UNIVERSIDAD DE SANTIAGO DE CHILE FACULTAD DE INGENIERÍA DEPARTAMENTO DE INGENIERÍA EN MINAS
EVALU VALUA ACI N T CNI CNICO Y ECON ECON MI MICA CA DE LA SECU SECUEN ENCI CIA A DE EXPL EXPLOT OTA ACI N EN PANEL CAVING CONVENCIONAL BAJO B AJO DISTINTOS ESCENARIOS GEOMECÁNICOS
DIEGO DIEGO A. SILVA CALQU N
Trabajo de Titulación presentado en conformidad a los requisitos para obtener el Título de Ingeniero Civil en Minas. Profesor Guía y Tutor: Sr. Patricio Cavieres Rojas
SANTIAGO 2014
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AGRADECIMIENTOS Quisiera en esta instancia agradecer sinceramente a todas aquellas personas que me han acompañado, apoyado y que finalmente han contribuido a que cumpla con los desafíos en esta etapa de mi formación como profesional. Especialmente mencionar a: Profesor Patricio Cavieres Profesor Eduardo Contreras Profesor Edgar Adam Germán Flores María José Salas Alejandro Alejandro Muñoz Muñoz Daniel Huaco Mis compañeros y profesores del Departamento de Ingeniería en Minas Mis Padres Francisco Silva y Alicia Calquín Y muchos otros que directa o indirectamente estuvieron a mi lado
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RESUMEN Considerando que la secuencia de explotación corresponde al orden en el cual las columnas comienzan a ser extraídas a partir de la envolvente económica (footprint), naturalmente cuando determinamos dicha secuencia de explotación, se busca los mejores beneficios para los primeros años, a modo de impactar positivamente los índices de rentabilidad del proyecto. Pese a esto, existen lineamientos geomecánicos que permiten mitigar riesgos asociados a inestabilidades (colapsos, estallido de rocas, caída de bloques, sobre-excavación de galerías, subsidencia), lo cual permite iniciar el Caving bajo un concepto de administración del riesgo geomecánico. En función de lo anterior, el presente Trabajo de Titulación tiene como objetivo realizar una evaluación técnico-económica de la secuencia de explotación de un Panel Caving convencional, bajo distintos escenarios geomecánicos y a partir de un mismo polígono de reservas. En esta línea, se presentan dos escenarios distintos. Uno es iniciar la explotación en la zona de altas leyes con geomecánica menos favorable dado un caving virgen y con mayor altura de columna insitu
adelante llamado “CASO A”) y otro, iniciar la explotación en la zona de leyes más bajas con (en adelante menor altura de columna insitu y geomecánica favorable, en la zona contigua a un sector ya explotado que cuenta con caving conectado (en adelante llamado “CASO B”). El trabajo se basa en un modelo de 108,780 bloques de 10x10x9m, el cual fue valorizado con precios de 2.8 US/lb Cu y 13 US/lb Mo, se seleccionó un piso (cota centroide 2025.5), se diluyó mediante Laubscher al 40%, se revalorizó, se determinaron las alturas y beneficios máximos por columna, posteriormente se determinó el footprint el cual fue de 280x450m, un área mínima de extracción según radio hidráulico de 7,200 m y un perfil de velocidades de extracción recomendadas y diferenciadas para caving virgen y conectado para el 30% de columna de mineral primario (197 m). Realizado el proceso de planificación, se lograron los respectivos planes a 20 años de duración y a tasa de producción en régimen de 14,000 tpd, la diferencia en los planes radica en que el caso A, para dar cumplimiento con el área mínima de socavación de 7,200 m 2 más la zona de seguridad de 60 metros con fortificación definitiva, debe preparar al primer periodo 21,000 m 2, lo que toma 2.6 años, generando una merma en el ramp-up y mayor tiempo requerida en etapas previa a la entrada en producción en relación al plan del caso B el cual no requiere área mínima porque es una continuación de caving conectado y solo toma 1 año en preparar la zona de seguridad. Una segunda diferencia viene dada por el área a hundir por periodos mediante simulaciones, donde el caso A requiere hundir 8,000 m 2/año y el caso B 11,000 m 2/año, lo cual impacta en los flujos dado que hay una diferencia en el costo de preparación que se posterga en el tiempo en el caso A. Finalmente a la vista ambos planes, y en base a lo antes señalado, el resultado de la evaluaci evaluación ón económica muestra el caso A como la opción preferida con un VAN de 238 (MUS$), TIR de 24(%) y PRC 7 (años), a la vez que la opción menos favorable es el caso B con un VAN de 213 (MUS$), TIR de 23(%) y PRC 8 (años).
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INDICE DE CONTENIDOS CAPÍTULO I: GENERA LIDADES Y PL ANTEAM IENTO DEL PROBL EMA ……………...…………….. 15
1.1. INTRODUCCIÓN……………………………………………………………………..…….……………15 1.2. OBJETIVOS DEL ESTUDIO………………………………………………………..…….……………16 1.2.1.
OBJETIVO PRINCIPAL……………………………………………………………………………16
1.2.2.
OBJETIVOS ESPECÍFICOS………………………………………………………………………16
1.3. ALCANCES Y LIMITACIONES DEL ESTUDIO………………………………………..……………17 1.4. LIMITACIONES DEL ALCANCE…………………………………………………………...…………18 1.5. METODOLOGÍA DE TRABAJO…………………………………………………………….…………18 1.6. JUSTIFICACIÓN DEL ESTUDIO………………………………………………..………….…………19 CA PÍTUL O II: MÉTODO PA NEL CA VING Y SUS V ARIA NTES ………………………………………….20
2.1. INTRODUCCIÓN………………………………………………………………………….…………..…20 2.2. EL MÉTODO PANEL CAVING………………………………………………………….……………..20 2.3. PANEL CAVING CON HUNDIEMIENTO CONVENCIONAL ……………………….…………...…23 2.3.1.
PANEL CAVING CONVENCIONAL – ESTADO TENSIONAL………………….…………….24
2.4. PANEL CAVING CON HUNDIMIENTO PREVIO ……………………………………………………25 2.4.1.
PANEL CAVING CON HUNDIMIENTO PREVIO – ESTADO TENSIONAL…………………25
2.5. PANEL CAVING CON HUNDIMIENTO AVANZADO ………………………………….……………26 2.5.1.
PANEL CAVING CON HUNDIMIENTO AVANZADO – ESTADO TENSIONAL….…………27
2.6. PANEL CAVING CON HUNDIMIENTO AVANZADO AL LÍMITE …………………………………27 2.6.1.
PANEL
CAVING
CON
HUNDIMIENTO
AVANZADO
AL
LÍMITE – ESTADO
TENSIONAL………………………………………………………………………………...………28 CA PÍTUL O III: DESCR IPCIÓN DE LO S L INEAM IENTOS D E PL AN IFICACIÓN …………….………...29
3.1. PROCESO DE PLANIFICACIÓN A LARGO PLAZO DE UN PANEL CAVING…………….….. 29 3.2. El MODELO DE BLOQUES.……………….………………….………………….…………..……….30 3.3. EL PROCESO DE DILUCIÓN……………………………….…………………….……….………….33 3.3.1.
MÉTODO DE DILUCIÓN DE LAUBSCHER…………………………….…………..……….…34
3.4. VALORIZACIÓN DEL MODELO DE BLOQUES………………………….………..……..…….….37 3.4.1. INGRESOS…………………………..………………….………………….……………….……….38 3.4.2. COSTOS………………………………………….………………….……………….……….….….39 3.5. SELECCIÓN DEL PISO DE HUNDIMIENTO ………….………………….……………………….…41 3.5.1.
METODOLOGÍA UTILIZADA EN LA BÚSQUEDA DEL PISO DE HUNDIMIENTO …..……42
3.6. DEFINICIÓN DE LA ENVOLVENTE ECONÓMICA………………………….………………….….43 3.7. ALTURA DE COLUMNA EXTRAIBLE……………………….………………….……………….…..44 3.8. TASA DE EXTRACCIÓN……………………….……………….….………………….……..………..45
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3.9. SECUENCIA DE EXTRACCIÓN……………………….………………….……………………….….46 3.10. PLAN DE PRODUCCIÓN………………………….………….………….………………….……….47 3.11. DISEÑO MINERO………….………………….………………….………………….……..…………48 3.12. EVALUACIÓN ECONÓMICA………………………….………………….………………….………49 3.12.1. INGRESO BRUTO………………………….………………….………………….……..…………50 3.12.2. COSTOS………………..………………………………….….….……………….…………………50 3.12.3. INVERSIONES………………………………….…………..….….……….………………….……51 3.12.4 OTROS……………………….………………….………………….….……………….….…………51 CA PÍTUL O IV: DES CRIPCIÓN DE L INEAM IENTOS GEOM ECÁNICOS ……….………………………52
4.1. RIESGOS GEOMECÁNICOS EN OPERACIONES EXPLOTADAS POR PANEL CAVING …..52 4.1.1. INTRODUCCIÓN…………………………………….…………………….……………….……….52 4.1.2.
SISMICIDAD INDUCIDA POR LA MINERÍA………………………….………………………..52
4.1.3.
ESTALLIDOS DE ROCA…………………………………………………………………..………54
4.1.4.
COLAPSOS A ESCALA MAYOR Y COLAPSO DE GALERÍAS ………………………..……56
4.1.5.
PLANCHONEO Y SOBREEXCAVACIÓN DE LABORES ………………………….……...….57
4.1.6.
FORMACIÓN Y CAÍDA DE BLOQUES ESTRUCTURALES ………………………..………...59
4.1.7. SUBSIDENCIA…………………………………………………………………………………...…60 4.2. COMPORTAMIENTO GEOMECÁNICO DE SECTORES QUE CONVERGEN ………….………62 4.2.1. INTRODUCCION…………………………………………………………………………...….……62 4.2.2. SOBRE MINA TENIENTE 4 SUR…………………………………………………………………62 4.2.3.
COMPORTAMIENTO DE LA CONVERGENCIA DEL PILAR “NUDO ISLA”………...….…64
4.2.4. ANALISIS
DE
LA
EVOLUCION
DE
LA
GEOMETRIA
DEL
PILAR
DE
CONVERGENCIA……………………………………………………………………………..……68 4.2.5.
COMENTARIOS FINALES Y CONCLUSIONES ……………………….…………………….…71
4.3. CONTROL DE LA SISMICIDAD INDUCIDA…………………………….…………………………...71 4.3.1. INTRODUCCION……………………….………………….…………………….………………….72 4.3.2.
COMIENZOS DE LA EXPLOTACIÓN DE MINERAL PRIMARIO ………………………….…72
4.3.3.
TRANCISION A MINERAL PRIMARIO, SECTOR SUB 6………………….…….……………73
4.3.4.
PUESTA EN MARCHA DEL SECTOR SUB 6…………………………….……….……………73
4.3.5.
MARCO CONCEPTUAL PARA LA SISMICIDAD INDUCIDA…………………...……………74
4.3.6.
PLAN EXPERIMENTAL TENIENTE SUB 6…………………………….……………….………75
4.3.7.
ESTADO POSTERIOR AL PLAN EXPERIMENTAL ………………………….…..……………77
4.3.8.
ANALISIS DE LOS RESULTADOS……………………….………………….…………..………77
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CAPÍTULO V: ANÁLISIS DEL CASO ESTUDIO …………………….………………….…...……..………79 5.1. INTRODUCCIÓN……………………………………….………………….………………..………….79 5.2. PRESENTACIÓN DEL CASO…………………………….………………….…….…………………79 5.3. CARACTERÍSTICAS DEL MODELO DE ESTUDIO ………………………………...……………..81 5.3.1.
CATEGORIA DE RECURSOS……………………………………………………………………81
5.3.2.
COORDENADAS DEL BLOQUE…………………………………………………...……………83
5.3.3. LEYES DE BLOQUE…………………………………………………………………...……….…83 5.3.3.1. LEYES DE COBRE TOTAL………………………………………………………………….…83 5.3.3.2. LEYES DE MOLIBDENO…………………………………………………………………..……88 5.3.3.3. LEYES DE ARSÉNICO…………………………………………………………………...…..…90 5.3.4.
DENSIDADES DE BLOQUE………………………………………………………………...……91
5.3.5. PARÁMETROS GEOMETALÚRGICOS…………………………………………………………92 5.3.5.1. RECUPERACIÓN GLOBAL………………………………………………………………….…92 5.3.5.2. DUREZA O WORK INDEX (ÍNDICE DE TRABAJO DEL MATERIAL)…….…..…………93 5.4. VALORIZACIÓN PRELIMINAR DE LOS BLOQUES ………………………………………………93 5.5. SELECCIÓN DEL PISO DE HUNDIMIENTO …………………………………………………..……97 5.5.1. VISUALIZACIÓN DEL MODELO…………………………………………………………………98 5.5.2.
BENEFICIO MARGINAL POR COTAS…………………………………………………..…….102
5.5.3.
METAL RECUPERADO POR COTAS…………………………………………………………103
5.6. DILUCIÓN DEL MODELO DE ESTUDIO…………………………………………………………..104 5.7. RE-VALORIZACIÓN DE LOS BLOQUES CON EL MODELO DILUIDO …………..…..………106 5.8. DETERMINACIÓN DE BENEFICIOS Y ALTURAS MÁXIMAS EXTRAÍBLES ……..…………106 5.9. CONFECCIÓN DEL ÁREA DE EXTRACCIÓN…………………………………………….…..…109 5.10. ÁREA MÍNIMA DE EXTRACCIÓN……………………………………………………………...…111 5.11. SECUENCIA DE EXPLOTACIÓN …………………………………………………………...……113 5.11.1.
CRITERIO DE SECUENCIA CON PLANTA DE BENEFICIOS POR TONELADAS DE LA
COLUMNA ……………………………………………………………………………………………...…..113 5.11.2.
CRITERIO DE SECUENCIA CON PLANTA DE BENEFICIOS POR ALTURAS DE LA
COLUMNA………………………………………………………………………………………………..…114 5.11.3.
CRITERIO DE SECUENCIA SEGÚN ASPECTO TÉCNICO Y OPERATIVO ………...…115
5.12. SUAVIZAMIENTO DE LAS COLUMNAS…………………………………………………...……115 5.13. PLAN DE PRODUCCIÓN………………………………………………………………………..…116 5.13.1
CAPACIDAD DE PRODUCCIÓN………………………………………………………...……116
5.13.2.
PERFIL DE VELOCIDADES DE EXTRACCIÓN…………………………………….………117
5.13.3.
