o T IR, entre otros indicadores, que finalmente permiten a los inversionistas discriminar cual proyecto es rentable y cual no.

3.1

Modelo de bloques

La búsqueda de un nuevo yacimiento puede emplear diversas técnicas tales como la fotoaerogravimetría, geófonos, entre otras, pero para confirmar la existencia de yacimientos y atisbar sus características es que se realizan sondajes o perforación de exploración. Dentro de los sondajes de exploración se distinguen dos tipos:  Aire reverso: al producirse la perforación se recupera solamente polvo o detrito, ya que la misma perforación va destruyendo la roca. Por lo general esta técnica se utiliza en las prim eras etapas de la perforación, donde la prioridad es establecer qué minerales se encuentran en la roca y su ley. Diamantina: en este tipo de sondajes, al producirse la perforación se recupera un testigo de roca. Éste tipo de perforación por lo general se utiliza en una etapa posterior a la perforación con aire reverso, ya que al recuperar un testigo de roca, entrega una mayor de información sobre el yacimiento, como por ejemplo tipos de estructuras, o el relleno de las mismas.  Al finalizar la campaña de sondajes, se recopila la información proveniente de los mismos y la interpretación de la misma por parte de geólogos es que es posible construir un modelo de bloques; la geoestadítica permite extrapolar la información de los sondajes obtenidos, mediante técnicas como el inverso de la distancia, el método de los polígonos o Kriging. En el modelo de bloques se representa la información correspondiente al yacimiento mediante un

Impurezas: se considera impurezas a aquellos minerales o elementos químicos que acompañan de forma indisoluble a los minerales de interés económico, y que al ser explotado el mineral o cuando el mismo atraviesa aquellos procesos que permiten su concentración, las impurezas generan cierto perjuicio, tal como el arsénico o el uranio. Es sabido, que incluso en algunos casos, ciertos sectores de un yacimiento no son factibles de ser explotados debido al nivel tóxico que alcanzan la presencia de estas sustancias. Litologías presentes: esta información es relevante dentro del modelo de bloques, ya que pueden conformar distintos dominios geológicos, los cuales pueden presentar desde distinta resistencia hasta distinta concentración de minerales, como es el caso de la mina El Teniente, en donde en la roca de tipo brecha, no existe presencia de minerales de cobre. Densidad: por lo general se asocia a las litologías presentes, sin embargo, puede variar de bloque a bloque, pero con una dispersión menor si se considera el valor promedio de las densidades del yacimiento. Dureza o Work Index: corresponde a un parámetro que indica la dureza de cierto tipo de roca, relacionándolo con la energía requerida en operaciones de chancado, para reducir el tamaño de las colpas de roca. Información geotécnica: es importante conocer la información geotécnica, ya que las fracturas por metro que presente el macizo rocoso además de influir en la estabilidad del mismo, en la

estimada, conocida, o interpretada a partir de específicas evidencias geológicas, metalúrgicas, y tecnológicas…” “... De acuerdo al grado de confiabilidad existente, los recursos se clasifican en

Medidos, Indicados, e Inferidos”. o

Recurso Inferido: es aquella porción del recurso minero para el cual las estimaciones de

tonelaje y ley están afectas en exactitud y precisión debido a muestreos fragmentarios, limitados, y a percepciones asumidas sobre su continuidad geológica, y a extrapolaciones de carácter más bien subjetivo sobre la naturaleza de los controles de la mineralización. Debido a las incertidumbres asociadas con el Recurso Inferido no existe certeza de que todo este mineral o una porción de él se convierta, en definitiva, a la categoría de recurso indicado o recurso medido como resultado de un reconocimiento adicional. La confiabilidad en la estimación de estos recursos es insuficiente para garantizar una aplicación significativa de parámetros técnicos y económicos asociados con ellos o para posibilitar una evaluación sobre su viabilidad económica a fin de informarla sustentada y públicamente. Por lo mismo, se debe tener un cuidado muy especial al incluir, en forma apropiada, eventual, limitada, y plenamente identificada el recurso inferido en análisis de tipo económico.

o

  Recurso Indicado: es aquella porción del recurso minero para el cual tonelaje,

densidades, leyes, características geológicas, geometalúrgicas, y geotécnicas han sido estimadas y caracterizadas con un razonable nivel de confianza. Razonable significa, en este caso, la apreciación equivalente que dos o más observadores independientes puedan otorgar a un parámetro de interés seleccionado utilizando la misma base de información.

el caso del cobre una desviación menor al 7% trimestral) en los contenidos de un plan minero a un nivel de confianza determinado (por ejemplo, 90%). Estas estimaciones y caracterizaciones están basadas en reconocimientos detallados, confiables, y verificables y en análisis y pruebas representativas ubicadas de acuerdo a una malla de información tal que la continuidad de leyes y de características geológico-metalúrgicas permite su validación. Esta categoría requiere un alto nivel de confianza en la interpretación geológica, en los controles de la mineralización, en el tipo de litología, alteración, y mineralización, y en la definición de sus unidades geometalúrgicas. La confianza en este tipo de recurso es tal que permite la aplicación de conceptos técnicos y económicos para la evaluación de la viabilidad económica de esos recursos.

3.2

Proceso de dilución

Es un proceso de mezcla de materiales, donde el material de interés o mineral es contaminado con material colindante in situ o estéril, debido a la extracción del mineral a través de los puntos de extracción; por lo general este fenómeno natural tiene como efecto un aumento de tonelaje y una disminución en las leyes minerales. En la figura 3.2.1, se puede observar el concepto de la mezcla de materiales, que tiene lugar al comenzar la extracción de mineral, desde la base de la columna.

Figura 3.2: Simulación del proceso de dilución.

Figura 3.3: Ejemplo proceso de dilución.

En el proceso de dilución influyen numerosas variables, tales como lo son: Método minero y tamaño de los equipos.

3.2.1

Método de dilución de Laubscher

En el año 1990, Laubscher estableció varias reglas que pueden ser aplicadas para simular el proceso de mezcla que sufrirá un bloque in situ, con la idea de predecir de mejor manera las leyes que se obtendrán durante la extracción de la columna de mineral. No es factible que el material en la columna mineralizada sea extraído de forma ordenada, tal como están dispuestos los bloques que la conforman, pues tiende a mezclarse su contenido. Es decir al momento de extraer un bloque cualquiera de la columna in situ, lo que realmente se está extrayendo es sólo un porcentaje de éste, y que el resto corresponde tanto a material de bloques inferiores, como de bloques superiores. En la figura 3.4 el bloque 5 muestra su composición al momento de su extracción

En teoría, el PED simboliza la “velocidad de mezcla” de las partículas dentro de la columna, y

depende de las propiedades de estas, tal como su forma, rugosidad, altura, entre otros.

Figura 3.5: Representación 3.5: Representación del punto de entrada de d ilución.

La nemotécnica del modelo para diluir una columna es la siguiente:

Figura 3.6: Nemotécnica del modelo de Laubscher.

Figura 3.7: Ejemplo de cálculo.

3.3

Valorización del modelo de bloques

En la valorización del modelo de bloques se debe considerar desde los costos asociados a la construcción de labores de acceso o labores que servirán para la extracción del mineral, hasta aquellos costos asociados al producto final tal como lo son los costos asociados a la fundición, refinación o incluso el costo de venta o gastos administrativos asociados a la venta del producto final.

3.3.1

Ingresos

Para estimar el beneficio propio de cada bloque, se evalúa en primera instancia el ingreso, y teniendo en cuenta si además del cobre como producto principal del yacimiento, existe otro mineral que pueda aportar su ingreso al ingreso total por bloque, como puede ser molibdeno, plata o incluso oro. Tanto los ingresos se pueden calcular para producto como para subproducto, de la manera que se muestra a continuación.

Tonelaje: Tonelaje asociado al bloque, en toneladas.

Figura 3.8: Tendencia del precio del cobre, periodo enero 1996  – enero 20112.

Debido a lo anterior es que la estimación del precio a largo plazo resulta difícil, ya que el precio se puede ver afectado por las proyecciones de crecimiento de países como China, conflictos bélicos o incluso rumores de huelgas o problemas sindicales.

3.3.2

Costos

Los costos fueron agrupados en un costo total, de la siguiente manera.

Costo fusión: para conocer este costo es necesario simular el proceso de concentración, de esta forma es posible estimar la cantidad de concentrado que es producido en dicho proceso y dado que las toneladas extraídas desde la mina son un dato de conocido, se puede calcular la razón de concentración . Se realiza este calcula, ya que el costo de fusión o de tratamiento de concentrado se encuentra expresado en unidades monetarias por toneladas de concentrado.

Luego, el costo de fusión está dado por:

Costo fundición: al igual que el costo de fusión, se precisa conocer la razón de refinación, ya dicho costo se expresa en unidades monetarias por toneladas de cobre fino producido.

El concepto de penalidad se refiere a un descuento que se hace a los ingresos generados por el mineral; esto se debe a que al realizar el proceso de concentración del mineral de interés, se encuentran asociados elementos considerados impurezas. Por ejemplo en el caso de Codelco, se considera que se pagará una penalidad, por las impurezas existentes, correspondiente a 0.25 US$ por cada 100 ppm de Arsénico sobre los 2,000 ppm. También se considerará que la recuperación del Arsénico es de 80%.

Finalmente, el beneficio por cada bloque del modelo de bloques entregado por el cliente se definió como: Para bloques que presenten una ley de Arsénico superior a 2,000 ppm.

Para bloques que presenten una ley de Arsénico inferior a 2,000 ppm.

3.4

Selección del piso de hundimiento

El piso de hundimiento corresponde al límite inferior de las reservas. En una mina explotada mediante Block o Panel Caving, ésta describe la cota superior desde donde debe desarrollarse la infraestructura necesaria para la extracción minera, es decir en esa cota se emplazará el nivel de hundimiento. La importancia en la determinación de este parámetro, recae en que es uno de los antecedentes que permite definir lo que serán las reservas, ya que desde este punto se realizarán los cálculos o simulaciones necesarias en pasos posteriores al proceso de planificación a largo plazo de un Panel Caving. Cabe señalar que el proceso de obtención del piso de hundimiento, al igual que varios de los conceptos involucrados en este trabajo, es un procedimiento iterativo, en el cual se deben realizar varias pruebas, con el objeto de ir obteniendo el valor que optimice y complemente la información necesaria para un buen resultado. Además, en esta rutina, muchas veces el planificador se encuentra con restricciones no solamente técnicas, sino restricciones impuestas por la empresa, como lo son exigencias de producción, o el consumir aquellas reservas que presenten mayores leyes, para así obtener mayores ingresos. Existen variadas formas de seleccionar el piso de hundimiento, las que van desde la visualización del modelo de bloques correspondiente al yacimiento, mediante la utilización de algún software

3.4.1

Metodología utilizada en la búsqueda del piso de hundimiento

En este apartado se explicará la forma en que habitualmente se selecciona el piso de hundimiento, sin importar la herramienta que se utilice, es decir, se busca explicar el procedimiento que se lleva a cabo para encontrar la cota óptima en la cual se debería emplazar el nivel de socavación, sin dar importancia a la herramienta utilizada en este proceso, ya sea un software minero de última generación o a través de la utilización de planillas Excel y macros. Se establece a priori las cotas que se desean analizar como posible nivel de hundimiento, estas cotas pueden ser seleccionadas mediante la visualización del modelo de bloques; luego se procede a simular el proceso de dilución de las leyes minerales, de acuerdo al nivel que se esté analizando. Se valoriza el modelo de bloques correspondiente al yacimiento que se desea explotar, calculando el ingreso y los costos asociados a cada uno de los bloques, obteniendo de esta manera el beneficio económico que aporta cada una de estas unidades básicas cúbicas. En seguida se debe calcular el beneficio marginal de cada columna, con el fin de establecer aquella cota de la columna en que el beneficio acumulado comienza a disminuir, es decir, aquel punto en el cual agregar un bloque más a la explotación de la columna resulta en una pérdida económica.