ÁREA HUNDIDA POR PERIODO………………………………………………………..……118
5.13.4. RESULTADOS PLAN DE PRODUCCIÓN………………………………..……………………121
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5.13.4.1. PRIMERA SIMULACIÓN PLAN DE PRODUCCIÓN CASO INICIO CAVING VIRGEN…………………………………………………………………………………….………………..121 5.13.4.2. SEGUNDA SIMULACIÓN PLAN DE PRODUCCIÓN CASO INICIO CAVING VIRGEN……………………………………………………………………………………...………………125 5.13.4.3. PRIMERA SIMULACIÓN PLAN DE PRODUCCIÓN CASO INICIO CAVING CONECTADO………………………………………………………………………………………………129 5.13.4.4. SEGUNDA SIMULACIÓN PLAN DE PRODUCCIÓN CASO INICIO CAVING CONECTADO…………………………………………………………………………………..….………133 CA PÍTUL O VI: EVAL UA CIÓN ECONÓMICA DE LA S AL TERNA TIVAS …………………….…..……137
6.1. INTRODUCCIÓN………………………………………………………………………………………137 6.2. CONSIDERACIÓNES DEL DISEÑO ………………………………………………………..………137 6.3. CONSIDERACIÓNES OPERATIVAS ………………………………………………………………137 6.4. CONSIDERACIONES ECONOMICAS…………………………………………….……………..…138 6.5. EVALUACIÓN TÉCNICO-ECONÓMICA CASO A ………………………………….…………….139 6.6. EVALUACIÓN TÉCNICO-ECONÓMICA CASO B………………..………………………………141 CA PÍTUL O VII: CONCL USIONES Y RECOMEN DA CIONES ……………………………………………143 7.1 CONCLUSIONES………………………………………………………………………………………143
7.2 RECOMENDACIONES ………………………………………………………..………………………145 CA PÍTU L O VIII: REFERENCIAS
BIBLIOGRÁFICAS…………………………..…………………………146
ANEXOS A: Información de tablas y gráficos…………………………….……………………….……148 ANEXOS B: Información de diseño…………………………………………………..………………...…156 ANEXO C: Información de la evaluación técnico-económica……….……………………….………158 ANEXO D: Planificación del esponjamiento de bateas y socavación………………………………162
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INDICE DE FIGURAS FIGURAS DEL CA PÍTULO I: GENERAL IDADES Y PLANTE AMIENTO DEL PROB LEMA Sin Figuras FIGURA S DEL CA PÍTULO II: MÉTODO PA NEL CA VING Y SUS VA RIANTE S
Figura 2.1: Estado del macizo rocoso.……………………………….……………………………………22 Figura 2.2: Vista perfil de Panel Caving Convencional y su secuencia de desarrollos…….……24 Figura 2.3: Estado tensional en Panel Caving Convencional…..……………………………………..24 Figura 2.4: Vista perfil de Panel
Caving con Hundimiento Previo y su secuencia de
desarrollos………………………………………………………………………………………………….…...25 Figura 2.5: Estadio tensional en Panel caving con Hundimiento Previo……………………………26 Figura 2.6: Vista perfil de Panel
Caving con Hundimiento Avanzado y su secuencia de
desarrollos………………………………………………………………………………………………………26 Figura 2.7: Estadio tensional en Panel Caving con Hundimiento Avanzado……………………….27 Figura 2.8: Vista perfil de Panel
Caving con Hundimiento al Límite y su secuencia de
desarrollos…………………………………………………………………………………………………..…..28 Figura 2.9: Estado tensional en Panel Caving con Hundimiento Avanzado al límite………..……28 FIGURA S DEL CA PÍTULO III: DE SCRIPCIÓN DE L OS L INEAM IENTOS DE PL AN IFICACIÓN
Figura 3.1: Esquema del proceso de planificación largo plazo de un Panel Caving……………...29 Figura 3.2: Simulación del proceso de dilución mediante trazadores…………………………....…33 Figura 3.3: Ejemplo proceso de dilución………………………………………….……………………....33 Figura 3.4: Mezcla de la extracción…………………………………………………..…………...………..34 Figura 3.5: Representación del punto de entrada de dilución (PED)………….……………...……...35 Figura 3.6: Nemotécnica del modelo de Laubscher ……………………………….……………...….....36 Figura 3.7: Ejemplo de cálculo, dilución de Laubscher ……………………………..……………...…..37 Figura 3.8: Pronóstico precio del cobre mediano plano………………………………....…………….38 Figura 3.9: Pronóstico precio del cobre mediano plano a largo plazo……………..…...…………...39 Figura 3.10: Representación de la selección de la altura de columna extraíble en número de bloques…………………………………………………………………………………………………………..44 Figura 3.11: Representación gráfica de las etapas de un plan de producción………….…..……..47 Figura 3.12: Malla de extracción tipo cuadrada………………………………………………………….48 Figura 3.13: Malla de extracción tipo teniente………………………………………………….……...…48 Figura 3.14: Malla de extracción tipo Henderson………………………………………………………..49
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FIGURA S DEL CA PÍTULO IV: DE SCRIPCIÓN SCRIPCIÓN DE LINEA MIENTOS GEO MECÁNICOS
Figura 4.1: En el esquema esq uema de la figura de d e la izquierda, situación de Caving Inicial o Virgen. En el esquema de la figura de la derecha, situación Caving Conectado en que la respuesta sísmica del macizo rocoso es más favorable……………………………………………………………………….53 favorable……………………………………………………………………….53 Figura 4.2: Proceso estándar que genera g enera la sismicidad inducida por la minería…….……………5 minería…….……………544 Figura 4.3: Esquema general para el surgimiento de actividad sísmica relevante que podría derivar en un estallido de roca…………………………………………………………………..……….....5 roca…………………………………………………………………..……….....55 Figura 4.4: Esquema ilustrativo de mecanismos para la generación de Colapsos…….…………5 Colapsos…….…………566 Figura 4.5: Sobre-excavación Sobre-excavación en NH en sector Ten 3 Isla de Mina “El Teniente”, CODELCO Chile……………………………………………………………………………………………………..……….58 Chile……………………………………………………………………………………………………..……….58 Figura 4.6: Sobre-Excavación de bloques controlados estructuralmente en intersección DriftZanja, Sector Ten 3…………………………………………………………………………………………….59 3…………………………………………………………………………………………….59 Figura 4.7: Esquema ilustrativo con parámetros asociados al fenómeno de Subsidencia y de la morfología del cráter. Tomado de Pardo C., “Subsidencia en Mina El Teniente”,1999……..……61 Teniente”,1999……..……61 Figura 4.8: Panel Caving con Hundimiento con Convencional……………………………………….63 Convencional……………………………………….63 Figura 4.9: Representación tridimensional de la zona de convergencia, Ten 4 Sur e Islas……..63 Islas……..63 Figura 4.10: Actividad sísmica sector Ten 4 Sur (2001)…………………………………………… (2001)……………………………………………....…64 Figura 4.11: Actividad Sísmica Ten 4 Sur (2006)……………………………………………………..….65 (2006)……………………………………………………..….65 Figura 4.12: Actividad sísmica mensual de Enero 2001 a Diciembre de 2006, Pilar Nudo Isla….6 Isla….655 Figura 4.13: Actividad sísmica relevante (Mw>1.0) de Enero 2001 a Diciembre de 2006, Pilar Nudo Isla……………………………………………………………………………………………………...…66 Isla……………………………………………………………………………………………………...…66 Figura 4.14: Energía media generada por actividad sísmica relevante (Mw>1.0) de Enero 2001 a Diciembre de 2006, Pilar Nudo Isla………………………………………………………………………....67 Isla………………………………………………………………………....67 Figura 4.15: Volumen aparente (deformación sísmica) en Pilar Nudo Isla en 2003 y 2004 respectivamente………………………………………………………………………………………………..68 respectivamente………………………………………………………………………………………………..68 Figura 4.16: 4.16: Fracturas y cambios en los límites del cráter en Pilar “Nudo Isla” en Noviembre 2006………………………………………………………………………………………………………..……..6 2006 ………………………………………………………………………………………………………..……..69 Figura 4.17: Sección SE-NO, SE-NO, representando flujo de esfuerzos en Pilar “Nudo Isla” y la actividad sísmica asociada (efecto alta montaña, año 2006)…………………………… 2006)……………………………....……..…….70 ……..…….70 Figura 4.18: 4.18: Zona de quiebre y concentración con centración sísmica en Pilar “Nudo Isla”, Agosto de 2006….70 Figura 4.19: Sector Sub 6 a Junio de d e 1996…………………………………………………………..……78 1996…………………………………………………………..……78 FIGURAS DEL CAPÍTULO V: ANÁLISIS DEL CASO ES TUDIO
Figura 5.1: Representación ilustrativa (perfil oeste-este) del caso a analizar con la condición de caving para ambas alternativas de secuenciamiento (desde caving virgen y desde caving conectado)…………………………………………………………………………………………………..…..80 conectado)…………………………………………………………………………………………………..…..80 Figura 5.2: Participación de recursos del modelo por categoría……… categoría………... ...……………………….…..81 ……………………….…..81
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Figura 5.3: Isométrica Modelo de Bloques con Tipos de Recursos…………………… Recursos……………………....………... ………......82 ...82 Figura 5.4: Isométrica Modelo de Bloques con Recursos Medidos e Indicados……… Indicados………... ...………...82 ………...82 Figura 5.5: Histograma de Leyes de Cobre…………………………………………………… Cobre……………………………………………………... ...…….….84 …….….84 Figura 5.6: Curva Tonelaje Ley Cobre Total………………………………………….………… Total………………………………………….…………... ...………85 ………85 Figura 5.7: Histograma de Leyes de Cobre con recursos medidos……………….………… medidos……………….…………... ...…….86 …….86 Figura 5.8: Curva Tonelaje Ley Cobre Total con recursos medidos……………….………… medidos……………….…………... ...……87 ……87 Figura 5.9: Histograma de Leyes de Cobre con recursos medidos e indicados……………… indicados………………......87 ......87 Figura 5.10: Curva Tonelaje Ley Cobre Total con recursos medidos e indicados………… indicados…………..……..88 Figura 5.11: Histograma de Leyes de Molibdeno………………………………………………………..89 Molibdeno………………………………………………………..89 Figura 5.12: Curva Tonelaje Ley Molibdeno……………………………………………………… Molibdeno………………………………………………………..……...89 Figura 5.13: Histograma de Leyes de Arsénico………………………………………….………………90 Arsénico………………………………………….………………90 Figura 5.14: Curva Tonelaje Ley Arsénico………………………………………………….…… Arsénico………………………………………………….……..……….91 Figura 5.15: Histograma de Frecuencia de Densidades………………………………….…… Densidades………………………………….……..……....92 Figura 5.16: Pronostico de precios de commodities (Fuente: Consensus)………………… Consensus)…………………..……..94 ……..94 Figura 5.17: Histograma de frecuencia realizado a los Ingresos por Bloque……………… Bloque………………..……...95 ……...95 Figura 5.18: Histograma de frecuencia realizado a los Costos por Bloque………………… Bloque…………………..……..96 Figura 5.19: Histograma de frecuencia realizado a los Beneficios por Bloque……….…………...9 Bloque……….…………...977 Figura 5.20: Modelo de Bloques del Estudio con Leyes L eyes por bloques………………………… bloques…………………………..…….98 Figura 5.21: Modelo de Bloques del Estudio con Leyes L eyes por bloques sobre ley 0.3 %Cu………..98 %Cu………..98 Figura 5.22: Perfil Este-Oeste en Y= 4215 de Leyes por Bloques……………………………… Bloques………………………………....…...99 …...99 Figura 5.23: Perfil Este-Oeste en Y= 4355 de Leyes por Bloques ……………………………… ………………………………..….100 Figura 5.24: Perfil Este-Oeste en Y= 4485 de Leyes por Bloques ……………………………… ………………………………..….101 Figura 5.25: Beneficio Total Por Cotas…………………………………………………………… Cotas……………………………………………………………... ...…..102 …..102 Figura 5.26: Beneficio Total acumulado por Cotas……………………………………………… Cotas………………………………………………... ...…102 …102 Figura 5.27: Planta 2,025.5 con Beneficios Máximos extraíbles por columna……………………107 columna……………………107 Figura 5.28: Isométrica de Altura de Columnas máximas extraíbles vista 1…………………… 1……………………...108 ...108 Figura 5.29: Isométrica de Altura de Columnas máximas extraíbles vista 1…………..……… 1…………..………..…108 Figura 5.30: Tendencia de la razón entre la altura de la columna (H) y el ancho (B) de la envolvente. (Tomado de “Current practices and trends in cave Mining, Massmin 2004)..…..…109 Figura 5.31: Planta envolvente de extracción seleccionado…………………………………………110 seleccionado…………………………………………110 Figura 5.32: Tendencia de la razón entre el largo (L) y el ancho (B) de la envolvente. (Tomado de “Current practices and trends in cave Mining, Massmin 2004)……………...………………………111 2004)……………...………………………111 Figura 5.33: Ábaco de Laubscher (modificado por Karzulovic, 1999)………….………… 1999)………….…………....………112 ………112 Figura 5.34: Beneficio Proporcional por tonelada de columna…………………….………… columna…………………….…………..…….113 Figura 5.35: Beneficio Proporcional por altura de columna…………………………..……………..1 columna…………………………..……………..114 14 Figura 5.36: Isométrica de Altura de Columnas extraíbles suavizadas…………………… suavizadas……………………..………116 ………116
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Figura 5.37: Niveles de producción y correspondientes áreas agotadas por año por método agotamiento continuo……………………………………………………………………………………….118 continuo……………………………………………………………………………………….118 Figura 5.38: Producción por periodo (años) Simulación 1 caso caving virgen...…..……. …..…….………121 Figura 5.39: Áreas del plan de producción produ cción Simulación 1 caso caving virgen. …………. ………….……….122 Figura 5.40: Velocidades de Extracción Simulación 1 caso caving virgen..……………… virgen..………………..……..122 Figura 5.41: Leyes Medias de Molibdeno por Periodo Simulación 1 caso caving virgen…….... virgen……....123 Figura 5.42: Leyes Medias de arsénico por po r Periodo Simulación 1 caso caving virgen…………124 virgen…………124 Figura 5.43: Participación de recursos y reservas por periodo del plan caso caving virgen.....124 Figura 5.44: Producción por periodo Simulación 2, caso caving virgen………………………. virgen……………………….….125 Figura 5.45: Áreas del plan de producción produ cción Simulación 2 caso caving virgen………......……. virgen………......……..…126 .…126 Figura 5.46: Velocidades de Extracción Simulación 2 caso caving virgen………………..……...126 virgen………………..……...126 Figura 5.47: Leyes Medias de Molibdeno por Periodo Simulación 2 caso caving virgen………127 Figura 5.48: Leyes Medias de arsénico por po r Periodo Simulación 2 caso caving virgen………...127 Figura 5.49: Participación de recursos y reservas por periodo del plan caso caving virgen….128 virgen….128 Figura 5.50: Incorporación de columnas por periodo. Secuencia desde el N-O...…….… N-O...…….…..…...…128 Figura 5.51: Agotamiento de columnas por periodo. Secuencia desde d esde el N-O..………..… N-O..………..…..…….129 Figura 5.52: Producción por periodo Simulación 1 caso caving conectado…………….… conectado…………….…..…….130 Figura 5.53: Áreas del plan de producción produ cción Simulación 1 caso caving conectado………..……..130 conectado………..……..130 Figura 5.54: Velocidades de Extracción Simulación 1 caso caving conectado………………..…131 conectado………………..…131 Figura 5.55: Leyes Medias de Molibdeno por Periodo Simulación 1 caso caving conectado....131 Figura 5.56: Leyes Medias de arsénico por po r Periodo Simulación 1 caso caving conectado...…132 conectado...…132 Figura 5.57: Participación recursos y reservas por periodo del plan caso caving conectado...132 Figura 5.58: Producción por periodo Simulación 2 caso caving conectado………… conectado…………... ...……..…..13 ……..…..1333 Figura 5.59: Áreas del plan de producción p roducción Simulación 2 caso caving conectado…..… conectado…..…... ...……...133 ……...133 Figura 5.60: Velocidades de Extracción Simulación 2 caso caving conectado…...……… conectado…...………....……134 ……134 Figura 5.61: Leyes Medias de Molibdeno por po r Periodo Simulación 2 caso caving conectado....134 Figura 5.62: Leyes Medias de arsénico por po r Periodo Simulación 2 caso caving conectado……135 conectado……135 Figura 5.63: Participación recursos y reservas por periodo del d el plan caso caving conectado...135 Figura 5.64: Incorporación de columnas por periodo. Secuencia desde el N-E…………… N-E……………....…..136 …..136 Figura 5.65: Agotamiento de columnas por periodo. Secuencia desde d esde el N-E……………… N-E………………......136 ......136 FIGURA S DEL CA PÍTULO VI: EVA LU AC IÓN ECONÓMICA ECONÓMICA DE L AS A LTER NA TIVAS
Figura 6.1: Flujos de caja descontados de scontados acumulados CASO A……………………………….…… A……………………………….……...140 ...140 Figura 6.2: Análisis de sensibilidad CASO A, proyecto puro…………………………………. puro………………………………….…….140 Figura 6.3: Flujos de ca ja descontados acumulados CASO B………………………………. B………………………………...……..141 Figura 6.4: Análisis de sensibilidad CASO B, proyecto proyecto puro……………………………… pu ro………………………………… ….…….142
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FIGURAS DEL CAPÍTULO VII: CONCL USIONES Y RECOMENDA CIONES Sin Figuras FIGURAS DEL CAPÍTULO VIII: REFERENCIAS BIBL IOGRÁFICAS Sin Figuras FIGURAS DEL ANEXO A : INFORMACIÓN DE TAB LA S Y GRÁFICOS Sin Figuras FIGURAS DEL ANEXO B: INFORMACIÓN DE DISEÑO
Figura B.1: Perfil esquemático de la disposición de niveles en el caso estudio………………...157 Figura B.2: Malla de extracción tipo Teniente 15x20 m……………………………………………….157 FIGURA S DEL AN EXO C: INFO RMA CIÓN DE LA EVAL UA CIÓN TÉCNICO-ECO NÓMICA Sin Figuras FIGURAS DEL ANEXO D: PL ANIFICACIÓN DEL E SPONJAM IENTO DE BATEA S Y SOCAVA CIÓN
Figura D.1: Representación del área mínima a socavar……………………….…………….………..163 Figura D.2: Plan de producción de esponjamiento de batea y socavación de 20 (m) en área mínima de socavación, CASO A……………………………………………………...…………..……….165
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ÍNDICE DE TABLAS TAB LA S DEL CAPÍTULO I: GENERA LIDADES Y PLANTEA MIENTO DEL PROBLEMA Sin Tablas TAB LA S DEL CAPÍTULO II: MÉTODO PA NEL CA VING Y SUS VA RIANTES
Tabla 2.1: Método de explotación usado en distintas minas de El Teniente………………………23 TA BL AS DEL CA PÍTULO III: DESC RIPCIÓN DE LO S LINEA MIENTOS DE PL AN IFICACIÓN Sin Tablas TA BL AS DEL C AP ÍTULO IV: DES CRIPCIÓN DE LINEA MIENTOS GEOM ECÁNICOS
Tabla 4.1: Campo de esfuerzos Sector Ten 4Sur previo a la minería……………………..…………63 Tabla 4.2: Resumen eventos sísmicos y estallidos de roca “Pilar Nudo Isla“(2001-2006)………64 Tabla 4.3: Ratio Es/Ep de eventos sísmicos en Pilar Nudo Isla entre 2003 y 2006..………………67 Tabla 4.4: Reducción de área en Pilar Nudo Isla, entre 2001 y 2006………….……………..……….69 Tabla 4.5: Producción y estallidos de roca relevantes en Ten Sub 6………………………..………76 Tabla 4.6: Velocidad extracción máxima (tpd/m2) según porcentaje de extracción del 1rio……..77 TAB LA S DEL CA PÍTULO V: A NÁLISIS DEL CASO ESTUDIO
Tabla 5.1: Parámetros de coordenadas X, Y, Z………………………………………………………..…83 Tabla 5.2: Dimensiones del modelo de bloques……………………………………….…………….…..83 Tabla 5.3: Parámetros estadístico Cobre Total (%)…………………………………...……..………….84 Tabla 5.4: Parámetros Estadísticos de Recursos Medidos de Cobre Total……………..………….86 Tabla 5.5: Parámetros Estadísticos Molibdeno…………………………………………….....…………88 Tabla 5.6: Parámetros Estadísticos Arsénico…………………………………………………..………..90 Tabla 5.7: Parámetros Estadísticos Densidad de Bloques…………………………………………….91 Tabla 5.8: Parámetros Estadísticos Recuperación de los Bloques…………..………………………92 Tabla 5.9: Parámetros Estadísticos Dureza de los Bloques…………………...………………..…….93 Tabla 5.10: Resumen Parámetros Económicos Valorización de Reservas…………………………93 Tabla 5.11: Estadística descriptiva Ingresos por bloque……………………………...……………….94 Tabla 5.12: Estadística descriptiva Costos por bloque…………………………………...……………95 Tabla 5.13: Estadística descriptiva Beneficios por bloque………………………………...….……….96 Tabla 5.14: Pisos potenciales con mejores de beneficios acumulados…………………..……….103 Tabla 5.15: Resultado planes para pisos potenciales (Actualización @8%)………………..….…104 Tabla 5.16: Estadística descriptiva Ingresos por bloque diluido………………………………..…..105 Tabla 5.17: Estadística descriptiva Costos por bloque diluido…………………….…………….….105 Tabla 5.18: Estadística descriptiva Beneficios por bloque diluido…………………..……………..105
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Tabla 5.19: Resultados capacidad productiva propuesta según Taylor ……………..……….……117 Tabla 5.20: Velocidades de extracción en base a 197 (m) de altura total de primario.................118 Tabla 5.21: Áreas Proyectadas a Hundir iniciando secuencia por caving conectado….............120 Tabla 5.22: Áreas Proyectadas a Hundir iniciando secuencia por caving virgen………..………120 Tabla 5.23: Estadísticas del plan de pr oducción……………………………………………………….121 TAB LA S DEL CAPÍTULO VI: EVAL UACIÓN ECONÓMICA DE LA S AL TERNATIVA S
Tabla 6.1: Parámetros económicos a considerar para evaluación económica…...………………139 Tabla 6.2: Resumen de Inversiones del Proyecto, CASO A..………...………………………………139 Tabla 6.3: Indicadores económicos del Proyecto, CASO A……………………………………….….139 Tabla 6.4: Resumen de Inversiones del Proyecto, CASO B………...………………………..………141 Tabla 6.5: Indicadores económicos del Proyecto, CASO B…………..……………………...………141 TAB LA S DEL CA PÍTULO VII: CONCLUSIONES Y RECOM ENDACIONES Sin Tablas TAB LA S DEL CA PÍTULO VIII: REFERENCIAS B IBLIOGRÁFICAS Sin Tablas TAB LA S DEL ANEXO A: INFORMA CIÓN DE TABLA S Y GRÁFICOS
Tabla A.1: Plan de producción final, caso secuencia desde caving virgen…..…………...………149 Tabla A.2: Plan de producción final, caso secuencia desde caving conectado..…………...……149 Tabla A.3: Simulación de la extracción secuencia iniciada por caving virgen..…………….……150 Tabla A.4: Simulación de la extracción secuencia iniciada por caving conectado…………..….150 Tabla A.5: Datos Curva Tonelaje Ley Cobre …………………………………………………..……..…151 Tabla A.6: Datos Curva Tonelaje Ley Cobre completo recursos medidos………………………...151 Tabla A.7: Datos Curva Tonelaje Ley Cobre completo recursos medidos e indicados……..….152 Tabla A.8: Datos Curva Tonelaje Ley Molibdeno (%)…………………………………………….……152 Tabla A.9: Datos Curva Tonelaje Ley Arsénico (%)………………………………………………...….153 Tabla A.10: Datos Histograma de densidad……………………………………………………………..153 Tabla A.11: Datos Histograma de recuperación………………………………………………………..154 Tabla A.12: Datos Histograma de dureza………………………………………………………………..154 Tabla A.13: Cálculo tiempo de conexión del primario en área mínima de socavación………….155 TAB LA S DEL A NEXO B: INFORMA CIÓN DE DISEÑO
Tabla B.1: Cota de los niveles a desarrollar en la explotación……………………………………....157 TA BL AS DEL AN EXO C: INFORM AC IÓN DE LA E VAL UA CIÓN TÉCNICO-ECO NÓMICA
Tabla C.1: Contrato de venta para concentrado de cobre y molibdeno……………………...…....159
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Tabla C.2: Desglose de desarrollos proyectados verticales y horizontales…………..…………..160 Tabla C.3: Equipos de minería subterránea y características..…………………………………...…161 TAB LA S DEL ANEXO D: PL ANIFICACIÓN DEL ESPONJA MIENTO DE BATEA S Y SOCAVA CIÓN
Tabla D.1: Información del área mínima a socavar……………………………..……………………...163 Tabla D.2: Parámetros de diseño de batea…………………………………….….…………….………164 Tabla D.3: Calculo tonelaje de extracción 30% del esponjamiento, CASO A……………..………164 Tabla D.4: Plan de producción de esponjamiento de batea y socavación, CASO A…….………165
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CA PÍTU L O I GENERALIDADES Y PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA
1.1. Introducción
Uno de los tipos de yacimiento que genera mayor interés por parte de las compañías son los “pórfidos cupríferos” dado que contienen grandes cantidades de mineral, aunque con menores leyes, y diseminadas en el volumen del cuerpo. En respuesta a este tipo de yacimientos, cuando se encuentran en profundidad, es que han sido desarrollado los métodos de explotación por hundimiento, y en específico cuando se explota en roca del tipo primaria (de mayor dureza y fragmentación más gruesa) ha sido ampliamente utilizado el método “Panel Caving” en sus distintas variantes, el cual debe mitigar múltiples problemáticas asociadas a las condiciones particulares del macizo rocoso, tanto geológicas, como geotécnicas, geométricas y geomecánicas (GEO4). Dentro de la estrategia del consumo de reservas son múltiples los parámetros que entran en juego y que son materia de discusión para los planificadores. Dentro de estos parámetros están los incontrolables (distribución de leyes, alturas de columna in-situ, presencia de cavidades existentes, entre otros) y los controlables (punto de inicio y secuencia de explotación, entre otros). Considerando que la secuencia de explotación corresponde al orden en el cual las columnas mineralizadas comienzan a ser extraídas a partir de la envolvente económica (footprint), se debe tener claro que ésta considerará la mineralización, los sectores productivos contiguos en operación o agotados, la infraestructura, la altura de bloques (extraíble in-situ), la dilución, la seguridad a las personas / equipos / infraestructura, la vida útil, factores económicos y lineamientos geomecánicos a ser incorporados a la evaluación económica del proyecto. Es así como determinado un polígono de reservas extraíbles es posible dirimir la manera en como este comenzará a ser consumido en términos de los parámetros antes mencionados. En función de lo anterior, es que surge este estudio para buscar el escenario más favorable de secuenciamiento de explotación que maximice la rentabilidad del proyecto, a través de la consideración de los parámetros antes señalados, y bajo un concepto de administración del riesgo que sea tolerable (aceptado) para las personas, equipos e infraestructura asociada, con un fuerte enfoque desde la geomecánica.
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1.2. Objetivos del estudio 1.2.1. Objetivo principal
Realizar una evaluación técnico-económica de la secuencia de explotación de un Panel Caving convencional, bajo distintos escenarios geomecánicos y a partir de un mismo polígono de reservas.
1.2.2. Objetivos específicos
Proponer una metodología de trabajo o forma de abordar decisiones de secuenciamiento.
Consolidar antecedentes asociados a los lineamientos para secuenciamiento minero.
Analizar la viabilidad técnico-económica de la opción de iniciar la extracción desde sectores con altas leyes pero con condiciones geomecánicas menos favorables.
Analizar la viabilidad técnica-económica de la opción de iniciar la extracción desde sectores con bajas leyes pero con condiciones geomecánicas más favorables.
Para cada una de las opciones antes mencionadas, considerar aspectos técnicos y económicos que permitan mostrar las diferencias entre ambas bajo un concepto de evaluación de proyectos. Esto es, basado en índices de rentabilidad (VAN, TIR, otro). En todo caso, considerando la Seguridad de las personas-equipos-infraestructura como un aspecto que no es transable.
Evaluar el trade-off entre las dos opciones antes mencionadas (alta ley-mayor riesgo geomecánico versus baja ley-menor riesgo geomecánico) y el impacto económico que tendría en la etapa de crecimiento de la producción hasta alcanzar su régimen (madurez de la operación).
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1.3. Alcances y limitaciones del estudio
El presente estudio se considera un ejercicio de tipo académico, en el cual a partir de un modelo de bloques que ha sido trabajado para representar un caso en el cual se debe tomar le decisión de secuenciamiento, existan dos escenarios claros para iniciar la explotación, uno desde buenas leyes pero con condiciones geomecánicas menos favorables y otros con leyes menores pero con geomecánica más favorable.
El estudio abarca todo el trabajo desde validar el modelo de bloques, hasta generar un plan de producción para cada uno de los escenarios a desarrollar, con una mirada desde el punto de vista de la geomecánica y con una evaluación económica de las opciones.
La limitación del estudio es el hecho inherente de ser uno de tipo “ejercicio”, donde el mayor aporte de valor es la forma en que se dirime la secuencia de explotación, desde una mirada geomecánica.
Se considera en el análisis y evaluación de este proyecto, los criterios más utilizados y aceptados como estándares de la industria minera nacional e internacional, para la determinación de una secuencia de explotación (preparación minera y operación mina). Centrándose principalmente en el criterio económico y considerando lineamientos geomecánicos, a fin de mitigar riesgos específicos asociados a inestabilidades por sismicidad inducida por la minería.
Se considera como principales fuentes de información los siguientes aspectos: -
Antecedentes geológicos, geotécnicos, geométricos y geomecánicos proporcionados a través de un modelo de bloques.
-
Lineamientos geomecánicos para la planificación minera.
-
Antecedentes de proyectos similares a modo de benchmarks.
-
Información de fuentes bibliográficas disponibles (publicaciones, tesis de grado, entrevistas con expertos).
La profundidad del estudio teórico será a nivel de Ingeniería Conceptual (Pre-factibilidad).
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1.4. 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.
Se encuentra fuera del alcance de este trabajo determinar si el yacimiento pudiera tener viabilidad técnica y económica de explotación superior mediante rajo abierto, luego se asume que la mejor alternativa es la explotación subterránea.
Se encuentra fuera del alcance de este trabajo la estimación del punto de entrada de dilución para aplicar la metodología de Laubscher.
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, únicamente estimaciones de los metrajes de labores.
La realización de la evaluación económica de este trabajo, que finaliza el proceso de planificación estratégica de un Panel Caving, se considera una del tipo académica.
1.5. Metodología de trabajo La metodología del análisis realizado contempla las siguientes etapas:
Definición del objetivo del trabajo: -Definición acabada sobre donde se dirige el análisis, la forma y los resultados esperados (entregables).
Recopilación de antecedentes -Solicitación de información de profesionales, académicos y cualquier ente que pudo facilitar información a modo de generar los input para el trabajo. -A partir del modelo de bloques, se hizo los ajustes necesarios para que incluya toda la información necesaria para resaltar el foco bajo análisis que se pretende mostrar.
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Análisis e interpretación de la información -De la información recopilada, se seleccionó aquel material que resultó relevante y se ordenó convenientemente para facilitar el entendimiento y desarrollo del trabajo. -Se determinó el polígono de reservas y se realizará la propuesta de secuenciamiento de explotación que se quiere evaluar para efecto del presente análisis.
Análisis y discusión de resultados -Procesamiento de la información con las distintas herramientas y lineamientos involucrados a modo de ser capaces de generar un plan que comprometa tonelajes, áreas a incorporar, ritmos de extracción, leyes, categoría de recursos y reservas del plan. -Análisis los impactos de las secuencias de explotación contempladas.
Conclusiones y recomendaciones -Elaboración de un reporte final a modo de entregable de todos los análisis y evaluaciones desarrolladas con sus respectivas etapas.
1.6. Justificación del estudio Naturalmente cuando determinamos la secuencia de explotación dentro de un polígono de reservas, se busca los mejores beneficios para los primeros años, a modo de impactar positivamente los índices de rentabilidad del proyecto. Pese a esto, existen lineamientos geomecánicos que permiten mitigar riesgos asociados a inestabilidades (colapsos, estallido de rocas, caída de bloques, sobre-excavación de galerías, subsidencia), lo cual permite iniciar el Caving bajo un concepto de administración del riesgo geomecánico, que identifique y mitigue aquello que podrían afectar a las personas, equipos e infraestructura. Considerando lo antes señalado, se presentan dos escenarios opuestos, uno que es iniciar la explotación en la zona de altas leyes con mayor riesgo geomecánico dado que se encuentra en caving virgen y con mayor altura de columna insitu (en adelante llamado “CASO A”) y el otro, es iniciar la explotación en la zona de más bajas leyes con mayor altura de columna insitu y menor riesgo geomecánico en la zona contigua a un sector ya explotado que cuenta con caving conectado (en
adelante llamado “CASO B”) Ambos escenarios se deben traducir a aspectos técnicos y económicos, que permitan realizar una evaluación bajo índices de rentabilidad, para que el dueño del negocio minero tome la mejor decisión. Es relevante señalar que la Seguridad de las personas, equipos e infraestructura no son transables en el análisis de ambos escenarios. De lo contrario, el proyecto no es sustentable.
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CA PÍTU L O II MÉTODO PANE L CA VING Y SUS VARIANTE S
(1) (2)
2.1. INTRODUCCIÓN Los métodos de explotación por hundimiento pueden definirse como un conjunto de operaciones mineras destinadas a cortar la base de sostenimiento del bloque o panel de mineral, asegurándose que no queden puntos de apoyo, de tal forma que la base interior de dicho bloque o panel se comporte como una viga simplemente apoyada y gracias a la acción de las fuerzas externas, principalmente la gravitacional, produzcan una primera socavación y posteriormente el desplome completo del bloque o panel, de tal manera que los fragmentos de mineral generados debido al progreso del hundimiento en altura puedan ser manejados y transportados de acuerdo al diseño minero del sector productivo en cuestión. Los métodos han ido evolucionando de manera condicionada al medio en que se desarrollan, por ejemplo, el cambio de mena secundaria a primaria se tradujo en cambios importantes en la metodolog ía del hundimiento. En un principio el “caving” se utilizaba en mineral secundario, lo que corresponde a un mineral ubicado en la porción superior del yacimiento, el cual presenta una mayor ley, menor rigidez, baja dureza y fragmentación más fina, comparado con la mena primaria ubicada a mayor profundidad. Posteriormente, el método de Hundimiento por Bloques (Block Caving) usado en material secundario dio paso al Hundimiento por Paneles (Panel Caving), desarrollado en material primario, el cual ha evolucionado notablemente, existiendo una gama de variantes.
2.2. EL MÉTODO PANEL CAVING El Panel Caving es un método de explotación masivo, donde se socava mediante perforación y tronadura la base de un panel de producción, con un frente de avance comúnmente llamado frente de hundimiento o socavación, que define el ingreso de área a producción y es planificado coordinadamente con el área que se va agotando. El diseño minero incluye un Nivel de Hundimiento o Socavación (UCL o Under Cut Level), un Nivel de Producción (NP), un Sub-Nivel de Ventilación (SNV), un Nivel de Acarreo (NA) y un Nivel de Transporte (NT).
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Ventajas
Minería a gran escala.
Alta recuperación de reservas (90% a 125%).
Alta tasa de producción (10,000 a 45,000 TPD por sector).
Alta productividad (200 a 250 t/hombre-turno).
Método con los menores costos de operación (aprovecha la gravedad).
Permite el manejo de materiales mecanizado.
Permite una operación estandarizada.
Desventajas
Las variantes de socavación avanzada o de socavación previa disminuyen la flexibilidad del método, ya que las distancias entre los frentes de socavación, de construcción y de extracción deben mantenerse dentro de ciertos rangos (típicamente la distancia entre los frentes de socavación y de extracción no puede exceder de los 80 a 100m).
Requiere sincronizar adecuadamente todas sus fases (Desarrollo, Construcción, Socavación, Extracción).
Los frentes de avance de gran extensión generan avances lentos de la socavación, lo que afecta a la infraestructura entorno del frente de socavación.
Dependiendo de la variante del método, se podría originar una concentración importante de actividades en una misma zona, lo que implica una interferencia operacional.
Alto costo de preparación (el costo es mayor en el caso del panel caving con socavación previa).
El control del tiraje es crítico para el éxito del método.
Presenta dilución, típicamente entre 20% y más.
Riesgo de colapsos si la actividad minera (socavación y extracción) no es bien realizada.
Riesgo de ocurrencia de colgaduras, las que ev entualmente pueden generar “airblasts”.