Se desarrolla un plan de producción teniendo en consideración

las reservas

correspondientes a ese piso de hundimiento, la secuencia de explotación y las áreas a hundir por periodo. Éste se puede considerar como un plan de producción preliminar, ya que el plan de producción final se realiza una vez que se ha decidido cuál será el nivel de socavación de la mina. En base a los planes de producción preliminares es que se realiza una comparación entre diversos pisos de hundimiento, primero en base al metal recuperado en la simulación de la extracción de mineral de cada posible piso de hundimiento. Otro parámetro relevante en la selección del piso de hundimiento es el fino actualizado, ejercicio en el cual se trata de simular el efecto del tiempo en el metal extraído de la mina, ya que como es de conocimiento público no es lo mismo vender cobre en un par de años más a vender cobre en 30 años más, en cuanto al momento de realizar una evaluación económica de un proyecto.  Además es recomendable comparar los niveles de producción que se puede alcanzar, de acuerdo a las reservas existentes en cada nivel de posible piso de hundimiento.

3.5

Definición del área minera

ya que aquellas columnas que no generan aquel beneficio de corte exigido por la empresa, no serán explotadas y por lo tanto no serán construidos sus respectivos puntos de extracción.

3.6

Altura de columna

La altura de columna se define como la altura de extracción medida desde el piso de hundimiento hasta el bloque que aporta el máximo beneficio, de acuerdo al siguiente gráfico.

Una vez definida la altura para cada una de las columnas esta se debe suavizar, de modo que las columnas cercanas o aledañas no presenten diferencias significativas, que finalmente generan la entrada temprana de dilución. Normalmente se usa una altura máxima de 400 m (Flores y Karzulovic), aunque hoy en día existen opiniones que tienden a aumentar este máximo a sobre los 500 m, con la aplicación del preacondicionamiento. Por otra parte se considera una altura mínima de 100 m.

3.7

Tasa de extracción

Los parámetros que definen la velocidad de extracción son: Fragmentación: como se puede esperar, si el material presenta un tamaño pequeño de fragmentación, se puede extraer con tasas de extracción mayores que si la fragmentación fuera gruesa. Esfuerzos: si el macizo rocoso se encuentra sometido a un campo de esfuerzos alto, y la tasa de extracción de mineral también es alta, existe mayor probabilidad de que ocurra un siniestro geomecánico, tal como un estallido de roca. Es por esto que el monitoreo sísmico tiene un rol tan importante en la minería subterránea, como es el caso del Salvador, donde el esta técnica alertó sobre el estallido de roca y permitió la evacuación de la faena.

3.8

Secuencia de extracción

Se asigna una secuencia a cada sector a ser explotado en la mina, procurando el comenzar a explotar aquellos sectores que presenten leyes minerales mayores y de esta forma, conseguir un vector de leyes minerales decreciente en el tiempo, asegurando mayores ingresos los primeros años del proyecto, lo que tendrá gran incidencia en una futura evaluación económica. La secuencia de extracción depende de numerosas variables tales como: Mineralización: como se señaló anteriormente, normalmente la explotación de una mina comienza por aquel sector productivo donde las reservas presentan mayores leyes minerales, generando ingresos mayores los primeros años del proyecto minero y por consiguiente mayores beneficios. Este parámetro cobra cobra gran relevancia en los casos de comenzar comenzar la explotación de una faena nueva, es decir, donde aún no existen accesos al sector productivo o el desarrollo de labores y galerías necesario para comenzar la producción, ya que la producción que se pueda extraer los primeros años debe amortizar la inversión requerida p ara la misma. Infraestructura y accesos: cabe señalar que en el caso de una mina en operación se puede dar preferencia a aquellos sectores más cercanos a infraestructura o accesos existentes, ya que este tipo de labores implican altas sumas de dinero en inversión. Tal es el caso de minas como El Teniente o Andina.

Ramp up: Es un periodo de incrementos sucesivos en la producción, es decir es un periodo comprendido entre el inicio de producción de un bloque o un panel, hasta que alcanza el régimen. Según experiencias exitosas en diversas faenas del mundo, los incrementos en la producción entre periodos consecutivos no debieran superar las 5,000 o 6,000 tpd. Durante el ramp up el costo mina, medido en US$/t, es más alto que en el periodo de régimen. Régimen: Es aquel periodo en el cual la explotación de la mina ya ha alcanzado un ritmo de producción estable y máximo. Durante periodo, el costo mina se estabiliza. Ramp down: Es la etapa etapa en la cual suceden suceden disminuciones sucesivas en la producción, que se da hacia el final de la explotación de la mina, producto de la falta de incorporación.

Figura 3.11: Malla de extracción cuadrada.

Malla de extracción tipo Teniente: es empleada en Panel Caving. En esta malla de extracción la intersección entre las galerías de producción forma un ángulo de 60° con las galerías zanjas. Éste ángulo responde al radio de giro del equipo LHD.

Figura 3.13: Malla de extracción tipo Henderson.

Para llevar a cabo un diseño minero exitoso se deben considerar ciertas variables, que caracterizan al yacimiento. De acuerdo a estas variables es que se privilegia un diseño minero. Para mayor información revisar el Anexo 3.

3.11 Evaluación económica La evaluación económica es la fase que culmina el proceso de planificación a largo plazo de un

tributarias tal como lo son la depreciación y amortización de los bienes tangibles e intangibles, respectivamente.

3.11.1 Ingreso bruto El ingreso bruto se calcula en base al plan de producción final estimado para el proyecto, ya que en base a la producción de cada periodo, las leyes medias del producto y subproductos y las leyes estimadas para el concentrado, de esta forma se puede calcular la cantidad producida al año de cobre en forma de concentrado, si es el mineral una vez extraído entra al proceso de flotación, utilizado comúnmente en sulfuros de cobre, o en forma de cátodo, que es el producto final de la lixiviación a la que se ven sometidas generalmente los óxidos de cobre. Una vez estimada la cantidad de producto que se proyecta para cada uno de los periodos y de acuerdo al precio proyectado a largo plazo, se procede a calcular el ingreso bruto, el cual es la totalidad de los ingresos del producto principal, cobre para el caso de estudio y los subproductos, los cuales van desde el molibdeno al oro. Con el objetivo de asegurar ingresos superiores los primeros años del proyecto, es que la explotación de la mina comienza por aquellos sectores que poseen leyes minerales más altas, siendo estos periodos del horizonte de la evaluación económica los que tienen mayor influencia sobre el VAN.

Costos fijos: son los costos incurridos, independiente del nivel de producción, es decir si ésta disminuye o aumenta. Dentro de estos se puede considerar remuneraciones de personal administrativo, oficinas y edificaciones empleadas por personal administrativo, patentes y permisos.

3.11.3 Inversiones Las inversiones para una mina que será explotada mediante Panel Caving, son cuantiosas y en la actualidad superan los mil millones de dólares; gran porcentaje de la inversión necesaria para un proyecto minero, tiene que ver con el gasto incurrido en equipos, ya que la operación de una mina requiere una gran flota de equipos, los cuales tienen un costo elevado. Instalación de faena: considera desde oficinas para personal, hasta el camino minero, que es aquel que une algún camino mayor o carretera con la mina. Dependiendo del modo en que se construirá este camino, por ejemplo, mediante relleno es que ítem se encarece.  Accesos principales a la mina: de acuerdo a la legislación minera actual, toda mina debe contar con dos accesos, los que resultan costosos, ya que sus secciones van de los 25 m 2 a los 56 m 2, además se debe considerar que su extensión es de varios kilómetros y su fortificación es completa (perno, malla y shotcrete). Equipos: tales como LHD, jumbo de avance, jumbo radial, jumbo empernador, martillos picadores, cintas transportadoras o camiones de bajo perfil, ventiladores, chancadores o sizers.

4

Metodología selección piso de hundimiento

La metodología para la selección del piso de hundimiento comienza con una inspección visual del modelo de bloques, la cual constituye un primer acercamiento o una primera aproximación a la ubicación final del piso de hundimiento. En base a la inspección del modelo de bloques es que se procede a analizar cierta elevación como posible piso de hundimiento; en base a esa cota es que se diluyen las leyes correspondientes a cada bloque, para luego realizar el proceso de valorización. Luego se define la envolvente bidimensional, la cual considera aquellas columnas de mineral cuya explotación genera ganancias, una vez que el ingreso que la misma genera se descuenta de los costos incurridos desde la construcción de las labores requeridas para la explotación, pasando por los costos asociados a la explotación de la misma y culminando con aquellos costos necesarios para generar el producto que se tranza en las bolsas. Cabe señalar que en la envolvente puede que se incluyan algunas columnas que no generen beneficios o que incluso generen pérdidas, pero que forman parte de la envolvente con el fin de generar una envolvente operativa y cuya forma propicie el hundimiento y permita el avance del frente de hundimiento, en el caso de un Panel Caving. Posteriormente, se determina la altura extraíble correspondiente a cada columna que forma parte de la envolvente, y se establece la secuencia de explotación y tasa de extracción con el fin de

Se puede comparar un posible piso de hundimiento con otro, en base los niveles de producción que puede alcanzar o más comúnmente, al fino que genera su producción.

forma manual, con todas las dificultades que esto implica como la demora en el análisis de datos y problemas para examinar bases de datos numerosas. En este acápite se recoge la experiencia de dos Ingenieros Civiles de Minas, Fernando Fuentes y Félix Cam Loo, profesionales con más de 25 años de experiencia en operación e ingeniería de Caving, quienes realizaron la trabajaron en la definición de los pisos de hundimiento óptimos para el sector Quebrada Granito de la división El Salvador, perteneciente a Codelco, en el año 1980. En esa época, el procedimiento para la selección del piso de hundimiento se llevó a cabo de la siguiente manera: 1.