Riesgo de generar una excesiva sismicidad inducida, siendo el estallidos de roca su expresión máxima, si la actividad minera (socavación y extracción) no es bien conducida (minería en roca primaria).
Bajo ciertas condiciones existe el riesgo de ocurrencia de daños en los puntos de extracción antes del término de su vida operacional (ocurrencia excesiva de sobre tamaños, presencia de estructuras desfavorablemente orientadas, extracción poco regular, etc.). La experiencia a la fecha indica que este riesgo seria mayor en el caso del método convencional.
Alto costo de reparación de pilares sobre-cargados en el NP.
Genera subsidencia a gran escala, lo que implica una interferencia sustancial hacia los niveles superiores.
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La extracción minera y específicamente el secuencia miento operacional de la explotación, genera una serie de cambios en la condición geomecánica del macizo rocoso, entre lo más importante está el que se produce a nivel de esfuerzos principales, los que sufren paulatinos cambios tanto en magnitud como en orientación respecto de la posición relativa al frente de socavación. Por lo que el desplazamiento del frente de socavación genera una modificación en la distribución espacial de los esfuerzos inducidos que afectan el entorno de las excavaciones, originando zonas diferenciables a nivel de estados tensiónales (Ver Figura 2.1), entre éstas se distinguen las 3 zonas principales: Zona de Pre-Minería: En esta zona el macizo rocoso se encuentra alejado de la minería asociada al
avance del frente de socavación, por lo que no “siente” el efecto del frente de socavación, por lo tanto, el estado tensional y en sí el macizo rocoso no son afectados por el efecto de la minería extractiva. Zona de Transición (o zona de Abutment Stress): Es la zona del macizo rocoso, en donde el estado tensional presenta continuos cambios (en cuanto a magnitud y orientación). En esta zona de abutment la magnitud de los esfuerzos aumentan y además éstos rotan. Esto sucede, como consecuencia del avance de la actividad minera y afecta notoriamente a la condición geomecánica de la roca. Zona de Relajación: En esta zona el marco rocoso se encuentra bajo zona hundida y fuera del efecto generado por el frente de socavación, en ella los esfuerzos han variado, lo cual es gratificado por una disminución paulatina del esfuerzo principal máximo y de confinamiento, pudiendo provocar esta nueva condición geomecánica el inicio del fracturamiento de la roca.
Figura 2.1: Estado del macizo rocoso.
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Una de las razones básicas para la evolución del método de Panel Caving (en sus variantes), es que en su secuencia operacional, la Zona de Transición ubicada en la vecindad del frente de socavación, afecta la inestabilidad de las labores bajo su influencia como el NP y zonas bajo éste. Con el propósito de mejorar esta condición, se han desarrollado las variantes del método, las cuales no eliminan la Zona de Transición pero si la alejan del frente de producción, donde el personal y equipos transitarán durante la vida útil de la mina. A la fecha se reconocen cuatro variantes de Panel Caving que son: El Panel Caving con Hundimiento Convencional (la que utiliza en análisis de esta trabajo), el Panel Caving con Hundimiento Previo, el Panel Caving con Hundimiento Avanzado y finalmente el Panel Caving con Hundimiento Avanzado al Límite. La Tabla 2.1, muestra los sectores productivos para el caso de Mina El Teniente que están en mena primaria y sus respectivos métodos de explotación: Tabla 2.1: Método de explotación usado en distintas minas de El Teniente. (2)
2.3. PANEL CAVING CON HUNDIMIENTO CONVENCIONAL
Este método presenta la siguiente secuencia operacional: (a) los desarrollos están “adelantados” respecto al frente de socavación, a una distancia que depende de las características de cada sector productivo, pero que usualmente varía entre 100 y 150 [m], las construcciones también están adelantadas respecto al frente de socavación y evidentemente retrasadas respecto al frente de desarrollo, a una distancia que depende de las características de cada sector productivo, pero que usualmente varía entre 50 y 100 [m]; (b) la tronadura de zanja se efectúa por delante del frente de socavación; (c) continúa la fase de apertura de bateas, por lo tanto (d) el avance del frente de socavación va retrasado respecto a la preparación. (Ver Figura 2.2)
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Figura 2.2: Vista perfil de Panel Caving Convencional y su secuencia de desarrollos.
2.3.1.
PANEL CAVING CONVENCIONAL – ESTADO TENSIONAL
En este método los frentes hundimiento y de extracción prácticamente coinciden. Las labores de Nivel de Producción están desarrolladas por delante del frente de hundimiento, por lo que son afectadas por la Zona de Transición (abutment stress) que se forma adelante del frente de hundimiento (esquematizada con flechas rojas verticales). Las trayectorias de los esfuerzos principales mayores (indicadas con flechas negra en línea punteada) afectan la zona del Nivel de Producción que se ubica adelante del frente de hundimiento, produciendo una primera degradación del Crown-pillar y los pilares del Nivel de Producción, comprometiendo la estabilidad de las excavaciones (Ver Figura 2.3). Posteriormente, la apertura de las bateas de extracción aumentará el daño al macizo rocoso, el cual será finalmente afectado por un nuevo avance del frente de hundimiento.
Figura 2.3: Estado tensional en Panel Caving Convencional.
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2.4. PANEL CAVING CON HUNDIMIENTO PREVIO Se caracteriza por desarrollar la socavación antes de que se desarrollen las labores del NP y presenta la siguiente secuencia operacional: (a) se desarrollan las labores del UCL; (b) se socava el UCL, avanzando con el frente de socavación hasta que éste se ubica a cierta distancia por delante de los futuros frentes de extracción y de preparación; (c) se desarrollan todas las labores del NP, que ahora se ubican bajo área socavada; (d) se realiza la apertura de las bateas de extracción, bajo área socavada; se inician las actividades de extracción de mineral, a una cierta distancia de los frentes de socavación y de preparación (Ver Figura 2.4).
Figura 2.4: Vista perfil de Panel Caving con Hundimiento Previo y su secuencia de desarrollos.
2.4.1.
PANEL CAVING CON HUNDIMIENTO PREVIO – ESTADO TENSIONAL
Esta variante del método de panel caving busca alejar la Zona de Transición del frente de extracción, y desarrollar todas las labores del Nivel de Producción bajo área socavada, de modo de lograr la máxima seguridad operacional. Operacionalmente, el frente de socavación va adelantado respecto al frente de extracción y las labores del Nivel de Producción no se terminan de desarrollar ni se abren las bateas hasta que se ubican bajo área socavada y a cierta distancia detrás del frente de socavación. La Zona de Transición se forma adelante del frente de socavación (esquematizada con flechas rojas verticales) y tiene un mucho menor efecto sobre las labores del Nivel de Producción (el área abierta es mucho menor). Las trayectorias de los esfuerzos principales mayores (indicadas con flechas negra en línea punteada) no afectan el Nivel de Producción. Además, como la apertura de las bateas se produce después del paso del frente de socavación, el daño final inducido en los pilares del Nivel de Producción es mucho menor que en el caso del Panel Caving Convencional. (Ver Figura 2.5)
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Figura 2.5: Estadio tensional en Panel caving con Hundimiento Previo.
2.5. PANEL CAVING CON HUNDIMIENTO AVANZADO Este método se caracteriza por desarrollar la socavación adelantada respecto al desarrollo de las zanjas y presenta la siguiente secuencia operacional: (a) se desarrollan las labores del UCL y sólo algunas labores de los niveles inferiores (calles en el NP); (b) se socaba el UCL, avanzando con el frente de socavación hasta que éste se ubica a cierta distancia por delante del futuro frente de extracción; (c) se desarrollan las restantes labores del NP, en el sector que se ubica ahora bajo área socavada; (d) se realiza la apertura de las batear de extracción, bajo área socavada; (e) se inician las actividades de extracción de mineral, a una cierta distancia de los frentes de socavación y de preparación (Ver Figura 2.6).
Figura 2.6: Vista perfil de Panel Caving con Hundimiento Avanzado y su secuencia de desarrollos.
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2.5.1.
PANEL CAVING CON HUNDIMIENTO AVANZADO – ESTADO TENSIONAL
Esta variante del método de panel caving también busca alejar la Zona de Transición del frente de extracción. En éste el frente de hundimiento va adelantado respecto al frente de extracción y algunas labores del Nivel de Producción están desarrolladas por delante del frente de hundimiento, pero las bateas no se abren hasta que se ubican bajo área socavada y a cierta distancia detrás del frente de socavación. La Zona de Transición se forma adelante del frente de socavación (esquematizada con flechas rojas verticales) y tendrá un menor efecto sobre las labores del Nivel de Producción y bajo éstas. Las trayectorias de los esfuerzos principales mayores (indicadas con curvas de trazos) afectan la zona del Nivel de Producción que se ubica delante del frente de socavación; sin embargo, como la apertura de las bateas se produce después del paso del frente de socavación, el daño final inducido en los pilares del Nivel de Producción es menor que en el caso de Panel Caving Convencional (Ver Figura 2.7).
Figura 2.7: Estadio tensional en Panel Caving con Hundimiento Avanzado
2.6. PANEL CAVING CON HUNDIMIENTO AVANZADO AL LÍMITE Esta nueva variante de Panel Caving, toma aspectos del Hundimiento Convencional y del Hundimiento Previo. Al igual que en el Panel Caving Convencional, en éste la totalidad de los desarrollos y construcciones del NP se realizan delante del frente de socavación, y al igual que en el Hundimiento Previo, se realiza una socavación baja con incorporación de la batea, detrás del frente de socavación. Esta variante presenta la siguiente secuencia operacional: (a) se desarrollan las labores del UCL y las labores de los niveles inferiores; (b) se socava el UCL, avanzando con el frente de socavación hasta que éste se ubica por delante del futuro frente de extracción; (c) se realiza la apertura de las bateas de extracción, bajo área socavada; (d) se inician las actividades de extracción de mineral, a una cierta distancia de los frentes de socavación y de preparación (Ver Figura 2.8).
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Figura 2.8: Vista perfil de Panel Caving con Hundimiento al Límite y su secuencia de desarrollos. Otra de las aristas de esta gama de variantes, condicionada por el medio en que se desarrolla está el Panel Caving con nivel de forzamiento, el cual se asegura el hundimiento en roca aún más competente que la tradicional mena primaria. 2.6.1.
PANEL CAVING CON HUNDIMIENTO AVANZADO AL LÍMITE – ESTADO TENSIONAL
En esta variante los desarrollos y construcciones se ejecutan completamente delante del frente de socavación, excepto la apertura de bateas, que se hace bajo área socavada mediante tiros largos perforados desde el nivel de producción. El desfase del frente de extracción respecto al frente de socavación o “losa” es menor que en las otras variantes, donde la “losa” es de mayor tamaño porque requieren más espacio para realizar los desarrollos y construcciones “bajo sombra”. Como resultado de lo anterior, en esta variante se obtiene una franja de seguridad o distancia con fortificación definitiva también menor, lo que trae como consecuencia que la exposición de las labores a la zona de Abutment Stress sea menor, concentrando el daño en las labores de los niveles expuestos, dentro de una franja más reducida. Las trayectorias de los esfuerzos principales mayores afectan la zona del Nivel de Producción ubicado delante del frente de socavación, degradando los pilares (Ver Figura 2.9).
Figura 2.9: Estado tensional en Panel Caving con Hundimiento Avanzado al límite.
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CA PÍTU L O III DESCR IPCIÓN DE LOS L INEAM IENTOS DE PL AN IFICACIÓN
(3) (4) (5) (9) (10)
3.1. PROCESO DE PLANIFICACIÓN A LARGO PLAZO DE UN PANEL CAVING El proceso de planificación a largo plazo consta de múltiples etapas, en el presente capítulo se explica de manera genérica dichas etapas, 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 y la definición de la altura extraíble, hasta llegar a la etapa final de dicho proceso, que es la evaluación económica del proyecto (Ver Figura 3.1). 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 TIR, entre otros indicadores, que finalmente permiten tomar decisiones correctas.
Evaluación Económica
Modelo de bloques
Simulación de Dilución
Inversiones, costos e ingresos
Valorización Recursos Economía
Diseño Minero
Definición Piso UCL
Medio Ambiente Tecnología
Plan de producción
Secuencia extracción
Tasa de producción
Definición envolvente
Alturas extraibles
Figura 3.1: Esquema del proceso de planificación largo plazo de un Panel Caving.
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3.2. El MODELO DE BLOQUES La búsqueda de un nuevo yacimiento utiliza diversas técnicas para su definición, geofísica, geoquímica, entre otras, pero para confirmar la existencia de yacimientos y definir con un grado mayor de confianza sus características es que se realizan sondajes exploratorios, los cuales a su vez puede ser por aire reverso (esta técnica se utiliza en las primeras etapas de la perforación, donde la prioridad es establecer qué minerales se encuentran en la roca y su ley) o diamantina con recuperación de testigo (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). Finalizada la campaña de sondajes, se recopila la información, donde mediante la interpretación de los geólogos es posible construir un modelo de bloques, que con ayuda de la geoestadítica permite extrapolar la información de los sondajes a cada bloque del modelo, mediante técnicas como el inverso de la distancia, el método de los polígonos o Kriging. El modelo representa la información correspondiente al yacimiento, mediante un ordenamiento tridimensional de los bloques, donde cada uno de ellos cuanta con atributo con información como:
Coordenadas: corresponden a la una designación mediante números que se utiliza para señalar ubicación de un bloque, con respecto a un eje tridimensional. Comúnmente las coordenadas de un bloque se encuentran referidas a su centroide, y permiten la individualización del mismo, ya que en un mismo modelo de bloques no existen dos bloques con exactamente las mismas coordenadas.
Leyes minerales: se considera éste como uno de los atributos más relevantes de la información del modelo de bloques, ya que en base a esta es que se realizará el proceso de planificación estratégica y finalmente se tomará la decisión si el proyecto es o no factible desde el punto de vista económico. El modelo de bloques puede contar con la información sobre leyes minerales de más de un elemento, dependiendo del yacimiento. Es un hecho común que un yacimiento presente más de un elemento de interés, presentándose en un mismo modelo de bloques por ejemplo Cobre y Molibdeno o Cobre, Oro y Plata.
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 antimonio. 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.
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Litología: 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 fortificación a ser utilizada con el fin de evitar siniestros geomecánicos, incluso puede influir en la decisión del método de explotación óptimo a utilizar. Además de la fracturas por metro que posee el macizo rocoso, por lo general se informa también el índice RQD o el índice RMR, con el fin de establecer la calidad de la roca, en una primera instancia.
Información metalúrgica: tal como la recuperación, el consumo de ácido, entre otros. La recuperación metalúrgica es uno de los parámetros que permite la estimación del fino que se generará en la explotación del yacimiento.
Categorización de los recursos: corresponde a la categorización impuesta al recurso, de acuerdo a la información sobre su continuidad y características. Según el Código JORC, publicado
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por el Instituto de Ingenieros en Minas, el recurso minero “es una concentración u ocurrencia de material natural, sólido, inorgánico, u orgánico fosilizado terrestre de tal forma, cantidad, y calidad que existe una razonable apreciación acerca de su potencial técnico-económico. La localización, tonelajes, contenidos, características geológicas, y el grado de continuidad de la mineralización es 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”. A continuación se describen cada uno de ellos. 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.
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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. -
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. Estas caracterizaciones y estimaciones están basadas en reconocimientos, muestreos, y análisis realizados en lugares representativos de la mineralización origen de esos recursos. Estos lugares generan una malla de información tal que la continuidad y caracterización geológica así como el contenido de metal puede ser estimado con un aceptable grado de confiabilidad. Aceptable, en este caso, explicita variaciones de esas características que resultan en una desviación máxima (por ejemplo, en el caso del cobre una desviación menor al 7% anual) en los contenidos de un plan minero a un nivel de confianza determinado (por ejemplo, 90%). La estimación del recurso indicado debe ser de tal calidad que le permita sustentar escenarios productivos alternativos preliminares los cuales puedan servir de base para una toma decisional significativa acerca del escenario más promisorio desde el punto de vista técnico-económico.
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Recurso Medido: es aquella porción del recurso minero para el cual tonelaje, densidades, leyes, características geológicas, geometalúrgicas, y geotécnicas han sido estimadas y caracterizadas con un significativo nivel de confianza. Significativo, en este caso, explicita variaciones de esas características que resultan en una desviación máxima (por ejemplo, en 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.
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3.3. EL 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 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 mediante trazadores. A modo ilustrativo (Ver Figura 3.3), si tenemos una columna de mineral la cual presenta una textura gruesa y posee una ley de 1,5% de Cu en estado in situ; sobre ésta columna existe estéril de textura fina y grano de tamaño pequeño, una vez se comience a extraer mineral de la columna a través de los puntos de extracción ubicados en la base de la misma, como es de esperarse éste material más fino, al comenzar la extracción se mueve con mayor facilidad y rapidez que el material más grueso y comienzan un proceso de mezcla entre ambos materiales, con la consiguiente disminución de la ley de cobre apreciable al muestrear el mineral en el punto de extracción.
Columna In Situ
Columna con producción iniciada Material Fino
Ley esperada en esta zona es 1.5 % Cu
Ley esperada en esta zona es 0.9 % Cu
Extracción
Figura 3.3: Ejemplo proceso de dilución.
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En el proceso de dilución influyen numerosas variables, tales como lo son:
Método minero y tamaño de los equipos.
Variabilidad de la ley en los límites del cuerpo mineralizado.
Geometría y continuidad de la mineralización.
Ritmos de extracción.
Dimensionamiento de los caserones, tales como radio hidráulico, RQD, dimensionamiento de pilares.
3.3.1.
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.
Figura 3.4: Mezcla de la extracción
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El modelo de mezcla propuesto por Laubscher, permite determinar de manera sencilla la composición esperada de cada bloque a extraer. El modelo es lineal, de un sólo parámetro conocido como el punto de entrada de la dilución (PED). Este parámetro hace referencia al porcentaje de extracción de la columna de mineral, en que material estéril llega a la base de la columna, como se aprecia en la Figura 3.5.
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 del punto de entrada de dilución (PED) La nemotécnica del modelo para diluir una columna es la siguiente:
Se generan rectas abatidas para cada altura de extracción, donde el punto de la izquierda coincide con el punto de entrada de dilución para dicha altura y el punto de la derecha corresponde al complemento.
Las áreas generadas sobre cada bloque son proporcionales al aporte del bloque original sobre el bloque diluido.
Todos los bloques se diluyen, incluso los ubicados bajo el punto de entrada de dilución.
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En la Figura 3.6, se representa la forma en que se calculan las leyes diluidas, según este método.
Figura 3.6: Nemotécnica del modelo de Laubscher En la Figura 3.7, se presenta un ejemplo de cálculo de la dilución. En la parte izquierda de esta figura se aprecia la proyección de cada curva, similar a lo presentado en la figura anterior. En esta columna se destacan dos bloques: uno en amarillo que corresponde al primer bloque, es decir corresponde a la base de la columna y otro, en color celeste, que corresponde al cuarto bloque de la columna. Estos bloques son ampliados en el lado izquierdo de la figura, donde se incluye la participación de cada uno de los bloques en la definición de la ley diluida de éstos. El bloque amarillo es subdividido en tres áreas, por lo que su ley final estará compuesta por la ley ponderada de los bloques originales 1, 2 y 3 de la columna. Del mismo modo, la ley del bloque cuarto queda definida por las leyes in-situ de los bloques 2 al 9.
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B4 diluido
B1 diluido
Figura 3.7: Ejemplo de cálculo, dilución de Laubscher.
3.4. VALORIZACIÓN DEL MODELO DE BLOQUES La valorización del modelo de bloques se lleva a cabo considerando los ingresos asociados a cada bloque (por producto y subproducto) y los costos asociados a la extracción del bloque, tales como el costo mina, costo planta, costo de fundición y refinación, además de los costos de inversión asociados a cada bloque y el costo de desarrollo asociado a cada columna a ser extraída. En base a estos datos se procede a calcular el beneficio según la información perteneciente a cada bloque. Para calcular los ingresos de cada bloque del yacimiento, se debe estimar en primer lugar el precio a largo plazo que será utilizado en el proyecto, que por lo general dista mucho del precio spot del producto que será vendido; la estimación del precio a utilizar es una tarea difícil, ya que el cobre se transa en la bolsa y por lo mismo su precio se puede ver afectado por múltiples factores. Además es importante considerar si existe más de un mineral de interés, ya que existirá un ingreso asociado al producto y al menos un ingreso asociado al subproducto; en caso de que el yacimiento posea dos minerales que aporten al ingreso en partes iguales, se les llamará coproductos.
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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. 3.4.1.
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.
metal "i" = "i" ó "i" ""
Tonelaje: Tonelaje asociado al bloque, en toneladas.
Ley: Ley del producto o subproducto, en tantos por uno.
Recuperación: Recuperación del producto o subproducto en tanto por uno.
Para calcular el ingreso que aporta cada bloque, se requiere conocer parámetros propios de modelo de bloques, tal como lo son la ley mineral, la recuperación metalúrgica, y el tonelaje de cada bloque y el precio del metal; éste último parámetro es el más difícil de estimar. El precio es de difícil estimación, ya que como es sabido, el cobre es un commodity, es decir es una sustancia que se transa en la bolsa y que se caracteriza por las grandes fluctuaciones en sus precios, tal como se presenta en las Figura 3.8 y 3.9, para el mediano plazo y el largo plazo.
Figura 3.8: Pronóstico precio del cobre mediano plano. (9)
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Figura 3.9: Pronóstico precio del cobre mediano plano a largo plazo. (10) 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 demanda de países como China, conflictos bélicos o incluso volatilidades en otros commodities como el petróleo que ha tenido una tendencia a la baja en el último periodo y ha arrastrado a los demás commodities. 3.4.2.
COSTOS
Los costos fueron agrupados en un costo total, de la siguiente manera.
) = + + ó + ó ( + ó + ó
Costo mina: corresponden a todos aquellos costos relacionados con la extracción del mineral desde la mina, tal como lo son la tronadura, la perforación, el costo de transporte e insumos necesarios, entre los cuales se encuentran luz, agua, aire comprimido.
Costo planta: corresponden a aquellos costos que son incurridos en el proceso de conminución y concentración del mineral, insumos como luz, agua y reactivos son necesarios en esta etapa.
Costo fundición o tratamiento de concentrado: 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 cálculo, ya que el costo de fundición o tratamiento de concentrado se encuentra expresado en unidades monetarias por toneladas de concentrado y se desea expresar en toneladas de mina.
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ó ó = Luego, el costo de fundición está dado por:
$ ó $ ó = ó ó
Costo refinación: al igual que el costo de fusión, se precisa conocer la razón de refinación, ya dicho costo se expresa en unidades monetarias por libras de cobre fino producido y se desea expresar en términos de unidad monetaria por tonelada de mina.
ó ó = Luego, el costo de refinación está dado por:
$ ó $ 2205 ó = ó ó
Costo inversión: corresponden a aquellos costos respectivos a la construcción de las labores necesarias para realizar la extracción del mineral, la construcción de la planta de concentración, instalaciones de superficie, entre otros. Para efectos de esta valorización se generalizo en términos unitarios en dólares la tonelada mina.
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%.
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= − 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.
= − – Descuento por impureza
Para bloques que presenten una ley de Arsénico inferior a 2,000 ppm.
=− El costo de preparación se aplica a todas las columnas pertenecientes al modelo de bloques, aunque no todas las columnas evaluadas serán efectivamente extraídas, la idea es que cada columna pague su desarrollo y ver si aun con este cargo flotan en términos de su futura extracción. 3.5. 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, en otras palabras 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.
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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 minero hasta metodologías que emplean el concepto de beneficio marginal, para estimar aquella cota de la columna mineralizada que otorga mayor beneficio total. 3.5.1.
METODOLOGÍA UTILIZADA EN LA BÚSQUEDA DEL PISO DE HUNDIMIENTO
En esta sección se explica la forma en que habitualmente se selecciona el piso de hundimiento, independiente de 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 procede a seleccionar una envolvente económica o un polígono de extracción en función de aquellas columnas que generan ganancias; en algunas ocasiones las empresas establecen un beneficio de corte o un beneficio mínimo que debe aportar una columna para que se considere su explotación. Éste beneficio de corte debe a lo menos considerar el costo de preparación, el cual considera aquellas tareas necesarias para construir los puntos de extracción necesarios para explotar una columna.
Se elabora una secuencia de explotación de la envolvente económica, asegurando la extracción en los primeros periodos de operación de la mina de aquellos sectores que posean leyes más elevadas y de esta manera conseguir los primeros años de explotación, ingresos más elevados en proporción a la capacidad de producción que se tiene.
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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 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. Cabe finalmente acotar que la valorización y acumulación debe beneficios marginales por columna, tiene una restricción de altura máxima, la cual a su vez está en función de estimaciones de daño de puntos de extracción dada una cantidad de producción que ha pasado por dicho punto. 3.6. DEFINICIÓN DE LA ENVOLVENTE ECONÓMICA El footprint, envolvente económica o polígono de reservas es aquel que delimita el sector a ser explotado. Dentro esta envolvente económica quedan aquellas columnas pertenecientes al modelo de bloques que aseguren un mejor negocio; aquellos recursos mineralógicos que queden dentro de la envolvente económica, pasan a ser reservas. Por lo general, para trazar la envolvente económica, se suele establecer un beneficio de corte, es decir, se establece un beneficio mínimo que cada columna debe aportar; para algunas empresas cada columna que será explotada debe asegurar desde el millón o dos millones de dólares, para ser considerada dentro de la envolvente. Cabe señalar que las columnas con beneficio económico para el negocio y se consideren dentro de la envolvente económica, tienen un costo asociado que no se consideró en la valorización inicial que se realizó del modelo de bloques, este costo es llamado costo de desarrollo y se refiere a aquellos costos incurridos en el proceso de apertura y fortificación de los puntos de extracción que permiten la explotación de una columna de mineral, es por lo anteriormente descrito que este costo no puede ser atribuido a todas las columna pertenecientes al modelo de bloques, 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.
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3.7. ALTURA DE COLUMNA EXTRAIBLE 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 a la Figura 3.10, a modo de ilustración.
Figura 3.10: Representación de la selección de la altura de columna extraíble en número de bloques. (Tomado de Tópico M. Subterránea, Edgar Adam). La determinación de altura extraíble se realiza para cada una de las columnas del modelo de bloques, luego se puede generar una vista en planta con la información de la variable que se desee analizar, esto es: número de bloques en altura, beneficios por columna, entre otros. Logrado la altura óptima para cada columna, esta tendrá un beneficio máximo asociado, el cual visto en planta permitirá realizar el trazado o dibujo de la envolvente horizontal, también denominada footprint, donde se busca encerrar en ella los máximos beneficios para lo cual se debe considerar una cantidad significativa de variables, no solo económicas, sino también geométricas, geomecánicas, entre otras. 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 pre acondicionamiento. Por otra parte se considera una altura mínima de 100 m. Importante resulta hacer un primer análisis sin restringir las alturas de columnas a un valor máximo (400 metros) a modo de vislumbrar si estamos castigando la altura, dado que podría existir la oportunidad de desarrollar el proyecto en dos niveles.
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3.8. TASA DE EXTRACCIÓN La tasa de extracción es un parámetro importante de la planificación de Panel y/o Block Caving, que mide la tasa o velocidad con que se extrae una columna de mineral, expresándose habitualmente en unidades de t/m2-día ó m/día. La primera unidad de medida, corresponde al cociente entre el tonelaje extraído por día (tpd) y el área activa, utilizados para sacar la producción, siendo una medida directa de la productividad media del área activa. La segunda unidad de medida, corresponde al valor anterior (tpd/m2), dividido por la densidad media del material extraído, y mide la altura de columna que es consumida diariamente de forma linear y vertical. Ambas denominaciones se utilizan en la industria minera, siendo más común la primera. Cabe destacar que la velocidad de extracción puede estar referida a un punto de extracción o a agrupaciones de estos mismos.
ó = ó Á 2 Por otra parte, la experiencia práctica indica que las velocidades de extracción aumentan a medida que el tiraje se encuentra en alturas mayores de la columna, condición que en general se atribuye a conminución, a causa del flujo y trayecto en la columna, o también por la mayor proporción de diluyentes en la mezcla extraída. A modo general 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.
Equipos: a mayor tamaño del balde del LHD hay posibilidad de alcanzar una mayor tasa de extracción.
Diseño minero: la geometría del layout y la distancia entre los piques de traspaso (ore passes), contribuyen significativamente a la tasa de extracción. En el caso de una mina que emplea una malla de extracción Henderson, el LHD tiene acceso a puntos de extracción en ambos lados de la calle de producción.
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Reducción secundaria: si estos sistemas se encuentran trabajando de forma eficiente, se facilitará el alcanzar una velocidad de extracción mayor. La relación existente entre la reducción secundaria y la productividad del LHD es algo que todavía no se comprende totalmente y que afecta de forma innegable a todas aquellas minas subterránea de roca competente y afectada por campos de esfuerzos altos.
Finalmente, existen algunos formulismos que permiten realizar una estimación (de modo grueso) de la capacidad máxima de producción para estudios de perfil o conceptual, en base a las cubicaciones totales de mineral a mover. Entre estos tenemos los formulismos de Taylor y de Brian Mackenzie 82´.
ñ = 6.5 √ 1∓ 0.2 = 4.22 .7 ñ Tales aproximaciones han sido desarrolladas en la búsqueda de los factores que ajusten de mejor manera las curvas a los estudios o Benchmarking realizados a diversas minas en el mundo. 3.9. 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. Cabe destacar que existen consideraciones técnicas, sujeto a evaluación en el presente trabajo, donde por diversos motivos no es posible comenzar por los sectores de mayor ley, como es el caso de infraestructura adyacente o razones de tipo geomecánico. La secuencia de extracción depende de numerosas variables tales como:
Mineralización: 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 gran relevancia en los casos de 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 para la misma.
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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.
Sectores productivos: se debe considerar sectores contiguos de la mina o incluso infraestructura construida en la superficie que puede ser afectada por el cráter de subsidencia que se generará debido a la extracción de mineral (este trabajo de tesis considera la evaluación de una secuencia por menores leyes pero ligado a un caving conectado).
3.10.
PLAN DE PRODUCCIÓN
El plan de producción representa la estrategia de consumo de reservas, en el cual se señala en qué periodo se debe comenzar a explotar cierto sector de las reservas del yacimiento y cuanto tonelaje se extraerá del mismo. Una vez construido el plan de producción se puede apreciar que éste consta de 3 etapas, detalladas a continuación y que se pueden apreciar en la Figura 3.11.
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 en la cual suceden disminuciones sucesivas en la producción, que se da hacia el final de la explotación de la mina, producto de la falta de incorporación. PLAN DE PRODUCCIÓN
Figura 3.11: Representación gráfica de las etapas de un plan de producción
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3.11.
DISEÑO MINERO
En el caso de que la explotación del yacimiento se realice por un método por hundimiento, existen diferentes mallas de extracción, las cuales corresponden a geometrías o disposiciones en que se construyen las distintas labores existentes en el nivel de producción.
Malla de extracción cuadrada: es utilizada en el Block Caving, tal como su nombre lo indica, la intersección de las galerías de producción y galerías zanjas se forma un ángulo de 90°. Este tipo de malla no ha sido empleada en una mina explotada por Panel Caving y que utilice LHD (Ver Figura 3.12).
Figura 3.12: Malla de extracción tipo 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 (Ver Figura 3.13).
Figura 3.13: Malla de extracción tipo teniente
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Malla de extracción tipo Henderson: también llamada “espinas de pescado”. Se puede decir que las calles zanjas son construidas en 2 etapas: la primera de ellas, es la apertura de la calle zanja, es decir, se conecta con la calle de producción, formando un ángulo de 60° en la intersección de ambas; la segunda etapa de construcción es para realizar la zona media de la zanja, cuya proyección forma un ángulo de 90° con la galería de producción (Ver Figura 3.14).
Figura 3.14: 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. Como sea el presente trabajo considera una malla tipo teniente de 15x20 metros. 3.12.
EVALUACIÓN ECONÓMICA
La evaluación económica es la fase que culmina el proceso de planificación a largo plazo de un Panel Caving. Ésta corresponde a la construcción de un flujo de caja con datos correspondientes al proyecto en estudio con el fin de calcular finalmente indicadores económicos tal como el valor presente neto (VAN), la tasa interna de retorno (TIR) o el periodo de recuperación del capital (PRC), los cuales ayudan a la toma de decisiones de inversionistas, especialmente cuando un proyecto pertenece a una cartera y se deben evaluar numerosos proyectos a la vez. Este flujo de caja debe contener al menos los ingresos generados por el producto; además de costos tanto el costo operacional como el costo fijo; en base a estas cifras es que se obtiene la utilidad operacional del proyecto, la cual debe ser descontada de impuestos (como el impuesto específico a la minería y el impuesto a la renta de inversiones necesarias para llevar a cabo el proyecto), dentro de las cuales se encuentran la adquisición de equipos, las patentes y permisos requeridos para el funcionamiento de la mina, en algunas empresas dentro del ítem de inversiones se considera la cifra que se estima gastar en el desarrollo y preparación del área inicial a socavar, la cual propagará el Caving. Se deben considerar además la inclusión de franquicias tributarias tal como lo son la depreciación y amortización de los bienes tangibles e intangibles, respectivamente.
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3.12.1. 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, el cual para este caso es solo molibdeno. 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. 3.12.2. COSTOS Dentro de los costos que se incurren una vez que un proyecto se inicia, se pueden distinguir dos grandes categorías, los costos operacionales y los costos fijos.
Costos operacionales: son aquellos costos que están estrictamente relacionados con la operación y producción de la mina y planta, como los siguientes:
Costos operacionales mina: correspondiente a extracción, acarreo, transporte de material, insumos, mantención de equipos, materiales, supervisión, reducción secundaria, servicios auxiliares, pre acondicionamiento y remuneraciones.
Costos operacionales planta: correspondiente a materiales e insumos, energía, servicios, transporte, mantención y remuneraciones
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.
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3.12.3. 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 infraestructura y equipos, ya que la operación de una mina requiere una gran flota de equipos y muchos metros de galerías los cuales tienen un
costo elevado. Como sea esto podrá variar según si mi proyecto es “Brown Field” o “Green Field”.
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 m2 a los 56 m2, 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 apernador, martillos picadores, cintas transportadoras o camiones de bajo perfil, ventiladores, chancadores o sizers.