Se valorizan las columnas del modelo de bloques, pero de acuerdo a lo siguiente: Rendimiento de fino: se evalúa el contenido de cobre fino existente en una planta del modelo de bloques , lo cual se estima de acuerdo a la ley de cobre de cada bloque, su tonelaje y la recuperación metalúrgica.

Uno de los problemas de este método es que dado el precio del cobre a largo plazo que se utiliza actualmente, siempre será conveniente agregar fino o explotar la totalidad de la columna o se considerará que todas las columnas entren en el footprint, aunque tengan un contenido marginal de cobre (0,1% o 0,2% de cobre). A continuación se demuestra lo anterior con un ejemplo. Se analizarán las leyes de una planta, las cuales van desde 1.1% de cobre a 0% de cobre, para

Considerando que cada bloque posee un ancho y largo de 20 metros, una altura de 15 metros y una densidad de 2.6 ton/m 3, cada bloque posee 15,600 toneladas y considerado una recuperación metalúrgica, cada bloque contiene la siguiente cantidad de fino, en miles de toneladas. En la figura 4.3 se presenta el contenido de fino calculado por columna.

0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0

0 0 0 0 0 0 0 9.73 9.52 13.84 13.51 13.55 13.50 13.86 7.94 7.92 11.10 13.65 13.71 13.57 13.65 8.14 10.00 11.20 11.07 13.81 13.73 13.84 1.60 1.61 2.44 13.85 13.93 13.84 13.97 1.68 1.69 2.42 10.09 10.08 13.91 13.65 1.25 1.25 1.25 10.10 10.04 9.64 9.73 1.25 1.25 1.42 1.52 1.25 9.64 9.65 1.25 1.25 1.25 1.25 1.25 1.25 1.25 1.25 1.25 1.25 1.25 1.25 1.25 1.25 1.25 1.25 1.25 1.25 1.25 1.25 1.25 0 0 0 0 0 0 0

0 13.69 13.61 13.74 13.49 13.80 9.77 7.19 2.01 1.25 1.25 0

0 13.70 13.77 13.46 13.57 13.82 11.24 6.81 1.80 1.63 1.25 0

0 13.72 13.41 13.48 12.39 12.41 8.64 8.74 6.79 1.67 1.25 0

0 13.70 13.40 12.15 12.28 10.09 8.71 8.75 8.71 1.66 1.68 0

0 13.41 11.87 12.15 9.88 10.22 10.15 8.71 8.65 8.52 8.61 0

0 12.13 11.95 9.73 9.94 10.11 10.11 10.15 8.47 8.53 8.17 0

0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0

Figura 4.3: Vista en planta del fino calculado por columna .

Finalmente, se valoriza considerando el precio a largo plazo del cobre como 2.2 US$/lb, con que lo que se logra estimar el ingreso de cobre de cada bloque, en millones de dólares. 0 0

0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 47.21 46.17 67.14 65.52 65.72 65.50 67.22 66.40 66.48 66.57 66.48 65.06 58.85

0 0

Rendimiento en desarrollo: este procedimiento es un tanto similar a la forma en que se valoriza actualmente el modelo de bloques, ya que se estima el alto mínimo de la columna que debe ser extraído, para generar cierta ganancia, descontando los costos asociados a la construcción del punto de extracción e infraestructura y los gastos generales de la empresa. La problemática que presenta esta metodología es que no considera el costo mina, el costo de inversión ni los costos asociados al procesamiento del mineral, es decir los costos asociados a aquellos procesos que permiten transformar el mineral tronado en concentrado y después en cátodo. 2.

A continuación cada un metro se realizaban cortes horizontales al modelo de bloques,

valorizando lo que queda de cada columna hacia arriba hasta su techo económico. Es decir, se simulaba un piso de hundimiento cada un metro, y se valorizaban nuevamente las columnas, de acuerdo al método por rendimiento en fino.  Actualmente, cuando se desea analizar cotas próximas se analizan al menos bloque a bloque, considerando que la elevación de los bloques es del orden de los 15 a 20 metros, en casos extremos, donde ciertas cotas presentan leyes demasiado similares. Aunque normalmente, en una primera instancia, se prefiere analizar posibles cotas de socavación cada 3 o 4 bloques de elevación, por ejemplo, cada 45 a 60 metros, y no menos, ya que debido a la forma en que se construyen los modelos de bloques es poco probable que se presente grandes cambios en la mineralización cada un metro.

4.2

Metodología utilizada actualmente en la industria minera

Es importante precisar que la selección del piso de hundimiento se realiza en etapas tempranas de ingeniería, tal como lo es la ingeniería de Perfil y se confirma la ubicación de la cota de socavación durante la ingeniería Conceptual. Por lo que en la mayoría de las ocasiones, se opta por no realizar una evaluación económica completa del piso de hundimiento seleccionado hasta la realización de la ingeniería Básica del proyecto, ya que la evaluación económica requiere como datos de entrada los metros lineales propios de cada uno de los niveles productivos asociados a las labores correspondientes al diseño realizado para la extracción del mineral, la cantidad de equipos requeridos para esta acción así como la mano de obra, tal como se explico en capítulos anteriores. De acuerdo a lo expuesto con anterioridad es que no es factible por razones de tiempo y dinero realizar una evaluación económica con el fin de analizar la cota óptima para albergar el nivel de socavación.

La primera revisión es intuitiva, derivada de cambios en la mineralización, se busca identificar aquellas elevaciones que se caracterizan por albergar una concentración mayor de leyes altas. Se utiliza el método de definición de reservas de “Beneficio Marginal”, el cual realiza un

análisis nominal, es decir, se estima el beneficio asociado a cada bloque perteneciente a una columna y no se considera la pérdida de valor del dinero en el tiempo; en otras palabras, es como si se extrajera todo el mineral en un mismo día, ya que no se incluye el

Figura 4.5: Metodología empleada actualmente en la selección del piso de hundimiento.

4.3

Metodología propuesta: radio de búsqueda

Una de las primeras problemáticas que se observó durante el desarrollo del presente Trabajo de Título es el hecho que la selección del piso de hundimiento es una de las fases del proceso de planificación a largo plazo que toma más tiempo y esta etapa es clave para evaluar la viabilidad de

En base al plan de producción obtenido para el posible piso de hundimiento es que se estima la cantidad de fino que se podría llegar a producir con la explotación desde ese nivel, y se compara con las otras cotas que están siendo sometidas a análisis. Como se puede entender es un proceso que toma bastante tiempo a los planificadores considerando que hoy existen software que se emplean en este proceso y la capacidad de los computadores hoy en día. El análisis de solamente uno de los posibles niveles de hundimiento en estudio puede demorar al menos un día, en el mejor de los casos y si lo realiza un planificador con experiencia. Por lo anterior, que el real aporte de este estudio, será automatizar el proceso en que se selecciona cuales columnas integrarán la envolvente o footprint de la mina, con el objetivo de generar la envolvente, y así se pueda continuar con el proceso de planificación de forma automática, entregando como resultado final la cota sugerida como piso de hundimiento para el yacimiento que está siendo analizado. El concepto de radio de búsqueda se encuentra referido a un área mínima que deba cumplir la envolvente, según las consideraciones y criterios técnicos-económicos que el planificador estime necesarios; dicho radio de búsqueda puede ser un panel de la mina o el área requerida para iniciar el caving. El algoritmo en que se basa esta herramienta computacional posee dos grandes etapas:

a ser exploradas según el radio de búsqueda sólo aquellas que presentan mayor probabilidad de ser el piso de hundimiento final del yacimiento. 2) Exploración de piso de hundimiento por radio de búsqueda: Exploración de piso de hundimiento por niveles: se recalcula el beneficio máximo obtenido para cada columna, analizando las cotas pertenecientes al rango i  y se estima aquellas cotas donde un mayor número de columnas presentarían un beneficio marginal mayor o en otras palabras, aquellas cotas que presentan mayor probabilidad de ser situar el piso de hundimiento. Durante este proceso se valoriza y se simula el proceso de dilución para cada uno de estos niveles, y luego bajo el criterio de beneficio marginal es que se obtiene el beneficio máximo por columna y la altura extraíble asociada para esa columna en ese piso específicamente. Se calculan nuevamente los beneficios y alturas extraíbles para todas las columnas, pero esta vez, se analizan los beneficios por niveles. Es decir, si una columna arroja la cota n+20 como piso de hundimiento óptimo, pero el rango i obtenido en la primera etapa, son las cotas comprendidas entre las cotas n+3 y n+5, se calculará su beneficio y altura extraíble en las cotas n+3, n+4 y n+5. Este análisis permitirá que el algoritmo de exploración de piso de hundimiento por radio de búsqueda se realice en un rango aún más acotado que el rango i, producto de la exploración de piso de hundimiento por columna, y de esta forma, que la iteración que realiza la herramienta computacional sea más eficiente y más rápida.

Dentro de los parámetros de entrada que el software requiere para la generación de la envolvente se consideran: Beneficio de corte por columna: este beneficio de corte se refiere a la ganancia mínima que debe presentar una columna para que su extracción se considere económicamente factible. Se considera que cada columna debe generar un beneficio, descontando los costos que implica la construcción de la infraestructura requerida para su explotación, los costos incurridos en su explotación directa como lo son los costos asociados a explosivos, insumos, mano de obra, entre otros y aquellos costos que son necesarios para

la

generación del producto final, todos aquellos costos que se llevan a cabo para pasar del mineral tronado al producto final. Radio de búsqueda: está referido a un área mínima que el planificador considera que la envolvente deba cumplir. Esto no implica que la envolvente que será entregada como producto del algoritmo tenga esa área mínima; el radio de búsqueda asegura que la envolvente utilizada como base para la generación del plan de producción preliminar cumple con al menos esta área. El radio de búsqueda puede ser cualquier área que el planificador considere importante; puede ser la dimensión de un panel a explotar, un sector productivo o incluso el radio

Figura 4.6: Metodología empleada por la búsqueda de piso de hundimiento por radio de búsqueda.

4.4.1

Exploración de piso de hundimiento por columna

Este primer análisis responde a identificar el piso óptimo de cada punto de extracción o columna independiente de las columnas aledañas. El piso de hundimiento recomendado por columna se busca utilizando el concepto de beneficio marginal, es decir, se sumarán los beneficios asociados a cada bloque perteneciente a la columna y se analizará aquella cota en la cual, el beneficio acumulado es máximo para la columna analizada; en base a esto se puede estimar que aquella cota es un piso de hundimiento óptimo, para esa columna y la altura extraíble. Se procederá a diluir las leyes minerales del modelo de bloques, de acuerdo a las elevaciones existentes, luego se valoriza el modelo de bloques, teniendo en cuenta el criterio de beneficio marginal y obteniendo de esta forma el beneficio propio de cada columna, asociado a una cota específica. El beneficio mencionado anteriormente considera los ingresos por producto, por subproducto y los costos incurridos desde la construcción de labores, la preparación de los puntos de extracción hasta aquellos realizados para elaborar el producto a comercializar.

Tal como se explicó, para una columna analizada se deben diluir las leyes minerales y valorizar nuevamente, para cada una de las plantas o elevaciones posea el modelo de bloques, tal como se indica en la siguiente figura.

Figura 4.9: Esquema búsqueda de piso por columna.

Finalmente, al realizar este procedimiento para cada una de las columnas, se obtiene el beneficio máximo por columna. Además mediante este método es posible conocer la altura extraíble de

Figura 4.10: Piso de hundimiento según columna y altura extraíble.

Para este caso, el rango i, correspondería a las cotas 1, 2 y 3, por lo que solamente estas elevaciones serán analizadas en la siguiente etapa.

4.4.2

Exploración de piso de hundimiento por radio de búsqueda

Una vez identificado el rango i, se debe realizar una integración de las reservas para cada una de las cotas contenidas en el mismo, a través del beneficio marginal, se determina el beneficio por columna para cada piso de hundimiento.

Figura 4.11: Concepto columna "isla".

En cambio esta metodología estima el piso de hundimiento óptimo, considerando inicialmente

4.5.2.1

Exploración de piso de hundimiento por niveles

Tal como se explicó en la sección anterior, en esta fase se analizarán solamente aquellas arrojadas como posible piso de hundimiento en la etapa anterior, para el caso del ejemplo las cotas 1, 2 y 3, según figura 4.10. Para las columnas se realizará nuevamente el proceso de integración de reservas, de acuerdo a las cotas obtenidas como posibles pisos de hundimiento según la exploración por columna. Sin embargo para realizar la exploración de piso de hundimiento por niveles, es necesario evaluar la variación de reservas y beneficios que experimentarán las columnas al considerar en los análisis diferentes elevaciones para la cota de hundimiento. Para ejemplificar la forma de operar de este algoritmo es que se explicará el procedimiento para el estudio de la cota 2: Como se observa en la figura 4.12 las columnas pertenecientes al ejemplo presentan diferentes pisos de hundimiento óptimos, los que a continuación se señalan: Cota 1: esta elevación es el piso de hundimiento óptimo para la segunda, cuarta y quinta columna, es decir C2, C4 y C5. Cota 2: esta elevación es el piso de hundimiento óptimo para la primera y última columna o C1 y C7. Cota 3: esta elevación es el piso de hundimiento óptimo para las columnas 3 y 6 o C3 y

Figura 4.12: Procedimiento búsqueda de piso de hundimiento por niveles.

4.4.2..1

Recomendaciones sobre el radio de búsqueda

Como se ha mencionado en capítulos anteriores, el radio de búsqueda está referido a un área mínima que se desea que cumpla la envolvente en base a la cual se estimarán las reservas para finalmente generar un plan de producción preliminar. La idea de generar la envolvente mediante un criterio de radio de búsqueda, es asegurar que el footprint generado por el programa cumpla con al menos dicha área, pudiendo asegurar la propagación del hundimiento a lo largo de la vida útil de la mina. Este concepto puede estar referido al radio hidráulico, el cual asegura el hundimiento del macizo rocoso, para un tipo especifico de roca, o un área mínima requerida para asegurar este proceso, en el caso de un mina donde se ha iniciado el caving, el radio de búsqueda puede estar referido a las dimensiones con las que debe contar un panel para no frenar el hundimiento, es decir, las dimensiones necesarias para que no se genere un puente de roca. Actualmente, por experiencias en minas explotadas mediante Panel Caving, alrededor del mundo, lo más probable es que se genere un puente de roca si el hundimiento se ve interrumpido por 80 a 100 metros. En el Anexo 4, se puede encontrar información relativa a la estimación del radio hidraúlico en función de las características del macizo rocoso.

5

Caso de estudio

Se busca probar las metodologías señaladas en acápites anteriores, aplicándolas a un modelo de bloques, correspondiente a un modelo de bloques ficticio, construido con el propósito de servir como caso de estudio del presente Trabajo de Título. Dicho modelo de bloques posee un total de 356,136 bloques, distribuidos en 71 bloques dispuestos a lo largo del eje X o columnas, 66 bloques dispuestos a lo largo del eje Y o filas y 76 bloques a lo largo del eje Z o niveles; todos los bloques presentan una densidad de 2.6 t/m 3. Dentro de la información correspondiente a leyes minerales solamente es posible encontrar leyes de cobre, no existe información relativa a presencia d e subproductos. El modelo de bloques presenta las siguientes características:

Tabla 5.1: Atributos principales del modelo de bloques de caso estudio.

 Atributo

Mínimo

Máximo

Coordenada X

2550

3950

Coordenada Y

2350

3650

Coordenada Z

1450

2950

Ley de Cobre (%)

0.0

3.0

Dicho modelo de bloques presenta una concentración de leyes altas al centro del mismo, como se puede apreciar en las siguientes imágenes. Leyes (%) 0.0-0.2 0.2-0.4 0.4-0.6 0.6-0.8 0.8-1.0 1.0-1.2 Sobre 1.2

Color

Figura 5.2: Escala gráfica utilizada para la visualización del modelo de bloques

En una inspección visual, se puede apreciar que las leyes de cobre sobre 0.8%, se encuentran entre las cotas 1810 y 2490, tal como se observa en la siguiente imagen.

Figura 5.4: Vista en planta del yacimiento, Z=2090.

5.1

Curva Tonelaje Ley

Se analizó la distribución de leyes para el cobre, dentro del modelo de bloques del caso de estudio y se realizó un análisis estadístico de las mismas, con el fin de construir la curva tonelaje ley del yacimiento. El modelo de bloques posee un total de 7,407,628,800 toneladas, distribuidas en rangos

Se estimó que más del 90% del total de los recursos del yacimiento poseen leyes de cobre entre 0.0% y 0.4%; en cambio sólo el 2.5% del modelo de bloques presenta una ley entre 1.0% de cobre y 3.0% de cobre.

5.2

Búsqueda piso de hundimiento en forma tradicional

Por tratarse de un proyecto de una faena nueva, no existen ni accesos ni infraestructura existente que sugiera emplazar el nivel de hundimiento en alguna cota en especial, es por esto, que se procedió a realizar una inspección visual, de modo de poder analizar

la distribución de la

mineralización. Se observó el comportamiento de las leyes minerales en planta, con lo cual, se pudo distinguir una clara tendencia del yacimiento a presentar leyes altas en aquellas elevaciones más cercanas a su elevación media, específicamente entre las cotas 1810 y la cota 2150.

Tabla 5.2: Parámetros económicos. Parámetros económicos Precio Cobre (cUS$/lb) 220 Costo Mina (US$/tmin) 5 Costo Planta (US$/tmin) 7 Costos Generales (US$/tmin) 1 Costo Preparación (US$/m2) 2000 TC (US$/tconc) 194.5 RC (cUS$/lb) 9.5 Costo Inversión (US$/t) 2

Se consideró la siguiente información metalúrgica y de dilución.

Tabla 5.3: Parámetros económicos y de dilución. Recuperación metalúrgica (%) 85 Ley del concentrado de cobre (%) 28 Deducción metalúrgica (%) 3.6 Punto entrada dilución (%) 60

Se consideró 400 metros como la altura máxima extraíble de una columna por razones operacionales. De acuerdo a esta información económica y metalúrgica es que se procedió a calcular el beneficio marginal por cada columna del modelo de bloques, asociado a cada planta. Se estableció como criterio de corte 3 millones de dólares por columna, en base a lo cual se estableció una envolvente

Tabla 5.4: Resultados búsqueda de piso cada 40 metros Elevación

Altura extraíble promedio (m)

Beneficio total (MUS$)

Tonelaje total (Mt)

Ley media (%)

1450

0

0

0

0

1490

400

558.30

27.0

1.06

1530

399

1816.90

95.5

1.01

1570

399

2493.78

133.9

1.00

1610

399

3028.39

167.0

0.99

1650

399

3609.96

200.5

0.98

1690

399

4022.29

211.7

1.01

1730

398

4402.27

219.2

1.04

1770

397

4784.44

227.3

1.07

1810

394

5098.48

233.8

1.10

1850

392

5208.35

230.0

1.12

1890

389

5241.91

224.1

1.14

1930

384

5149.19

211.7

1.17

1970

374

4984.28

198.0

1.20

2010

357

4767.03

185.5

1.22

2050

342

4319.44

158.2

1.27

2090

318

3924.61

136.9

1.31

2130

291

3471.07

120.6

1.32

2170

285

2815.16

97.1

1.33

2210

271

2282.60

81.5

1.31

2250

320

1421.58

52.6

1.26

2290

300

1150.76

40.6

1.31

2330

265

950.34

33.7

1.32

Beneficio total por cota 6000     ) 5000     $    S    U 4000    M     (    o    i 3000    c    i     f    e 2000    n    e    B

1000 0    0    5    4    1

   0    3    5    1

   0    1    6    1

   0    9    6    1

   0    7    7    1

   0    5    8    1

   0    3    9    1

   0    1    0    2

   0    9    0    2

   0    7    1    2

   0    5    2    2

   0    3    3    2

   0    1    4    2

   0    9    4    2

Cota

Figura 5.7: Beneficio total por cota, prueba realizada cada 40 m.

Como se puede apreciar, existe una tendencia creciente al graficar los beneficios, observándose valores máximos entre las cotas 1810 y 1970, por lo que se calculará los beneficios entre estas cotas, con el objetivo de determinar si es que el piso óptimo se encuentra entre estas dos elevaciones. Por lo mismo, es que se procedió a calcular los beneficios para cada cota entre las elevaciones anteriormente mencionadas, al igual que en la etapa anterior, se estimaron los beneficios totales dentro de la envolvente nuevamente trazada, considerando aquellas columnas que generen beneficios mayores de 3 millones de dólares.

 Al realizar un análisis del beneficio total de la envolvente trazada cada 20 metros, existen dos elevaciones que presentan beneficios similares, la cota 1850 y la cota 1910, presentando ambas leyes medias y altura extraíble promedio similares.

Beneficio total por cota 5350     ) 5300     $    S 5250    U    M 5200     (    o    i 5150    c    i 5100     f    e    n 5050    e    B 5000

4950 1810

1830

1850

1870

1890

1910

1930

1950

1970

Cota

Figura 5.8: Beneficio total por cota, prueba realizada cada 20 m.