Estudio de impacto ambiental: para el funcionamiento de la mina se requiere un estudio de impacto ambiental, donde se identifiquen potenciales efectos de la operación de la misma y medidas de mitigación.
Algunas compañías mineras consideran el cierre de mina dentro de sus inversiones, calculan el monto necesario para la atenuación de los efectos que tendrá la operación de la mina en los sectores aledaños, y se invierte un porcentaje del mismo, de esta forma cuando llegue el momento del cierre de minas, el gasto no sea exorbitante. Algunas compañías mineras consideran el desarrollo de labores para inducir el caving como una inversión. Luego esto dependerá en la estructura de costos e inversiones que la empresa posea.
3.12.4 OTROS Dentro de otros aspectos de una evaluación económica está el capital de trabajo necesario para poner en marcha y dar operación a la mina, dinero por contingencias, entre otros.
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CA PÍTU L O IV DESCR IPCIÓN DE LINEA MIENTOS GEOM ECÁNICOS
(1) (6) (7) (8)
4.1. RIESGOS GEOMECÁNICOS EN OPERACIONES EXPLOTADAS POR PANEL CAVING. 4.1.1.
(1) (6)
INTRODUCCIÓN
De acuerdo con la experiencia adquirida durante años de observar el comportamiento del macizo rocoso ante la intervención de la minería, se ha establecido que en la minería de Panel Caving (actualmente desarrollada en roca primaria), los riesgos geomecánicos más comunes son el resultado de la ocurrencia de cinco tipos de inestabilidades geomecánicas: Sismicidad Inducida por la Minería y Estallidos de Roca, Colapso de Excavaciones, Planchoneo y Sobre-Excavación de Labores, Formación/Caída de Bloques Estructurales y Subsidencia. Controlar las condiciones que generan inestabilidades, la ocurrencia de ellas o bien mitigar los riesgos que revisten, es de vital importancia porque son eventos que condicionan directamente la continuidad operacional en una mina subterránea. A continuación se hará una descripción detallada de cada una de ellas. 4.1.2.
SISMICIDAD INDUCIDA POR LA MINERÍA
Este fenómeno se origina principalmente por la acción de esfuerzos secundarios también conocidos
como “Esfuerzos Inducidos” y también por las características plásticas o elásticas de la roca (Módulo de Elasticidad, E). En el caso de la explotación por Panel Caving, primero se genera una socavación o apertura que a través de tronaduras sucesivas produce grietas y aperturas en el macizo rocoso. Lo anterior corresponde a una perturbación importante del estado tensional natural (in situ o pre minería) que tiene el medio rocoso o material constructivo en que se desarrolla la minería. A su vez, el macizo rocoso para adaptarse a este cambio, responde a través de la redistribución de los esfuerzos alrededor de las excavaciones, hecho que produce concentraciones de esfuerzos en las esquinas de ellas, lo que finalmente provoca daños. Por otro lado, todas las grietas provocadas en la socavación del UCL irán propagándose en altura por causa del desconfinamiento que se ha producido y por la acción de la gravedad. Normalmente la ruptura y propagación de fracturas no genera eventos sísmicos de mayor importancia. Sin embargo, la minería por métodos de hundimiento muchas veces no permite tener un adecuado control de la extensión de la ruptura que se ha generado. Es decir, de acuerdo con la minería desarrollada y los parámetros característicos del macizo rocoso, el hundimiento podría generar grandes rupturas (mayores a las proyectadas), que en consecuencia podrían producir eventos sísmicos de alta magnitud capaces de disipar suficiente energía para producir daño significativo a excavaciones cercanas, como es el caso de los Estallidos de Roca.
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Las acciones para controlar la respuesta sísmica del macizo rocoso, y en particular los eventos de mayor magnitud (eventos relevantes), se basan en modificar parámetros mineros tales como la velocidad de avance de la socavación, la velocidad de extracción y el ángulo de extracción, todo de acuerdo con las modificaciones que admita el macizo rocoso según sus características resistivas y estructurales. Es decir, las medidas mitigantes para la administración y control del Riesgo Sísmico y las consecuencias del mismo (en particular los Estallidos de Roca), pasan por efectuar el arranque en forma responsable, de manera de no comprometer la seguridad ni tampoco la continuidad de toda la operación. Por otro lado, cabe señalar que en base a lo aprendido en estudios previos y utilizando experiencia empírica, se ha podido establecer que existen evidencias de que la situación de caving inicial correspondería al periodo con mayor riesgo sísmico cuando se utilizan métodos de explotación por hundimiento (Ver Figura 4.1 Caving Virgen). En este sentido, una vez que se ha producido la conexión a superficie o cavidad superior, los cambios en las condiciones mecánicas de estabilidad del macizo rocoso generarían una respuesta sísmica más favorable (Ver Figura 4.1 Caving Conectado).
Figura 4.1: En el esquema de la figura de la izquierda, situación de Caving Inicial o Virgen. En el esquema de la figura de la derecha, situación Caving Conectado en que la respuesta sísmica del macizo rocoso es más favorable (Tomado de Trabajo de Titulación R. Banfi). Los conceptos antes descritos explican en términos generales la respuesta sísmica del macizo rocoso, lo que permite un control global de la sismicidad inducida (ver Dunlop & Gaete 1997). Sin embargo, las interacciones locales entre singularidades estructurales o geométricas del macizo rocoso y las operaciones mineras de corto plazo, podrían ser una fuente de sismicidad de importancia a nivel local, tal como muestra la Figura 4.2 sobre el proceso de sismicidad inducida. En ella se observa primero el desarrollo de actividad minera (perturbación del equilibrio natural del macizo rocoso). Este desequilibrio activa las posibles fuentes sísmicas, que a su vez generan eventos sísmicos.
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Los eventos sísmicos producen liberación de energía que se transmite en forma de ondas sísmicas a través del macizo rocoso (medio). Estas ondas se disipan en todas direcciones, sin embargo al encontrarse con una cavidad emplazada en roca competente y de comportamiento frágil (roca primaria), pueden provocar daños en ella, lo que en el esquema es llamado respuesta local.
Figura 4.2: Proceso estándar que genera la sismicidad inducida por la minería (Tomado de Trabajo de Titulación R. Banfi). 4.1.3.
ESTALLIDOS DE ROCA
Los estallidos de roca son clásicamente definidos como la destrucción no controlada de la roca en una apertura o excavación dentro del macizo rocoso. Estos eventos traen asociada una liberación violenta de energía que proviene de los fragmentos de roca proyectados (Cook et al 1964). Más recientemente, un estallido de roca se ha definido de manera más simple como “un evento sísmico que causa daño violento y significativo a túneles y otras excavaciones en la mina” (Ortlepp, 1997). Tal
como lo indica esta última definición, los estallidos de roca son un sub – set de un rango más amplio de eventos sísmicos, los cuales surgen a partir de condiciones de equilibrio inestable al interior del macizo rocoso y que están relacionados con la liberación de energía de deformación almacenada y la propagación de ondas elásticas a través del macizo rocoso (Brady & Brown 1993). Siguiendo esta conceptualización, y de acuerdo con lo puntualizado por Belmonte, para la mina “El Teniente” de CODELCO, “ un estallido de rocas se asocia a un evento sísmico cuya energía liberada provoca la detención no deseada del proceso productivo y de la actividad minera en un sector determinado” .
Normalmente en la operación, los mecanismos de generación están asociados a polvorazos en pilares, en zanjas y a la extracción. Por otro lado, es importante señalar que la liberación de energía de deformación almacenada que produce los estallidos de roca, surge a partir de una de dos causas probables: deslizamiento inestable en un plano de debilidad pre-existente (usualmente una falla), o bien la ruptura frágil inestable de la roca intacta. En ambos casos, la energía que causa daños a las excavaciones es liberada en forma dinámica dentro del macizo rocoso.
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El daño resultante producto de la ocurrencia de uno de estos eventos podría producirse a una distancia considerable desde el punto de deslizamiento o fractura inicial tal como se aprecia en la Figura 4.3. Notar que en este caso, el deslizamiento en un plano de falla lejano puede producir un evento sísmico, que a su vez puede desencadenar un enjambre de otros eventos, trasladando los efectos a sectores muy alejados del punto de origen. Algo similar puede ocurrir con los eventos de ruptura frágil (propagación de grandes fracturas). Se indican además parámetros clave para el control de la actividad sísmica y los estallidos de roca. Cabe señalar que hasta el momento se han identificado dos condiciones particulares que deben ser satisfechas para generar un estallido de roca: 1) Los esfuerzos inducidos deben ser suficientemente grandes para superar la resistencia de la falla
(para provocar el deslizamiento) o bien, la resistencia de la roca (para provocar ruptura frágil). 2) El deslizamiento resultante o fractura provocada debe ser mecánicamente inestable, liberando
energía que no puede ser absorbida en los procesos de deslizamiento o fractura según sea el caso. Esto implica una relación particular entre la fragilidad del sistema de carga y la falla o macizo rocoso, cuyo fallamiento da origen al estallido de roca, lo que significa que los estallidos de roca usualmente ocurrirán en rocas altamente competentes y de comportamiento frágil (roca primaria). Una vez satisfechas estas condiciones, se tiene peligro inminente de actividad sísmica relevante que podría dar origen a un estallido de rocas. Por esto, la minería a desarrollar siempre debiera efectuarse en forma responsable, detectando preliminarmente estas condiciones, y aplicando medidas de mitigación que permitan una adecuada administración del riesgo, y en particular, el riesgo sísmico.
Figura 4.3: Esquema general para el surgimiento de actividad sísmica relevante que podría derivar en un estallido de roca (Tomado de Trabajo de Titulación R. Banfi).
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4.1.4.
COLAPSOS A ESCALA MAYOR Y COLAPSO DE GALERÍAS
Este tipo de inestabilidad corresponde a la falla y descenso paulatino de un área considerablemente grande del macizo rocoso, generalmente en el Nivel de Producción (NP) o en el Nivel de Hundimiento (UCL), lo que produce la convergencia total o parcial de una labor debido a la falla individual o conjunta del crown – pillar y/o de los pilares del nivel de producción en el sector afectado, dando origen a desplazamientos de uno o más bloques de material. Su expresión máxima es el cierre total de las galerías afectadas lo que en consecuencia reduce el área productiva por la pérdida de los accesos a ella (Ver Figura 4.4). Un colapso puede tener control estructural parcial, total o no tener control estructural y puede ocurrir en un rango de velocidades que pueden ir desde un desplazamiento gradual hasta un desplazamiento muy rápido (Flores & Karzulovic 2002a). Como se aprecia en el esquema de la Figura 4.4, la generación de pilares remanentes o puntos de apoyo en el UCL sirve para transmitir cargas hacia las labores e infraestructura del NP, potenciándose con detenciones prolongadas del Frente de Hundimiento y presencia de Fallas Principales. Como resultado, se producen daños en los sectores afectados y finalmente el colapso si es que no se toman las medidas de control de manera oportuna.
Figura 4.4: Esquema ilustrativo de mecanismos para la generación de Colapsos (Tomado de Trabajo de Titulación R. Banfi). En los trabajos de Flores (2003) y Díaz & Tobar (2000), se señala un uso más específico del término
“colapso” en la mina El Teniente de CODELCO Chile, para hacer una distinción entre este tipo de colapso y aquellos provocados por estallidos de roca. En este sentido, un colapso es definido como: “ cualquier desprendimiento o deslizamiento no deseado de la roca al interior de una excavación subterránea” . Una conclusión importante que se puede obtener de la definición, es que el evento debe
provocar daños que de alguna manera impacten las operaciones del sector para ser considerado como tal.
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Estos eventos generalmente se producen como respuesta a prácticas inadecuadas que aumentan su probabilidad de ocurrencia. De acuerdo con esto, entre las posibles causas para la generación de colapsos se pueden mencionar:
Distancia entre frentes de socavación y extracción (losas) de gran longitud, lo que genera altos esfuerzos en el borde de la socavación.
Gran longitud del frente de hundimiento, lo que genera una mayor complejidad para enfrentar estructuras geológicas relevantes y hace más lento el avance del frente, ocasionando que la redistribución de esfuerzos esté mayor tiempo sobre los pilares calle - zanja de niveles de producción (variante de H. Convencional) y de UCL.
Una gran longitud del frente, también impide concretar en terreno una geometría cóncava (tipo
“sonrisa”), la cual es la más estable para frentes de gran tamaño. La socavación baja (pilares pequeños) y una losa de gran tamaño generan daño en la perforación de los Pilares UCL, por lo tanto, existe mayor probabilidad de que la tronadura sea inadecuada, dejando pilares remanentes. Estos posteriormente generan cargas puntuales lo que eventualmente implica colapsos. Para evitar esto es clave asegurar el corte basal, que es una buena forma de minimizar la generación de pilares remanentes. También es importante señalar que el hecho de contar con grandes ápex en la configuración de bateas, aumenta las probabilidades de acumular material en ellos y con esto transmitir carga a los pilares del NP. Un tiraje de extracción no “armonizado” con la velocidad de socavación, puede generar ángulos de extracción bajos (Pseudo Losas). Esto aumenta la concentración de esfuerzos sobre los pilares, en el entorno del frente de socavación, generando daño en ellos.
4.1.5.
PLANCHONEO Y SOBREEXCAVACIÓN DE LABORES
Es el aumento paulatino de la sección de una labor, producto de la caída de pequeños bloques de roca inestables desde la periferia (cajas y/o techo) de la excavación. Generalmente el fenómeno se origina como consecuencia de un campo de esfuerzos de alta intensidad, presencia de estructuras menores y también por la acción abrasiva que ejerce el material rocoso cuando las excavaciones son utilizadas como medios de flujo para el mineral. En líneas generales, este tipo de inestabilidades está dentro de las más comunes en la Mina y afecta tanto a galerías horizontales / sub-horizontales como a labores verticales / sub-verticales. En galerías horizontales, el fenómeno se asocia a la caída de rocas o planchones hacia el interior de las labores, principalmente en la etapa de desarrollo de la mismas, momento en el cual se encuentran con poca o nula fortificación (Ver Figura 4.5). Cabe destacar que el fenómeno de planchoneo de galerías es muy frecuente en la práctica y generalmente es controlado directamente por el operador aplicando procedimientos de trabajo que permiten disminuir la exposición a este riesgo.
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En el caso de galerías verticales, el fenómeno se caracteriza por el desprendimiento de material desde las cajas o la sección completa de la labor, aumentando su tamaño y por esta razón, generando problemas de estabilidad debido a la forma que adquieren las labores afectadas por estos eventos. Por ello es recomendable fortificarlas completamente en Zona de Pre-Minería.
Figura 4.5: Sobre-excavación en NH en sector Ten 3 Isla de Mina “El Teniente”, CODELCO Chile. (Tomado de Trabajo de Titulación R. Banfi). La experiencia obtenida de los análisis efectuados hasta la fecha, indica que estos daños responden al efecto combinado de inestabilidades controladas estructuralmente y la redistribución de esfuerzos que se produce delante y a lo largo del frente de hundimiento (Abutment Stress). Particularmente, este tipo de inestabilidad ocurre por: Mala Calidad del Soporte o Soporte Deficiente, Roca poco Competente, Mala Calidad de la Tronadura y por causa de la Anisotropía de Esfuerzos. En general, la gravedad de los daños está asociada con la calidad geotécnica y geomecánica del macizo rocoso. En forma particular, la sobre-excavación normalmente se clasifica de acuerdo con la causa que genera la inestabilidad. En este sentido, normalmente se hace la distinción entre la sobre-excavación producto del desarrollo de las galerías (Perforación y Tronadura), y la que es producto del efecto de la explotación en el entorno del macizo rocoso. No se debe confundir la sobre-excavación producto de la perforación y tronadura propiamente tal con aquella que está asociada al campo de esfuerzos y/o presencia de estructuras (menores e intermedias). Los efectos y consecuencias del planchoneo y sobre-excavación de labores se pueden cuantificar midiendo el tamaño de la sobre-excavación y la frecuencia de planchones en un sector determinado.
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4.1.6.
FORMACIÓN Y CAÍDA DE BLOQUES ESTRUCTURALES
Para evaluar la formación de bloques es necesario considerar los aspectos geotécnicos asociados en la definición de macizo rocoso y bloque de roca:
• Macizo Rocoso: Volumen importante de roca que se encuentra intersectado, total y/o parcialmente por estructuras geológicas, las cuales definen numerosos “sub -volúmenes” o “bloques” de roca que en conjunto, conforman el macizo rocoso. Conforme con esto, puede señalarse que el macizo rocoso está formado por un conjunto de bloques (los más pequeños corresponden a una “roca intacta”), cuyas geometrías y distribución de tamaños queda definida por las estructuras geológicas. • Bloque de Roca: Volumen de roca delimitado por estructuras y/o planos o caras libres (cajas, piso y techo de una excavación subterránea); cuya geometría queda definida por la orientación espacial de los planos que lo definen. Como se observa en la definición de macizo rocoso, los bloques de roca son parte importante de éste, de ahí la importancia que adquiere el hecho de poder cuantificar el macizo rocoso respecto al estado de los bloques de roca. En general, el comportamiento mecánico del macizo rocoso dependerá de los siguientes factores: propiedades mecánicas de los bloques que lo constituyen, propiedades de las estructuras del macizo rocoso e interacción del conjunto de bloques. Por otro lado, la formación de bloques corresponde a una expresión mayor del planchoneo, y se caracteriza por la formación de grandes cuñas limitadas por sistemas estructurales relevantes, y caras libres definidas por áreas hundidas (Ver Figura 4.6). También se presenta en galerías de gran tamaño o en zonas de intersección de labores, como consecuencia de las mayores luces generadas.