 Aunque existe diferencia entre los beneficios que presenta cada cota, ésta es menor, por lo que se generarán planes de producción para estas cotas con el fin de discriminar finalmente cual es el piso de hundimiento óptimo, o si es mejor la opción de considerar la explotación de dos niveles de hundimiento.

Se optó por una secuencia de hundimiento por frentes desacoplados, se trazó el área de inicio en la zona central de la envolvente, de modo que el caving se continúe propagando tanto en dirección norte como en dirección sur, quedando la envolvente mayor dividida en 2 zonas; el sector sur y el sector norte.

Figura 5.9: Envolvente trazada para el piso 1930 y área de inicio.

Se trazaron polígonos dentro del sector Sur y Norte, aproximadamente de 5,000 m 2 cada uno y se programó hundir 2 polígonos cada periodo en el sector Sur y Norte, es decir se programó hundir un total de 20,000 m 2 por periodo.

El plan de producción obtenido para la cota 1930, de acuerdo a los parámetros mencionados en este apartado, es el siguiente.

Tabla 5.6: Plan de producción preliminar para la cota 1930. Producción Producción Ley de  Área Abierta  Área Agotada  Área Activa Periodo anual (kton) diaria (tpd) Cobre (%) (m2) (m2) (m2)

Tonelaje Remanente (kt)

 Año 1

1,332

3,700

1.42

14,800

14,800

13,956

 Año 2

3,096

8,600

1.32

19,600

34,400

31,005

 Año 3

4,782

13,283

1.26

16,800

51,200

43,305

 Año 4

7,780

21,611

1.34

17,600

68,800

53,366

 Año 5

10,980

30,499

1.35

14,400

83,200

56,874

 Año 6

13,320

37,000

1.28

14,800

98,000

58,374

 Año 7

13,320

37,000

1.21

20,400

15,200

117,411

65,526

 Año 8

13,320

37,000

1.14

18,400

19,600

121,071

70,567

 Año 9

13,320

37,000

1.20

14,800

1,600

116,100

71,787

 Año 10

13,320

37,000

1.17

18,000

15,600

132,575

76,230

 Año 11

13,320

37,000

1.14

18,400

17,600

134,928

81,027

 Año 12

13,320

37,000

1.16

16,000

3,600

134,009

83,015

 Año 13

13,320

37,000

1.19

8,000

10,800

138,044

76,819

 Año 14

13,320

37,000

1.21

15,200

126,184

63,499

 Año 15

13,320

37,000

1.21

3,800

111,105

50,179

 Año 16

13,320

37,000

1.17

22,200

107,333

36,859

 Año 17

13,320

37,000

1.12

16,800

85,465

23,539

Plan producción preliminar nivel 1930     )     d    p    t     (    a    i    r    a    i     d    n     ó    i    c    c    u     d    o    r    P

40.000 35.000 30.000 25.000 20.000 15.000 10.000 5.000 0    1    o    ñ    A

   2    o    ñ    A

   3    o    ñ    A

   4    o    ñ    A

   5    o    ñ    A

   6    o    ñ    A

   7    o    ñ    A

   8    o    ñ    A

   9    o    ñ    A

   0    1    o    ñ    A

   1    1    o    ñ    A

   2    1    o    ñ    A

   3    1    o    ñ    A

   4    1    o    ñ    A

   5    1    o    ñ    A

   6    1    o    ñ    A

   7    1    o    ñ    A

   8    1    o    ñ    A

   9    1    o    ñ    A

   0    2    o    ñ    A

Periodos

Figura 5.11: Representación gráfica plan de producción preliminar nivel 1930.

De acuerdo al plan de producción preliminar obtenido para cada cota entre las elevaciones 1850 y 1930 se calculó el fino actualizado y el VAN para cada cota. El fino actualizado corresponde a la cantidad de metal producido, en este caso cobre, en cada periodo y luego esa cantidad es actualizada mediante la aplicación de una tasa de descuento, correspondiente a i , para simular la pérdida del valor económico por el efecto del tiempo que sufre

Se procede a estimar el ingreso correspondiente a cada periodo de producción, de acuerdo a información proveniente del plan de producción tal como la ley media de Cobre y la tasa de producción e información establecida en una primera instancia, como los parámetros metalúrgicos y parámetros económicos tal como el precio del metal a largo plazo y el costo de refinación.

Se calcula el costo total asociado a la producción del periodo, considerando el costo mina, el costo planta, los costos generales y el costo de fundición. Adicionalmente se descuenta el costo asociado a desarrollar las labores destinadas a generar el hundimiento.

producción respectivo, en los primeros periodos, éste nivel presenta una menor cantidad de fino. Los planes de producción correspondientes a las cotas analizadas, se encuentran en el Anexo 5.

Fino actualizado correspondiente a cada elevación     )    t     (    o     d    a    z    i     l    a    u    t    c    a    o    n    i    F

830.000 825.000 820.000 815.000 810.000 805.000 1850

1870

1890

1910

1930

Elevaciones

Figura 5.12: Fino actualizado correspondiente a cada elevación.

De acuerdo a los resultados anteriores es que se seleccionará el piso 1910 como la cota óptima para emplazar el nivel de hundimiento. Se consideró en dicha cota como la óptima para emplazar el piso de socavación ya que es aquella que presenta una mayor cantidad de fino actualizado. En

5.3

Elección piso de hundimiento según radio de búsqueda

Para verificar la validez del programa computacional llevado a cabo con objeto del presente Trabajo de Título, es que se realizó una corrida utilizando el software, en la cual se emplearon los mismos parámetros económicos, tales como precio del mineral y los costos asociados a la explotación del mismo, como los parámetros metalúrgicos, es decir, la ley del concentrado, recuperación, deducción metalúrgica, entre otros. Cabe mencionar que se restringió la altura extraíble máxima a 400 metros, por razones operacionales, ya que los puntos de extracción requerirían reparaciones para extraer una columna mineralizada con una altura extraíble mayor, lo cual es una labor demasiado costosa y compleja. El modelo de bloques debe ser ingresado diluido por algún programa externo. Para que sea más rápida la ejecución del programa, es que se debe crear una carpeta en la cual se encuentren todos los modelos de bloques diluidos a partir de aquellas cotas que se desea analizar. Para el caso particular del caso de estudio se decidió analizar cada una de las cotas desde la base del modelo de bloques, es decir la cota 1450, espaciadas cada 40 m, analizando como última cota la 2490. El programa de radio de búsqueda, calcula el beneficio económico de cada uno de los bloques que forma parte del modelo de bloques en función a los parámetros económicos y metalúrgicos considerados como información de entrada. Luego el software procede a estimar la altura extraíble de cada columna perteneciente al modelo de bloques, empleando el concepto de beneficio marginal, es decir, el programa analiza aquella altura en donde el beneficio acumulado es máximo,

Tabla 5.8: Resultados obtenidos del programa de radio de búsqueda, cada 40 m. Piso Beneficio (MUS$) Ley media (%) Tonelaje (Mt) Atura promedio (m) 1450

0

No aplica

0

No aplica

1490

407.86

1.0295

20.8

400

1530

1496.4

0.9862

82.43

396.3

1570

2304.2

1.0004

123.59

397.4582

1610

2927.1

0.9856

161.39

396.8798

1650

3358.7

1.0004

180.29

398.5287

1690

3818.2

1.0262

195.89

398.2241

1730

4258.4

1.0411

213.12

396.3636

1770

4658.2

1.0747

220.77

394.5725

1810

4965.6

1.1042

224.89

391.7391

1850

5044

1.1291

220.21

389.9448

1890

5063.3

1.1481

215.24

385.4004

1930

5002.4

1.1637

208.46

375.3558

1970

4765.9

1.1979

190.07

363.34

2010

4471.5

1.244

168.52

348.4731

2050

4043.4

1.2709

147.76

337.4822

2090

3731

1.3007

132.27

315.5831

2130

3142.2

1.3002

111.82

304.5892

2170

2464.6

1.2872

88.92

309.7826

2210

1848.4

1.2621

68.786

310.5164

2250

1381

1.2457

52.458

313.2919

2290

1172.7

1.2634

44.034

280.3974

2330

812.19

1.3281

28.558

247.3874

Beneficio total por envolvente 6000 5000     )     $    S 4000    U    M     (    o    i 3000    c    i     f    e    n 2000    e    B

1000 0    0    5    4    1

   0    9    4    1

   0    3    5    1

   0    7    5    1

   0    1    6    1

   0    5    6    1

   0    9    6    1

   0    3    7    1

   0    7    7    1

   0    1    8    1

   0    5    8    1

   0    9    8    1

   0    3    9    1

   0    7    9    1

   0    1    0    2

   0    5    0    2

   0    9    0    2

   0    3    1    2

   0    7    1    2

   0    1    2    2

   0    5    2    2

   0    9    2    2

   0    3    3    2

   0    7    3    2

   0    1    4    2

   0    5    4    2

   0    9    4    2

Cota Nivel de Hundimiento

Figura 5.13: Beneficio total de las envolventes generadas por el programa de radio búsqueda para las cotas comprendidas entre 1450 y 2490.

Se puede observar, que los niveles cuyas envolventes presentan mayores beneficios se encuentran entre las cotas 1850 y 1930, por lo cual se decidió realizar una segunda prueba con el software, esta vez, analizando cada 20 metros el yacimiento, los resultados obtenidos se presentan a continuación.

Figura 5.14: Envolvente trazada por el programa de radio de b úsqueda para la elevación 1930.

Como es posible observar ambas envolventes son similares, sin embargo, aquella trazada por el programa de radio de búsqueda por lo general es un poco más pequeña y presenta bordes más abruptos, que aquella trazada por un planificador, ya que al trazar las envolventes se busca cumplir tanto con criterios económicos de corte y operacionales, los cuales considera el programa desarrollado durante este Trabajo de Título. Sin embargo, el criterio del planificador solamente le puede señalar si se incluirá una columna que cuente con un beneficio inferior, pero cercano al beneficio de corte estipulado con anterioridad, a veces con el sólo objetivo de obtener una envolvente más cercana a una envolvente operativizada.

6

Análisis de resultado

 A continuación se presenta un cuadro resumen con los beneficios totales de las envolventes trazadas para cada nivel, utilizando el programa de radio de búsqueda y trazando las envolventes a mano.