Figura 4.6: Sobre-Excavación de bloques controlados estructuralmente en intersección DriftZanja, Sector Ten 3. (Tomado de Trabajo de Titulación R. Banfi)
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Ahora bien, dentro de las conclusiones conclusiones más relevantes relevantes que se han podido obtener respecto a esta inestabilidad geomecánica, se pueden mencionar las siguientes:
• Si se toma al macizo rocoso como un conjunto de bloques de distintos tamaños, delimitados y “pegados” por estructuras con rellenos de distintos tipos y se lo posiciona en Zona de Transición (donde los esfuerzos rotan y aumentan de magnitud), éste escenario actuará sobre los bloques estructurales confinándolos, es decir, apretándolos unos contra otros en distintas direcciones. Como consecuencia de este apriete o confinamiento, las estructuras comenzarán a activarse generalmente de manera ordenada, o sea, se degradará primero la estructura con el relleno más débil y así sucesivamente. Por lo tanto, los bloques que en un principio estaban “pegados” unos a otros, por los rellenos mineralógicos (en Zona de Pre-Minería), luego de pasar ésta Zona de Transición, estarán ahora “sueltos”, pues el macizo que se desconfina. En esta situación (en Zona de Relajación), será prácticamente sólo la geometría de la excavación y la del bloque las que jueguen un papel preponderante en la estabilidad del mismo, siendo primordial el diseño de fortificación para estabilizarlos. • Si bien la condición estática del macizo rocoso se asocia a Zonas en Pre - Minería y Relajación, es en esta última donde el macizo está más degradado y desconfinado, siendo por lo tanto, una zona donde es más probable la caída de bloques. Sin embargo, también han caído bloques independientemente del estado del macizo (Zonas de Pre - minería, Transición y/o Relajación), en lugares de alta degradación, como en áreas afectadas anteriormente por estallidos de roca o en zonas donde el frente de hundimiento ha estado detenido por largos períodos de tiempo. • Son las estructuras mayores y las intermedias las que con mayor frecuencia forman los bloques inestables. Sin embargo, las estructuras menores se tornan importantes pues actúan como un “pre picado” en zonas de alta degradación del macizo rocoso. Por lo tanto, dependiendo de la zona en particular , también deben incluirse en los análisis. • El periodo más crítico para fortificar es cuando e l macizo rocoso está en Zona de Transición. Por lo tanto, es más favorable fortificar los “lugares críticos” en Zona de Pre - minería, cuando los esfuerzos son bajos y es mejor la calidad del macizo rocoso, y diseñar esta fortificación considerando la situación futura más desfavorable, en cuanto a esfuerzo y calidad del macizo rocoso. 4.1.7. SUBSIDENCIA La minería por métodos de hundimiento consiste en inducir el quiebre y hundimiento del macizo rocoso, lo que permite la extracción del mineral quebrado, hecho que a su vez genera una cavidad por encima del piso del hundimiento, la cual termina por conectarse a superficie o a una cavidad superior (sector agotado), generando un cráter de subsidencia. Por subsidencia se entiende la deformación del terreno en la vecindad de una excavación superficial o subterránea.
61
Para el caso de minería subterránea masiva por métodos de hundimiento, se genera una cavidad que finalmente conecta a superficie o a una cavidad superior. Esta conexión define un cráter llamado
“cráter de subsidencia”. En el terreno adyacente al perímetro del cráter, se produce una zona de fracturamiento notorio, el que corresponde a la máxima expresión de los desplazamientos y deformaciones que experimenta el terreno ubicado dentro de la zona de influencia del cráter. La subsidencia generada por la minería por métodos de hundimiento puede considerarse definida por dos zonas o sectores principales: • Cráter de Subsidencia: Subsidencia: Corresponde al cráter mismo; cuya base corresponde al piso del nivel de socavación, y cuyo perímetro queda definido por las paredes del cráter. La inclinación respecto a la horizontal de una línea imaginaria que une el piso del cráter con la superficie del terreno, en la dirección de máxima pendiente de pared del cráter; se denomina Ángulo de Ruptura o Ángulo de Desplome. Desplome.
• Zona de Influencia: Influencia: correspondiente a la zona adyacente al cráter donde el terreno siente en forma notoria el efecto de la subsidencia. La inclinación respecto a la horizontal de una línea imaginaría que une el piso del cráter con el límite de esta zona de influencia en superficie se denomina Ángulo de Fracturamiento. Fracturamiento. En el caso de la minería por hundimiento de bloques o paneles, la conexión a superficie se produce en el mediano o incluso largo plazo, dependiendo de la altura de la columna a extraer y de la velocidad de extracción; por lo que inicialmente la cavidad generada por el hundimiento no está conectada a superficie. En la Figura 4.7, se muestra un diagrama esquematizado de un cráter de subsidencia.
Figura 4.7: Esquema ilustrativo con parámetros asociados al fenómeno de Subsidencia y de la morfología del cráter. (Tomado de Trabajo de Titulación R. Banfi).
62
4.2. COMPORTAMIENTO GEOMECÁNICO DE SECTORES QUE CONVERGEN 4.2.1.
(7)
INTRODUCCION
El estudio particular que se describirá en este capítulo identifica la principal contribución de dos aspectos relevantes en la generación de daño del macizo rocoso, en base a la publicación del Massmin 2008 realizada por Sixto López y Hugo Constanzo, de División El Teniente de Codelco. El primer aspecto está relacionado a la interacción que experimenta la incorporación de un nuevo sector productivo, y el segundo asociado al efecto que genera un pilar dada una zona que está en convergencia, el efecto de alta montaña, el cual genera un incremento de cargas (esfuerzos) en dirección a la frente de avance, debido a una reducción del tamaño del pilar durante el avance de la convergencia. El avance de la convergencia del sector Teniente 4 Sur hacia la Mina Isla generó cambios en el comportamiento del sector Teniente 4 Sur. Estos cambios están relacionados a condición de daño que mostró el macizo rocoso en esa zona y relacionado también a un importante incremento en la actividad sísmica del sector. Desde Febrero del 2003 hasta la fecha de publicación de esta estudio, la zona Centro Oeste de la mina Teniente 4, la cual representa la zona de convergencia entre el sector Teniente 4, Isla e Isla LHD, experimento un incremento en la actividad sísmica, el cual fue caracterizado por la ocurrencia de eventos sísmicos de alta magnitud (entre 1 y 3). Esta actividad sísmica en algunos casos genero de bajos a moderados daños en esa zona, asociado a la ocurrencia de estallido de roca. La convergencia del Teniente 4 Sur hacia la mina Isla motivo el desarrollo de diferentes análisis geomecánicos, los cuales mostraron el des-estrés, un proceso de desintegración y actividad sísmica en el macizo rocoso del área que converge, causado por la actividad minera llevada a cabo hacia zonas del pilar de convergencia (Teniente 4 Sur, Isla, Isla LHD) desde el año 2003. 4.2.2.
SOBRE MINA TENIENTE TENIENT E 4 SUR
El método aplicado corresponde a un Panel Caving Convencional (Ver Figura 4.8). Respecto al avance de la minería, las frentes del nivel de producción y UCL son prácticamente coincidentes en su posición y las calles del nivel de producción están completamente construidas por delante del frente
de hundimiento, siendo afectadas directamente por el “abutment stress” en la zona de transición.
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Figura 4.8: Panel Caving con Hundimiento con Convencional. Las principales estructuras de la zona están clasificadas en tres sets: 1.- N45° - 60°E/subvertical 2.- N60° - 80° E/subvertical 3.- N0° - 30° E/subvertical De acuerdo a su largo y ancho fue posible reconocer 7 fallas: cuatro fallas a lo largo del set 1 y tres fallas a lo largo del set 2 y 3. Las ultimas estructuras tienen una orientación preferencial Norte- Sur y N26°E, y son también reconocidas en el Sector Isla. El estado medio del esfuerzo en el sector (antes de la minería) es mostrado en la Tabla 4.1. Tabla 4.1: Campo de esfuerzos Sector Ten 4Sur previo a la minería Esfuerzos principales S1 (mayor) S2 (intermedio) S3 (menor)
Magnitud (MPa) 35.3 28.2 19.5
Dirección (°) 327.2 200.8 85.9
Manteo (°) -39.4 -35.8 -30.3
Por otro lado, existen tres minas rodeando la zona estudio: Ten 4 Sur, Isla e Isla LHD. Al Oeste un sector de forzamiento del Teniente 4 Sur. La Figura 4.9 representa la geometría del pilar de roca generado dada la convergencia del sector (a marzo del 2006).
Figura 4.9: Representación tridimensional de la zona de convergencia, Ten 4 Sur e Islas.
64
4.2.3. COMPORTAMIENTO DE LA CONVERGENCIA DEL PILAR “NUDO ISLA” Durante el año 2001 el sector registro un total de 999 eventos con magnitudes entre -1.1 hasta 2.0. Estos eventos sísmicos estaban principalmente ubicados en la zona sur adyacente a la frente de hundimiento, y podrían estar asociados a singularidades geométricas generadas por el avance del frente de hundimiento de dicho periodo como es mostrado en la Figura 4.10.
Figura 4.10: Actividad sísmica sector Ten 4 Sur (2001). La actividad sísmica registrada en la zona indicó una alta ocurrencia de eventos durante los años 2003 y 2006 con 7,738 y 7,536 eventos respectivamente. Durante esos años, 122 y 120 eventos sísmicos fueron de magnitud relevante (Mw > 1.0), respectivamente . Esta situación indicó un incremento de la actividad sísmica durante esos años representando una condición de alta vulnerabilidad. (Ver Tabla 4.2 y Figura 4.11) Tabla 4.2: Resumen de eventos sísmicos y estallidos de roca en “Pilar Nudo Isla“(2001 a 2006).
AÑO
EVENTOS
2001 2002 2003 2004 2005 2006
999 1,341 7,738 4,824 2,046 7,536
EVENTOS ESTALLIDOS RELEVANTES DE ROCA (Mw>1.0) 19 3 19 3 122 6 45 0 49 0 120 1
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Figura 4.11: Actividad Sísmica Ten 4 Sur (2006). El análisis de la actividad sísmica durante el año 2003 indico un gran incremento desde Febrero, alcanzando un peak de 2,432 eventos por mes en Agosto de dicho año y una siguiente reducción en Noviembre. La actividad sísmica estaba centralizada en la zona del pilar de convergencia (también
llamada “Nudo Isla”), y fue caracterizada por la ocurrencia de eventos de gran magnitud (Mw > 1.0), y una componente de alta tensión asociado a un proceso de falla del macizo rocoso. Aspectos previos podrían ser directamente relacionados a la actividad minera llevada a cabo en el sector Isla LHD en ese periodo, porque hubo una coincidencia en los tiempos entre el peak y reducción en la actividad sísmica y la explotación minera en el sector Isla LHD (Ver Figura 4.12). De esta forma el comienzo de la producción (Febrero 2003), la conexión de la cavidad del sector Ten 3 (Julio-Agosto 2003) y el fin del hundimiento del sector Isla LHD (Noviembre-Diciembre 2003), son coincidentes con la actividad sísmica registrada en ese año.
Figura 4.12: Actividad sísmica mensual de Enero 2001 a Diciembre de 2006, Pilar Nudo Isla.
66
Como antes descrito, situación similar ocurrió con relevante eventos sísmicos (Mw > 1.0), desde Marzo del 2003, con alta frecuencia sísmica en el pilar “Nudo Isla”, registrando un peak de 2 eventos en Julio y un decrecimiento en Diciembre del 2003 (Ver Figura 4.13) . Durante 2006 la actividad sísmica mostro un incremento desde Enero alcanzando un peak en Agosto y cayendo en Septiembre. Esto podría estar relacionado a dos aspectos principalmente: el primero responde al incremento registrado en la extracción en la zona Centro Oeste del Teniente 4 Sur desde Enero, y un segundo aspecto debido al reinicio del hundimiento para esta zona en el periodo entre Abril y Mayo.
Figura 4.13: Actividad sísmica relevante (Mw>1.0) de Enero 2001 a Diciembre de 2006, Pilar Nudo Isla. Por otro lado después del análisis de energía generada por eventos sísmicos en la zona del pilar
“Nudo Isla”, fue posible establecer que en el period o de Enero del 2003 a Febrero del 2004, fue en promedio el de mayor energía generada de todo el periodo (de Enero del 2001 a Diciembre del 2006), registrando valores desde 6,3 x 10^4 (J) a 2,7 x 10^7 (J), con un peak máximo de 10^8 (J) (Ver Figura 4.14). Es importante recordar que durante el 2003 el Teniente 4 Sur presentó 6 estallidos de roca con menor nivel de daño, principalmente en los niveles de producción y UCL, representando el 86% de todos los estallidos de roca del 2003 al 2006, con 827 metros de daños en galerías, representando el 95% del total dañado en todo el periodo.
67
Figura 4.14: Energía media generada por actividad sísmica relevante (Mw>1.0) de Enero 2001 a Diciembre de 2006, Pilar Nudo Isla. Respecto a la energía liberada asociada a ondas longitudinales (P) y transversales (S) y el ratio Es/Ep, la componente de tensión fue el principal mecanismo de falla para todos los eventos sísmicos y
también para los más relevantes registrados en el “Nudo Isla” entre el 2003 y el 2006 (Ver Tabla 4.3). Tabla 4.3: Ratio Es/Ep de eventos sísmicos en Pilar Nudo Isla entre 2003 y 2006. Es/Ep Es/Ep Es/Ep Total
Total Eventos N° Eventos Porcentaje (%) 17,249 81% 4,089 19% 21,338 100%
Eventos Relevantes (Mw>1.0) N° Eventos Porcentaje (%) 241 88% 33 12% 274 100%
En otros temas el análisis de deformación aparente que sufrió el macizo rocoso en esta zona, dada la minería entre el 2003 al 2006 (Ver Figura 4.15) se describe de la siguiente manera: (2003) Gran deformación de macizo rocoso en el lado Oeste del sector, el cual es el límite entre el sector Ten 4 Sur y el sector Brechas, también deformaciones hacia los limites Sur y Norte del Nudo Isla y en toda la zona del pilar desde la frente de hundimiento hacia los accesos Sur. La situación del primer caso se relaciona a un proceso de des estrés generado en la zona Pipa Braden dado el avance de la extracción y la ruptura de la zona en el sector de forzamiento. El segundo caso está relacionado por la extracción del Teniente 4 Sur y la incorporación del sector Isla LHD. (2004) Análogamente se observaron deformaciones en los límites Norte y Sur del pilar de convergencia y en todo el mismo pilar desde las frentes de hundimiento hasta la zona Sur de los accesos.
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Figura 4.15: Volumen aparente (deformación sísmica) en Pilar Nudo Isla en 2003 y 2004 respectivamente. (2006) Las mayores deformaciones se mostraron en el límite Sur del pilar “Nudo Isla” y menores deformaciones hacia el limite Norte del pilar, que podría haber sido causado principalmente por la minería de sector Isla LHD, activando la pared Sur del pilar durante la etapa de explotación. La mayor deformación es coincidente con la presencia de una falla del Teniente Sur Sur. En cuanto a la condición del macizo rocoso en términos generales es posible aseverar que el daño observado en la el macizo rocoso fue coincidente con la geometría del frente de hundimiento, con mayores daños en la zona Central el cual se asocia al efecto del Abutment Stress. 4.2.4.
ANALISIS DE LA EVOLUCION DE LA GEOMETRIA DEL PILAR DE CONVERGENCIA
Durante la convergencia del sector Ten 4 Sur hacia los sectores Isla y Brechas, el pilar de convergencia sufrió una importante reducción en su área (Ver Tabla 4.4), lo cual podría haber modificado el estado de esfuerzos en el pilar y con ello incrementando las cargas activas las cuales bajan del cerro por el efecto de alta montaña hacia el pilar. En términos generales la situación puede ser resumida en que con el paso del tiempo el área del pilar comenzó a disminuir y con ello el flujo de cargas del efecto alta montaña tuvo menos área donde distribuirse. Un resumen de esta situación en el caso del pilar “Nudo Isla” es mostrado en la tabla a continuación:
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Tabla 4.4: Reducción de área en Pilar Nudo Isla, entre 2001 y 2006. Reducción de área (%) Año
Área (m2)
2001 2002 2003 2004 2005 2006
85,124 71,040 55,511 46,840 34,447 20,363
Anual
Acumulada
16 19 10 15 16
16 35 45 60 76
Reducción área inicial (%) 100 84 65 55 40 24
De esta forma una vez analizado la disminución de área que experimento el pilar y el posible aumento de esfuerzos de la alta montaña sobre el pilar, dos aspectos pueden ser destacados: el primero se relacionaría con mayor fisuras generadas a nivel de la cavidad en la pared Este de pilar y el segundo se relaciona con la ubicación de la actividad sísmica en el pilar a medida de que la convergencia avanza. Acorde al primer punto, desde Diciembre del 2004 fue posible observar quiebres o fisuras en la pared Este del pilar, lo cual comenzó a ser más evidente en extensión, involucrando un largo de 620 metros desde la línea del cráter en el periodo de Febrero a Marzo del 2006 (Ver Figura 4.16).