Tabla 6.1: Resumen beneficios obtenidos por envolvente empleando ambas metodologías. Piso

Beneficio envolvente según radio de búsqueda (MUS$)

Beneficio envolvente trazada por planificador (MUS$)

Variación con respecto a envolvente trazada a mano

1450

0

0

0%

1490

407.86

558.30

26.95%

1530

1496.40

1816.90

17.64%

1570

2304.20

2493.78

7.60%

1610

2927.10

3028.39

3.34%

1650

3358.70

3609.96

6.96%

1690

3818.20

4022.29

5.07%

1730

4258.40

4402.27

3.27%

1770

4658.20

4784.44

2.64%

1810

4965.60

5098.48

2.61%

1850

5044.00

5208.35

3.16%

1890

5063.30

5241.91

3.41%

1930

5002.40

5149.19

2.85%

1970

4765.90

4984.28

4.38%

La variación promedio entre las envolventes trazadas a mano y la envolvente generada por el software creado para este Trabajo de Título, es cercano al 9%, en cambio la moda es cerca al 3%.

Beneficio por envolvolvente 6000 Beneficio envolvente trazada por programa radio de búsqueda

5000     )     $    S 4000    U    M     (    o    i 3000    c    i     f    e    n 2000    e    B

Beneficio envolvente trazada por planificador

1000 0    0   0   0   0   0   0   0   0   0   0   0   0   0   0   0   0   0   0   0   0   0   0   0   0   0   0   0    5   9   3   7   1   5   9   3   7   1   5   9   3   7   1   5   9   3   7   1   5   9   3   7   1   5   9    4   4   5   5   6   6   6   7   7   8   8   8   9   9   0   0   0   1   1   2   2   2   3   3   4   4   4    1   1   1   1   1   1   1   1   1   1   1   1   1   1   2   2   2   2   2   2   2   2   2   2   2   2   2

Cota Nivel de Hundimiento

Figura 6.1: Beneficios obtenidos por envolvente empleando ambas metodologías.

Las envolventes trazadas a mano son en la mayoría de los casos más grandes que las trazadas

Figura 6.2: Comparación gráfica de envolventes, elevación 1930.

La diferencia entre el nivel de hundimiento seleccionado, al buscar el piso de hundimiento mediante la metodología empleada actualmente y utilizando el software es de 20 metros, es decir resultó ser una diferencia de un bloque, acorde a la altura de los mismo, definida en el modelo de bloques.

Mientras que el piso seleccionado mediante la metodología que se emplea en la

7

Conclusiones

Con respecto a los beneficios calculados en ambas metodologías: Los beneficios estimados en ambos procedimientos, para las envolventes trazadas para cada cota, no representan el valor exacto que se va a generar al explotar el yacimiento, ya que al realizar una suma de los beneficios de las columnas que conforman la envolvente es simular que el proyecto minero, se construye, se explota y se venden sus productos en un mismo día, es decir, no considera la pérdida de valor del dinero en el tiempo, lo que es vital al momento de evaluar un proyecto minero.

Con respecto a la exploración de piso de hundimiento mediante la metodología empleada actualmente: En este procedimiento, en primer lugar se realiza una inspección visual, la que en este caso de estudio, permitió estimar que el cuerpo mineralizado presentaba leyes más altas entre las cotas 1810 y 2150.  Al realizar la selección del piso de hundimiento, es necesario realizar planes de producción para las cotas que presentan posibilidades de albergar el nivel de socavación, pero la

de estudio, hay ocasiones en que cierto nivel posee mayor cantidad de fino total, como es el caso de la cota 1870, sin embargo es otra elevación la que presenta una m ayor cantidad de fino actualizado, como es el caso de la cota 1910. En un caso como éste, por lo general se opta por aquel piso que posee la mayor cantidad de fino actualizado, ya que con esto se asegura una mayor cantidad de fino recuperado los primeros años de explotación, ya que esto ,asegura mayores beneficios los primeros años del proyecto, los cuales tienen una fuerte influencia en el VAN del proyecto. Utilizando esta metodología es que se estimó que la elevación óptima para emplazar el nivel de hundimiento es la 1910, ya que presenta el mayor fino actualizado.

Con respecto a la exploración de piso utilizando el programa de radio de búsqueda:  A diferencia de otros software utilizados en la selección de piso de hundimiento, los cuales solamente consideran parámetros económicos, ya que se realiza una valorización de cada cota analizada y suman todos los beneficios para una planta específica. El programa de radio de búsqueda, además de realizar la valorización del modelo de bloques y estimar los beneficios de las columnas, mediante la utilización del radio de búsqueda sugerido es que es capaz de generar una envolvente y considera solamente los beneficios asociados a las columnas que cumplan con este parámetro; como se demostró en el acápite anterior, la envolvente trazada por el programa es similar en forma, ubicación espacial y en beneficio total a la envolvente trazada a mano.

El programa de radio de búsqueda fue ideado como una primera aproximación a la selección del piso de hundimiento; es una herramienta que sólo requiere parámetros de entrada para su funcionamiento, por lo cual representa una ganancia en tiempo a los planificadores, ya que la selección del piso de hundimiento representa un proceso iterativo y que demora mucho. Los resultados de esta herramienta deben ser considerados como una primera aproximación a la ubicación definitiva del piso de hundimiento; lo ideal es que el planificador observe los beneficios totales obtenidos por cada nivel y entonces decida realizar planes de producción en aquellos niveles que se consideren de interés. Ya que se considera que la única herramienta que puede definir realmente el nivel de hundimiento óptimo para un yacimiento, es el plan de producción. El piso de hundimiento sugerido en la primera iteración es alguna cota entre los niveles 1850 y 1930, lo cual es por sí sola, un rango bastante acotado para realizar planes de producción. Luego, en la segunda iteración del programa, el nivel de hundimiento sugerido es la cota 1890. En vista de los resultados obtenidos, se puede concluir que se cumplió el objetivo para el cual fue creado el algoritmo; lo cual es reducir el tiempo que demora seleccionar un piso de hundimiento, sirviéndole al planificador y en base a los resultados o archivos de salida del programa, tales como son los archivos de beneficio total por envolvente, y la representación gráfica de la envolvente, éste pueda tomar una decisión.

particular no presente un beneficio de 3 millones de dólares, pero si su beneficio es cercano a este valor de corte y si es una columna vecina de otras, que sí se consideran dentro de la envolvente, lo más probable que se considere parte de la envolvente. La otra razón es que en algunos de los niveles más cercanos a la base del modelo de bloques y en algunos que se encuentran más cercanos a la topografía, como presentan beneficios más bajos (por causa de la dilución, o por la misma morfología del yacimiento), el programa de radio de búsqueda traza dos o más envolvente que cumplan con el área mínima señalada como radio de búsqueda; en cambio el planificador va a tratar de generar una sola envolvente para un mismo nivel, a no ser que se encuentren muy distantes los sectores de interés

8

Recomendaciones

Se recomienda utilizar el concepto de radio de búsqueda para la selección del piso de hundimiento en planificación de largo plazo, lo que entre otros beneficios entrega: Una respuesta a la definición del nivel de socavación, en un periodo de tiempo significativamente inferior a lo que actualmente se utiliza. Un rango de cotas con una muy buena aproximación al óptimo piso de hundimiento, a diferencia de los software comerciales Para la herramienta desarrollada con objeto de este trabajo de título, llamada radio de búsqueda, se debería analizar en una etapa posterior considerar como información de entrada, en vez de un beneficio de corte por columna, un beneficio por tonelada as ociado a cada columna. Para verificar si la diferencia de los resultados del piso de hundimiento, obtenidos mediante las metodologías empleadas, se recomienda diluir el modelo de bloques empleado en los dos procedimientos pero utilizando el mismo código de programación para simular el efecto de la dilución, modelado por Denis Laubscher. En alguna instancia posterior se debería analizar agregar al software alguna alternativa para considerar la opción de dos o más niveles de hundimiento, ya que los yacimientos

9

Referencias bibliográficas

 A geomechanics classification system for the rating of rock mass in the mine design, D.H, Laubscher, Journal of the South African Institute of Mining and Metallurgy, Octubre de 1990. The MRMR Rock Mass Classification for Jointed Rock Masses, D.H, Laubscher y J. Jacubec, Underground Mining Methods, 2001. MassMin 2008, 5th International Conference & Exhibition on Mass Mining, Lulea, Sweden, 2008. MassMin 2004, proud to be miners, Santiago, Chile, 2 004. MassMin 2000, Brisbane, Australia. Villegas, Fernando, Proyecto Mina Chuquicamata subterránea, aspectos geomecánicos y oportunidades de desarrollo (en línea), 2009, < http://www.inchalam-mineria.cl/pdfs/presentacion-fernando-villegas.pdf > http://www.miningaustralia.com.au/news/boulder-split-in-record-time

Anexo 1

Costos de operación diversos sistemas de explotación

Dependiendo del método de explotación empleado en una faena minera es que varían sus costos de explotación. Esto ocurre debido a que, por ejemplo, en el caso de las explotaciones a rajo abierto, la construcción de los accesos presentan un menor costo, ya que la edificación de rampas se lleva a cabo en base a corte y relleno del terreno. Las explotaciones subterráneas presentan costos de operación mayores, ya que requieren infraestructura más compleja para su operación, como lo son niveles de ventilación, rampas de acceso que miden kilómetros, e incluso cavernas de chancado al interior de la mina. Los costos de operación según el método de explotación a utilizar.

Tabla A1.1: Costos de explotación, según sistema de explotación.

Método de explotación

Costo de operación (US$/t)

Rajo abierto

1

Corte y relleno (Cut and Fill)

45

VCR

28

Caserones abiertos (Open stopes)

14

Caserones y pilares (Room and pillar)

13,5

Anexo 2

Variantes de Panel Caving

Debido a que las faenas mineras subterráneas se emplazan cada vez a mayor profundidad, por lo general en roca primaria es que han surgido variantes del Panel Caving, con el objeto de aminorar los efectos del abutment stress debido a la redistribución de los esfuerzos en los sectores productivos, es que en algunos casos difieren las labores del nivel de producción con respecto a las labores a realizar en el nivel de hundimiento, tal como es la socavación del mineral.

Producto de la extracción de mineral, es que el macizo rocoso sufre alteraciones geomecánicas, generándose variaciones tanto en la magnitud como en la orientación de los esfuerzos principales.

De acuerdo a la distribución espacial de los esfuerzos que afectan a las excavaciones cercanas al sector que se encuentra en explotación, es que se pueden distinguir claramente 3 sectores; el sector de pre minería, sector de transición y sector de relajación, los que son descritos a continuación.

Sector pre minería: corresponde a aquellas zonas que se encuentran alejadas de las labores construidas en la mina, asociadas específicamente al frente de socavación, por lo que su estado

EXTRACCION

SOCAVACION

DESARROLLOS

NIVEL DE HUNDIMIENTO

ZONA DE RELAJACION

ZONA DE TRANSICION

ZONA DE PRE-MINERIA

Figura A2.1: Esquema estados del macizo rocoso.

La creación de las variantes del Panel Caving corresponde a la necesidad de mejorar la condición tensional que se genera en las labores que se encuentran en el nivel de producción y en aquellas labores que se encuentran en niveles productivos bajo éste. Esto se logra mediante los cambios implementados en la secuencia operacional de las variantes de este método de explotación que se

Figura A2.2.: Esquema Panel Caving con hundimiento convencional.

 E  A I R  O  A D  B R  U E  Q  A L  E R  M I N

UCL

PTO. EXT.

A   T  E   BA

EXL

VTL RDL

C ALLE 

PIQUES

Figura A2.4: Esquema Panel Caving con hundimiento previo.

 E  A I R  O  A D  B R  U E  Q  A L  E R  M I N

UCL

  T  EA   BA

EXL C ALLE 

VTL RDL

PIQUES

Figura A2.6: Esquema Panel Caving con hundimiento avanzado.

 E  A I R

UCL

 D O  R A  E B  Q U  L  A  E R  M I N

EXL

VTL RDL

  T  E A   BA

C ALLE 

PIQUES

Anexo 3

Factores que influyen en el diseño minero

Geología del yacimiento: Para que un yacimiento mineral sea explotable su concentración debe ser muy superior a la concentración media del mismo elemento a nivel de corteza. El origen de los yacimientos minerales es tan variado como los procesos geológicos y prácticamente cualquier proceso geológico puede dar origen a un yacimiento mineral. Geometría y continuidad del yacimiento: Diversos tipos de yacimiento presentan diferentes tipos de mineralización; en el caso de los pórfidos cupríferos, la mineralización se presenta en forma de vetillas, en cambio, los yacimientos de oro de caracterizan por presentar vetas de oro, con mineralización concentrada solamente en esos sectores y la roca adyacente a dicha veta se considera como estéril. Se emplea Panel Caving generalmente en yacimientos del tipo pórfido cuprífero, ya que este sistema de explotación se caracteriza por su baja selectividad una vez inducido el hundimiento y es capaz de generar altos niveles de producción.

Caracterización del macizo rocoso: La caracterización del macizo rocoso tiene por objetivo describir el macizo rocoso, y de este modo establecer la competencia de éste y así tomar medidas las medidas necesarias para su estabilidad. Cabe destacar que para es importante caracterizar el macizo rocoso tanto en caja com o en mineral.

socavara desde el nivel de hundimiento y no lograra conectar a superficie; dado que este escrito se enfocará en los métodos de explotación subterráneos por hundimiento, es que se tocará en forma más extensa la hundibilid ad. La hundibilidad es una medida cualitativa, la cual expresa la capacidad de un yacimiento de hundir bajo ciertas características. Una de las interrogantes en la minería subterránea es determinar la geometría de hundimiento, representada por el radio hidráulico, que requiere cada yacimiento, para que al socavar dicha área se induzca el hundimiento del macizo rocoso. El radio hidráulico depende de las características geomecánicas del macizo rocoso, tal como es el índice RMR de Laubscher, el cual permite estimar la calidad de la roca, en base a parámetros tal como la resistencia a la compresión uniaxial de la roca (UCS), el espaciamiento y número de familias estructuras y finalmente la condición de las mismas.

Debido a lo explicado con anterioridad, es que en algunas faenas es necesario orientar ciertas excavaciones, por ejemplo tanto las galerías de producción como las galerías de hundimiento, de forma lo más perpendicular posible al sistema estructural mayor, para que de esta manera esas labores vean reducido el daño producido en sus estructuras.

Distribución de la ley. Costos: Los costos de operación varían según el método de explotación a utilizar; como puede apreciar de la Tabla 2.1: “costos de operación de métodos de explotación más comunes”, en el

segundo capítulo, la explotación a rajo abierto es la que presenta menor costo, en oposición al método de explotación por corte y relleno, que es el que presenta el mayor costo de operación; por esto es que una de las primeras decisiones que se toma de acuerdo a la información del yacimiento, como mineralización, profundidad a la que se ubica, es si se explotará de manera subterránea o a cielo abierto; una vez establecido esto es que se procede a comparar diversos sistemas de explotación. Dilución planeada y no planeada: La dilución planeada es el material que se encuentra fuera de la envolvente económica, ya que por el beneficio que genera, es considerado estéril, sin embargo se incorpora a la explotación del yacimiento como parte del diseño minero. La dilución no planeada es aquella que se da producto de la extracción de las reservas; esta puede resultar económica o no, dependiendo de la ley del material que se incorpora a la

Figura A3.2: Dilución planeada no planeada.

equipos; de acuerdo al tamaño de los equipos requeridos es que se estimará las dimensiones de las galerías por las cuales éstos transitarán. Figura A3.3: Sección mínima galerías, de acuerdo a capacidad del L HD (tesis Juan Carlos Arce).

Capacidad LHD

 Ancho libre galería

 Alto libre galería

(yd3)

(m)

(m)

6

4

3.6

7

4

3.6

13

4.5

4

Anexo 4

Estimación del radio hidráulico

El radio de búsqueda puede ser considerado como el radio hidráulico en el caso de estar analizando la iniciación de producción en una mina nueva. Por lo mismo es que este apartado presenta aspectos que se deben considerar en su estimación. Se realizarán recomendaciones para el radio de búsqueda en función de la calidad del macizo rocoso, ya que es posible estimar la hundibilidad de un yacimiento en base a la caracterización geomecánica de la roca, específicamente en base al parámetro RMR de Laubscher, el cual está dado por la siguiente expresión.

Donde: RMRL90: corresponde a la clasificación de Laubscher (1990). P(IRS): corresponde al puntaje asignado por la resistencia a la compresión uniaxial de la roca intacta o UCS. P(FF,n): corresponde al puntaje asignado por la frecuencia de fracturas de acuerdo al número de sistemas estructurales presentes. P(CD): corresponde al puntaje asignado por la condición de las discontinuidades.

Tabla A4.1: Calidad geotécnica de acuerdo al índice RMR de Laubscher (1990). Calidad Geotécnica Muy Mala Mala Regular Buena Muy buena

RMRL90 0 a 10 11 a 20 21 a 30 31 a 40 41 a 50 51 a 60 61 a 70 71 a 80 81 a 90 91 a 100

Clase 5 4 3 2 1

Subclase B A B A B A B A B A

En base al RMR de Laubscher es que se puede estimar el índice MRMR, el cual corresponde al RMR de Laubscher o índice de macizo rocoso de dicho autor, modificado según condiciones de intemperización de la roca, orientación de discontinuidades y condición de tronadura.

Donde: Factores de ajuste: corresponden factores de ajuste, que corresponde a un porcentaje, basados

La meteorización genera secuelas principalmente sobre la resistencia a la compresión uniaxial de la roca intacta, sobre la frecuencia de fracturas o RQD y sobre la condición de las estructuras. La frecuencia de fracturas puede verse afectada ya que la meteorización puede facilitar la aparición de nuevas fracturas en el macizo rocoso, el UCS puede disminuir significativamente si es que ocurre alteración química de la roca y finalmente la condición de las estructuras se ve afectada debido a la alteración de los rellenos de las mismas.  Ajuste por orientación de las discontinuidades: la magnitud del factor dependerá de la posición del eje vertical del bloque a analizar con respecto al sistema estructural, es decir, ya que la fuerza de gravedad

Tabla A4.3: Factores de ajustes por la orientación de discontinuidades. Nº de fracturas que definen un bloque 3 4 5 6

Nº de caras inclinadas alejadas de la vertical y % de ajuste 0.70 0.75 0.80 0.85 0.90 3 2 4 3 2 5 4 3 2 1 6 4 3 2,1

 Ángulo de intersección estructuras(º) 0º a 15º 15º a 45º 46º a 75º

Ajuste 0.76 0.84 0.92

 Ajuste por tronadura:

Tabla A4.5: Factores de ajustes por tronadura. Tipo de tronadura Factor de ajuste Excavación mecánica, sin tronadura 1.00 Tronaduras de contorno controladas 0.97 Tronaduras convencionales de buena calidad 0.94 Tronaduras de mala calidad 0.80

La tendencia más común de relación entre el RMR de Laubscher y el MRMR, es aquella donde se establece que el factor de ajuste bordea el 90%, o como se describe a continuación.

Una vez obtenido el parámetro MRMR, en base al RMR de Laubscher y los factores de ajuste es que se puede estimar el radio hidráulico requerido por el macizo rocoso, para dicho propósito es que se utilizará el ábaco de Laubscher, considerando como dato de entrada el RMR modificado, y proyectando dicho valor, mediante une línea recta paralela al eje de las abscisas, hasta la zona inestable, asegurando de esta manera la propagación del hundimiento y luego se traza una línea paralela al eje de las ordenadas, hasta obtener el valor del radio hidráulico.

Figura A4.1: Ábaco de Laubscher (Karzulovic 1999).

Tabla A4.6: Benchmarking radio hidráulico versus área mínima para hundibilidad. Radio Hidráulico (m) 20 a 25 25 a 27 25 a 30

Área mínima para hundibilidad (m 2) 6400 a 10000 10000 a 11664 10000 a 14400

Se recabó información sobre valores típicos en Panel Caving sobre la clasificación de Laubscher, el índice modificado de Laubscher, radio hidráulico y área mínima para iniciar el Caving, y esto es lo que se encontró.

Tabla A4.7: Parámetros inicio hundimiento de proyectos. Sistema de explotación Panel Caving RMR Laubscher 50 a 60 Radio hidráulico 20 a 30  Área mínima inicio caving (m2) 10,000  Área máxima inicio caving (m2) 40,000 Forma área Cuadrada

Finalmente se sugiere al planificador considere como radio de búsqueda un área de al menos 10,000 m2, valor que puede variar en base a la calidad geotécnica del macizo rocoso.

Anexo 5

Planes de producción preliminar

Se realizaron planes de producción preliminares para las cotas 1850, 1870, 1890, 1910 y 1930. En la construcción de dichos planes se utilizó el siguiente perfil de velocidades de extracción.

Tabla A5.1: Perfil de velocidades de extracción. Porcentaje extraído de la columna (%) Velocidad de extracción máxima (t/m2dia) 0 a 25 0.25 25 a 60 0.5 60 a 100 0.7

Los planes de producción preliminar presentan una duración mínima de 20 años, para la cota 1930 y máxima de 22 años, para las cotas 1850, 1870 y 1910. El ramp up tiene una duración de 5 años en todos los planes y el régimen tiene una duración promedio de 14 años; en cambio el ramp down tiene una duración promedio de 3 años.  Al emplazar el nivel de hundimiento en cualquiera de las cotas analizadas se podría alcanzar un nivel de producción de 37,000 toneladas por día, considerando frentes desacoplados que generen la socavación, uno avanzando hacia el Norte y el otro avanzando en dirección Sur.

Tabla A5.1: Plan de producción nivel 1850.

Periodo Año 1 Año 2 Año 3 Año 4 Año 5 Año 6 Año 7 Año 8 Año 9 Año 10 Año 11 Año 12 Año 13 Año 14 Año 15 Año 16 Año 17 Año 18 Año 19 Año 20 Año 21 Año 22 Total

Producción anual Producción Ley de Área Abierta (kton) diaria (tpd) Cobre (%) (m2) 1,332 3,700 1.27 14,800 3,060 8,500 1.25 19,200 4,872 13,533 1.15 18,400 7,778 21,607 1.22 16,400 10,936 30,378 1.25 14,400 13,320 37,000 1.26 15,200 13,320 37,000 1.21 18,800 13,320 37,000 1.15 22,000 13,320 37,000 1.13 15,600 13,320 37,000 1.13 15,600 13,320 37,000 1.12 19,600 13,320 37,000 1.07 18,400 13,320 37,000 1.11 9,600 13,320 37,000 1.13 4,800 13,320 37,000 1.13 13,320 37,000 1.13 13,320 37,000 1.13 13,320 37,000 1.07 13,320 37,000 1.02 9,024 25,066 0.94 2,824 7,846 0.82 322 895 0.72 226,629 1.13 222,800 :

Área Agotada (m2)

14,800 19,600 800 17,600 16,000 1,800 13,400 14,800 400 19,600 21,600 16,000 16,000 26,000 20,800 3,600 222,800

Área Activa Tonelaje (m2) Remanente (kt) Fino recuperado (kt) 14,800 14,029 14.33 34,000 30,687 32.40 52,400 44,556 47.62 68,800 53,673 80.76 83,200 57,458 116.09 98,400 59,509 142.85 117,019 65,429 136.53 123,151 74,677 130.32 119,915 77,279 128.00 134,611 79,809 128.49 136,975 86,561 126.32 138,966 91,275 121.10 146,729 87,512 125.59 138,251 78,924 128.35 123,896 65,604 127.40 122,227 52,284 127.84 103,264 38,964 128.06 81,147 25,644 121.68 65,233 12,324 115.55 47,736 3,300 71.78 23,440 476 19.80 3,600 154 1.96 2172.818 Fino actualizado 809.20

110

Tabla A5.2: Plan de producción nivel 1870.

Periodo Año 1 Año 2 Año 3 Año 4 Año 5 Año 6 Año 7 Año 8 Año 9 Año 10 Año 11 Año 12 Año 13 Año 14 Año 15 Año 16 Año 17 Año 18 Año 19 Año 20 Año 21 Año 22 Total

Producción anual Producción (kton) diaria (tpd) 1,332 3,700 3,060 8,500 4,908 13,633 7,907 21,964 11,061 30,724 13,320 37,000 13,320 37,000 13,320 37,000 13,320 37,000 13,320 37,000 13,320 37,000 13,320 37,000 13,320 37,000 13,320 37,000 13,320 37,000 13,320 37,000 13,320 37,000 13,320 37,000 13,320 37,000 12,456 34,601 5,437 15,101 733 2,037 233,374

Ley de Cobre (%) 1.26 1.27 1.18 1.25 1.26 1.25 1.20 1.16 1.15 1.14 1.12 1.08 1.12 1.14 1.12 1.12 1.09 1.06 1.02 0.94 0.87 0.74 1.12

Área Abierta Área Agotada Área Activa Tonelaje (m2) (m2) (m2) Remanente (kt) Fino recuperado (kt) 14,800 14,800 14,029 14.22 19,200 34,000 30,604 32.95 18,800 52,800 44,947 49.14 17,200 70,000 54,491 83.76 14,800 84,800 58,344 118.92 16,000 100,800 60,873 141.80 16,400 15,600 116,990 63,964 135.31 16,400 18,800 117,301 67,128 131.07 16,000 1,200 114,636 69,824 130.19 16,000 18,800 129,430 72,614 129.01 19,600 16,000 130,627 79,012 126.70 19,600 5,600 132,972 84,995 122.28 18,400 10,400 146,945 89,875 126.31 8,800 15,600 144,164 85,353 128.54 2,000 129,313 72,033 126.99 16,400 126,467 58,713 126.29 16,800 109,825 45,393 123.19 15,200 93,810 32,073 119.53 17,200 78,204 18,753 115.50 29,200 59,619 6,297 99.12 25,600 31,866 860 40.32 7,600 7,298 127 4.60 232,000 232,000 2225.74 Fino actualizado 820.89

111

Tabla A5.3: Plan de producción nivel 1890.

Periodo Año 1 Año 2 Año 3 Año 4 Año 5 Año 6 Año 7 Año 8 Año 9 Año 10 Año 11 Año 12 Año 13 Año 14 Año 15 Año 16 Año 17 Año 18 Año 19 Año 20 Año 21 Total

Producción anual Producción (kton) diaria (tpd) 1,332 3,700 3,204 8,900 4,936 13,711 8,007 22,243 11,254 31,260 13,320 37,000 13,320 37,000 13,320 37,000 13,320 37,000 13,320 37,000 13,320 37,000 13,320 37,000 13,320 37,000 13,320 37,000 13,320 37,000 13,320 37,000 13,320 37,000 13,320 37,000 11,687 32,464 4,417 12,270 507 1,408 218,505

Ley de Área Abierta Área Agotada Cobre (%) (m2) (m2) 1.29 14,800 1.26 20,800 1.20 17,600 1.26 18,400 1.29 14,400 1.26 14,800 1.20 21,200 14,800 1.17 18,400 5,600 1.15 14,800 15,600 1.15 18,400 18,400 1.13 17,600 17,200 1.13 15,200 1,200 1.16 9,200 13,200 1.18 3,600 1.18 12,800 1.19 21,600 1.14 17,600 1.05 16,800 0.95 23,200 0.83 28,000 0.58 6,000 1.16 215,600 215,600

Área Activa (m2) 14,800 35,600 53,200 71,600 86,000 100,800 122,000 125,223 134,625 136,632 136,761 134,314 142,402 129,234 124,871 111,033 91,067 71,797 54,931 31,884 5,476

Tonelaje Remanente (kt) Fino recuperado (kt) 14,060 14.55 32,394 34.41 45,606 50.40 56,361 85.88 59,761 123.69 61,666 142.87 69,942 136.34 75,399 132.05 77,149 129.85 82,445 129.85 86,799 128.44 87,972 127.86 83,419 131.27 70,099 133.61 56,779 133.27 43,459 135.23 30,139 129.18 16,819 119.33 5,132 94.22 715 31.34 208 2.50 2146.16 Fino actualizado 820.06

112

Tabla A5.4: Plan de producción nivel 1910.

Periodo Año 1 Año 2 Año 3 Año 4 Año 5 Año 6 Año 7 Año 8 Año 9 Año 10 Año 11 Año 12 Año 13 Año 14 Año 15 Año 16 Año 17 Año 18 Año 19 Año 20 Año 21 Año 22 Total

Producción anual Producción Ley de Área Abierta Área Agotada (kton) diaria (tpd) Cobre (%) (m2) (m2) 1,332 3,700 1.33 14,800 3,060 8,500 1.31 19,200 4,936 13,712 1.23 18,800 8,137 22,602 1.28 19,200 11,316 31,433 1.30 14,800 13,320 37,000 1.24 16,000 400 13,320 37,000 1.20 16,000 16,000 13,320 37,000 1.17 16,400 18,400 13,320 37,000 1.17 15,600 1,200 13,320 37,000 1.14 14,800 18,400 13,320 37,000 1.12 20,400 19,200 13,320 37,000 1.14 19,200 2,400 13,320 37,000 1.14 18,400 12,800 13,320 37,000 1.16 4,800 16,800 13,320 37,000 1.14 4,800 13,320 37,000 1.12 15,600 13,320 37,000 1.11 11,600 13,320 37,000 1.07 15,600 13,320 37,000 1.01 22,800 8,847 24,574 0.88 34,800 2,263 6,286 0.73 16,400 13 36 0.47 1,200 226,384 1.14 228,400 228,400

Área Activa (m2) 14,800 34,000 52,800 72,000 86,800 102,787 117,107 118,223 115,434 129,322 130,730 130,114 147,041 137,672 121,815 116,039 101,226 88,817 70,042 48,273 15,647 1,200

Tonelaje Remanente (kt) 13,914 30,292 44,460 55,730 59,151 61,473 63,784 66,386 68,666 70,260 77,365 82,401 86,803 77,903 64,583 51,263 37,943 24,623 11,303 2,456 193 180 Fino actualizado

Fino recuperado (kt) 15.04 33.97 51.45 88.62 125.32 140.85 136.01 132.66 132.46 128.87 126.51 128.93 129.05 130.83 129.00 127.01 125.61 120.65 114.25 66.41 14.05 0.05 2197.60 828.58

113

Tabla A5.5: Plan de producción nivel 1930.

Periodo Año 1 Año 2 Año 3 Año 4 Año 5 Año 6 Año 7 Año 8 Año 9 Año 10 Año 11 Año 12 Año 13 Año 14 Año 15 Año 16 Año 17 Año 18 Año 19 Año 20 Total

Producción anual Producción Ley de Área Abierta Área Agotada (kton) diaria (tpd) Cobre (%) (m2) (m2) 1,332 3,700 1.42 14,800 3,096 8,600 1.32 19,600 4,782 13,283 1.26 16,800 7,780 21,611 1.34 17,600 10,980 30,499 1.35 14,400 13,320 37,000 1.28 14,800 13,320 37,000 1.21 20,400 15,200 13,320 37,000 1.14 18,400 19,600 13,320 37,000 1.20 14,800 1,600 13,320 37,000 1.17 18,000 15,600 13,320 37,000 1.14 18,400 17,600 13,320 37,000 1.16 16,000 3,600 13,320 37,000 1.19 8,000 10,800 13,320 37,000 1.21 15,200 13,320 37,000 1.21 3,800 13,320 37,000 1.17 22,200 13,320 37,000 1.12 16,800 13,320 37,000 0.98 18,800 8,314 23,096 0.88 30,400 1,676 4,656 0.70 20,800 211,119.80 1.17 212,000 212,000

Área Activa (m2) 14,800 34,400 51,200 68,800 83,200 98,000 117,411 121,071 116,100 132,575 134,928 134,009 138,044 126,184 111,105 107,333 85,465 66,259 46,508 19,588

Tonelaje Remanente (kt) 13,956 31,005 43,305 53,366 56,874 58,374 65,526 70,567 71,787 76,230 81,027 83,015 76,819 63,499 50,179 36,859 23,539 10,219 1,905 229 Fino actualizado

Fino recuperado (kt) 16.03 34.63 51.12 88.49 125.90 145.36 137.22 129.49 135.98 131.98 129.00 130.97 134.65 136.50 137.54 132.20 126.68 111.23 61.98 10.01 2106.95 821.92

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