Figura 4.16: Fracturas y cambios en los límites del cráter en Pilar “Nudo Isla”, Noviembre 2006. En el periodo de Marzo a Noviembre un gran deslizamiento de material desde una pared hacia la cavidad se produjo, cambiando los límites del cráter en aproximadamente 240 metros, este deslizamiento de material podría ser consecuencia de un mecanismo de falla en el sector, asociado a un incremento de los esfuerzos desde la alta montaña, durante la gradual reducción del área del pilar en función del avance de la convergencia.
70
Acorde al segundo punto, gran actividad sísmica se observó en el pilar, lo cual es coincidente con la geometría del pilar (una reducción de altura al Oeste), concentrando esfuerzos (Ver figura 4.17), más al efecto alta montaña las posibilidades de eventos sísmicos dentro del pilar aumentaron.
Figura 4.17: Sección SE-NO, representando flujo de esfuerzos en Pilar “Nudo Isla” y la actividad sísmica asociada (efecto alta montaña, año 2006). La combinación de concentración de esfuerzos y actividad sísmica, generó daño y sobre quiebre en el macizo alrededor del NP del Teniente 4 Sur, que fue más evidente a través de un análisis de cambios en condiciones del macizo, mostrando un incremento en daño en la zona Oeste del Teniente 4 Sur. Todo esto sufrió la pared Este del “Nudo Isla” entre el 2005 y el 2006, como c ausa de la minería del Teniente 4 Sur e Isla LHD, luego el efecto alta montaña en el pilar terminó por incrementar el nivel de esfuerzos sobre el pilar dada la reducción de su área y alta concentración de eventos sísmicos. (Ver Figura 4.18).
Figura 4.18: Zona de quiebre y concentración sísmica en Pilar “Nudo Isla”, Agosto de 2006.
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4.2.5.
COMENTARIOS FINALES Y CONCLUSIONES
1. La convergencia de sectores productivos generó un proceso de des estrés y desintegración del macizo rocoso en el pilar conformado ente el Teniente 4 Sur e Isla, lo cual se demuestra a través de la información de actividad sísmica y los cambios del macizo rocoso observados entre el 2001 y el 2006. 2. La incorporación del sector Isla LHD ubicad o en el pilar “Nudo Isla” generó una alta reducción del confinamiento en la pared Sur del pilar (en la zona cercana a la cavidad del sector Isla LHD), que se había reflejado por daños en las galerías, incremento en la deformación del macizo rocoso y frecuencia de actividad sísmica. 3. La experiencia de daño y desintegración de macizo rocoso alrededor del nivel de producción del área afectada, justifica el desarrollo de adecuadas refortificaciones y diseños de soporte, que se hacen cargo de la condición de daño de sectores productivos que pueden sufrir convergencia. Para esto considerar: activación estructural (ejemplo: fallas), deterioración alta de macizo rocoso, y finalmente implica una reducción en la estabilidad de todo el layout productivo. 4. De acuerdo al análisis para sectores mineros que podrían ser afectados por procesos de convergencia es necesario definir estrategias para reducir el efecto de los esfuerzos principales (de la alta montaña) en el volumen de roca que será explotado, con el propósito de reducir el daño en el macizo rocoso.
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4.3. CONTROL DE LA SISMICIDAD INDUCIDA 4.3.1.
(8)
INTRODUCCION
Desde un comienzo las actividades mineras de tipo subterránea usando métodos de hundimiento tienen sismicidad inducida, lo cual incluye ocasionalmente la existencia de estallidos de roca. Debido a los relevantes daños ocasionados, las operaciones mineras han sido explotadas por sectores productivos. El presente capitulo describe el concepto que ha sido usado en los últimos años para controlar la sismicidad inducida basada en estrategias de control del proceso de quiebre del macizo rocoso, el cual depende de parámetros mineros. También incluye los principales conceptos que fueron aplicados en el diseño del sector teniente sub 6 y la experiencia recopilada durante la explotación de este sector. Todo esto basado en la publicación del Massmin 2000 de Rojas, Cavieres, Dunlop y Gaete. Con en la mayoría de las explotaciones de tipo subterránea, la mineralización tiene dos diferentes formas, la mineralización secundaria que está cercana a la superficie y la mineralización primaria que está a mayor profundidad. El primario se describe como un macizo rocoso de alta cohesión e impermeable. Acorde al comportamiento geomecánico el macizo rocoso primario ha sido caracterizado como uno más duro que el secundario y los resultados en Caving se traducen en fragmentación más grande, donde el macizo a menudo falla de manera violenta bajo condiciones de alto estrés. 4.3.2.
COMIENZOS DE LA EXPLOTACIÓN DE MINERAL PRIMARIO
Después de algunos test preliminares en la década de los 70 y 80 la explotación en roca primaria comenzó y con ello la sismicidad inducida. En 1981 la planificación minera de largo plazo de mina el teniente considero dos sectores para la expansión de su operación minera usando el método panel Caving mecanizado, con alturas de columnas alrededor de 140 metros. La explotación de roca primaria resulto ser más difícil y costosa, a la vez que las leyes de mineral eran bajas que en el secundario, lo cual impacto los beneficios a la baja. En ese momento los costos de desarrollo se consideraban solamente dependiendo del área y naturalmente una forma de bajar los costos fue incrementar las alturas de columnas. Las condiciones geomecánicas y el comportamiento del macizo rocoso expuesto a Caving eran definidas de manera independiente a la altura de columnas acorde a los resultados de ese entonces. Dos parámetros eran considerados dependientes a la altura de columna, la dilución y la recuperación de mineral.
73
Usando estos conceptos se tomó la decisión de aplicar panel Caving mecanizado con mayores alturas de columnas en macizo rocoso, para ello el teniente 4 sur fue pionero con alturas de columnas de 180 metros, donde al comienzo las columnas eran clasificadas como secundarias y a medida que se progresaba hacia el sur variaban a una de tipo de mineral primario. En 1990 la altura de columna del área de producción alcanzo valores de 280 metros en un 100% mineral primario. 4.3.3.
TRANCISION A MINERAL PRIMARIO, SECTOR SUB 6
La planificación a largo plazo requería la profundización de la explotación como una forma de bajar los costos y expandir la escala de la explotación. El sector norte (sub 6) del Teniente fue definido para ser explotado, el cual fue el primer proyecto que incluía áreas productivas tan profundas con alturas de columnas mayores a la tradicional y en un 100% de material primario. Los conceptos de diseño disponibles en ese entonces en la etapa de ingeniería del sub 6 (1984) recomendaron la aplicación de panel Caving mecanizado usando equipos LHD para el transporte intermedio en el nivel de producción. Las calles del nivel de producción estaban separadas cada 30 metros con galerías zanjas paralelas cada 15 metros en un ángulo de 60°. La taza de producción se configuro en 0.75 tpd/m2 en promedio, la única restricción de taza de extracción fue la capacidad de transporte del nivel bajo el nivel de producción. Un concepto de diseño relevante fue reducir los largos de galería por toneladas de mineral extraído. Este concepto directamente introdujo un incremento en las alturas de columnas en el método panel Caving. Las principales recomendaciones geomecánicas fueron: -
La orientación de las galerías acuerdo a sus esfuerzos principales.
-
La secuencia de hundimiento en acuerdo con los esfuerzos principales.
-
La influencia de la subsidencia en la infraestructura de niveles superiores.
Con la explotación del Teniente 4 Sur la sismicidad inducida había sido evidente y no había indicaciones que la etapa inicial del progreso de Caving en roca primaria seria afectada por una respuesta de actividad sísmica relevante. 4.3.4.
PUESTA EN MARCHA DEL SECTOR SUB 6
Los desarrollos iniciales del sector sub 6 comenzaron en 1985. Los accesos fueron desarrollados, la preparación de área comenzó en 1986 y la producción comenzó a mediados de 1989 con panel Caving convencional. Seis meses después las actividades productivas comenzaron y el sector sub 6 fue afectado por sismicidad inducida con estallidos de roca asociados.
74
Como resultado global se pudo afirmar que la operación fue conducida por el comportamiento del macizo rocoso, todas las actividades tácticas fueron liberadas por la respuesta del macizo y la explotación se convirtió una reacción a estas respuestas. En 1992 fue evidente que el problema fue de importancia estratégica y debía ser cambiado. Los principales eventos fueron como se describe a continuación: -
Enero de 1990, según el plan las operaciones del sub 6 comenzaban en agosto de 1989 hasta alcanzar 10,600 m2 de área a hundir y una producción de 350 tpd un evento sísmico de magnitud 3,6° Richter y un estallido de roca con daño en amplia propagación, afectando principalmente al área de transporte, paralizando la explotación.
-
Julio de 1990, un evento sísmico de escala 3,2° Richter y estallido de roca asociado creo grandes daños a todo el sub 6 y las actividades mineras se detuvieron por 9 meses. Sistemáticas reparaciones a todos los daños fueron llevadas a cabo y una zona de seguridad de 100 m fue definida para separar las áreas de preparación de las de producción para bajar la exposición del personal al riesgo de estallido de roca, la zona de seguridad fue estimada mediante análisis geomecánicos del Teniente 4, según el área afectada por delante de la frente de hundimiento.
-
Mayo de 1991, una secuencia de eventos sísmicos afectaron el área, iniciados por un evento de escala 4° Richter. Diferentes daños fueron generados en torno al área previamente reparada. Las actividades de producción se detuvieron por un periodo de 5 meses. Después del estallido de roca algunas acciones fueron llevadas a cabo en orden de tener un cierto control de la actividad sísmica. Un cierre parcial y temporal del área fue determinado después de la tronadura del hundimiento. Un control operacional relativo fue definido usando un criterio de alertas sísmicas basadas en la frecuencia de eventos.
-
Marzo de 1992, un evento de escala 3,7° Richter daño los accesos principales al nivel de área de producción. Por primera vez el plan minero global fue cambiado, ningún requerimiento de producción fue planificado para el sector hasta una nueva aproximación al sector fuera definido. La producción fue retomada en enero de 1994 pero esta vez bajo la aplicación de un plan de producción experimental.
4.3.5.
MARCO CONCEPTUAL PARA LA SISMICIDAD INDUCIDA
De acuerdo a Dunlop y Gaete (1995), durante 1992 y 1993 un marco conceptual fue desarrollado a modo de relacionar los parámetros mineros con las características de la respuesta del macizo rocoso. Esta relación permitiría el control de la sismicidad inducida a través de modificaciones en los parámetros mineros.
75
Los métodos de hundimiento son iniciados por la tronadura del volumen del fondo de la columna de macizo rocoso, el material quebrado es extraído creando cavidades que permiten a través de la gravedad continuar un proceso de fractura en macizo rocoso produciendo nuevo material quebrado. La sub siguiente producción genera la continuidad en el proceso de quiebre, propagando la fractura del macizo a niveles superiores. En términos generales la fractura corresponde a una disrupción en los patrones estructurales del macizo rocoso unido. Un evento sísmico corresponde a la energía irradiada asociada a la ruptura del macizo rocoso. Luego la sismicidad inducida esta siempre asociada a un proceso de ruptura afectando un macizo competente. Las características del evento de sismicidad inducida podrían estar determinadas por la distribución espacial y temporal de las actividades mineras y condicionadas por características geométricas, geológicas y estructurales del macizo explotado. Los métodos de hundimiento no siempre permiten un adecuado control de la extensión de ruptura. De acuerdo a los parámetros del macizo y mineros el hundimiento podría generar grandes rupturas y con ello eventos de alta magnitud sísmica que pueden irradiar suficiente energía para producir daño alrededor de las excavaciones. Las acciones para controlar la respuesta sísmica del macizo rocoso, particularmente los eventos de máximas magnitudes, están basados en la modificación de los parámetros mineros, tales como la tasa de avance de la socavación y la tasa de extracción, en relación a las características del macizo rocoso. Este marco y algunas evidencias empíricas indican que la situación de Caving inicial (antes de que a cavidad de hundimiento conecte la roca intacta hacia la superficie) corresponde al periodo de mayor cantidad de actividad sísmica cuando usamos Caving como el método de explotación. Una vez que la conexión a sido lograda los cambios en la mecánica de las condiciones de estabilidad del macizo rocoso crean una respuesta sísmica más favorable. Estos conceptos explican la respuesta sísmica del macizo rocoso en términos generales permitiendo un control global de la sismicidad inducida como es mostrado en Dunlop y Gaete 1997. Como sea las interacciones locales entre singularidades geométricas o estructurales del macizo rocoso y operaciones mineras de corto plazo podrían ser fuente de relevante sismicidad. Actualmente diferentes estrategias están bajo desarrollo en función de controlar la sismicidad a escala local, como por ejemplo disminuir las velocidades de extracción. 4.3.6.
PLAN EXPERIMENTAL TENIENTE SUB 6
Basado en los conceptos previos un plan de producción experimental se implementó en el sector sub 6 a comienzos de Enero de 1994. El plan se dirigió a expandir gradualmente el proceso de quiebre del macizo rocoso en función de alcanzar un antiguo nivel de hundimiento superior, el Teniente 4, ya explotado, cubriendo 240 metros de columna.
76
El desarrollo de este plan con sismicidad controlada la producción del sub 6 fue modificada como a continuación: A.- El área productiva fue limitada a un área con tronaduras del nivel hundimiento realizadas y con alturas de columnas más bajas de roca intacta (solo 240 metros), temporalmente cerrando el área abierta con alturas de columnas mayores. B.- La distribución espacial y temporal de la extracción fue mantenida tan uniforme como fuera posible a modo de minimizar los tamaños de ruptura y consecuentemente las magnitudes de eventos sísmicos. C.- Al comienzo del plan las tasas de producción fueron muy bajas e incrementadas gradualmente comenzando con tasas de 0,1 tpd/m2. Un rango de tasas de extracción se estableció para el sector el cual había sido ligeramente modificado durante la extracción en el área. D.- La extracción fue hecha usando solamente equipos controlados remotamente hasta 1995. E.- La tasa de extracción fue indirectamente limitada por un criterio basado en la ponderación de actividad sísmica promedio en tiempo de las últimas dos semanas. Según estimaciones y algunas evidencias empíricas, la columna completa se fracturaría después de un 30% de extracción de la columna sólida. En tal condición, rupturas posteriores no afectarían la columna de macizo rocoso, luego no se generaría una respuesta de actividad sísmica. La Tabla 4.5 presenta los resultados de los periodos iniciales y la producción durante el desarrollo del plan experimental (PE). Tabla 4.5: Producción y estallidos de roca relevantes en Ten Sub 6. Periodo 18/07/1989-18/01/1990 01/04/1990-02/07/1990 01/04/1991-23/05/1991 01/11/1991-25/03/1992 02/01/1994-30/08/1997 (PE) 01/09/1997-31/01/1999
Producción Hundimiento (t) (m2) 384,000 107,000 175,000 160,000 3,100,000 6,500,000
9,174 480 120 10,410 2,160 10,790
Estallidos de roca relevante 1 1 2 2 2 menores 1 menor
77
4.3.7.
ESTADO POSTERIOR AL PLAN EXPERIMENTAL
Después del final del plan experimental el sector sub 6 fue sujeto de una etapa de transición incluyendo test de hundimientos. Esto fue integrado al plan de producción a largo plazo durante 1999. En el periodo de 1997 al año 2000 solo unos pocos y menores estallidos de roca habían ocurrido y con daños menores. La Tabla 4.6 muestra las velocidades de extracción del plan experimental. En el presente el sector de producción está cercano a las 10,000 tpd y la tasa de socavación está cercana a los 12,000 m 2 por año, el número exacto depende de la geometría y del macizo rocoso. Tabla 4.6: Velocidad de extracción máxima (tpd/m2) según extracción del primario. % Extracción 0-5% 5-10% 10-15% 15-20% 25-25% 25-30%
4.3.8.
Etapa caving inicial Velocidad In Situ (tpd/m2) 0.26 0.29 0.33 0.38 0.43 0.50
Etapa caving conectado Velocidad In Situ (tpd/m2) 0.28 0.34 0.40 0.47 0.55 0.65
ANALISIS DE LOS RESULTADOS
Los resultados de las actividades mineras en el sub 6 habían mostrado que la etapa más crítica del desarrollo de una operación por hundimiento en un nuevo sector es el periodo anterior a la conexión a un cráter superior o un sector superior abandonado. Esta condición es creada por la respuesta mecánica del macizo rocoso bajo una condición del proceso de Caving virgen. Una respuesta mecánica involucra a todo el macizo rocoso bajo influencias de la actividad minera y que se encuentra en búsqueda de una condición de equilibrio, lo cual parece ser el principal factor que genera respuesta sísmica relevante. Importante es considerar diferentes alternativas para alcanzar la conexión en función de reducir tanto como sea posible la etapa de Caving virgen. Como un back-análisis las figuras mostradas a continuación presentan las condiciones del macizo rocoso existentes al momento de los cuatro estallidos de roca principales descritos en este apartado. Las diferencias entre la geometría estimada del macizo correspondiente a ser aplicada las tasas de producción (1989 al año 1992) y las tasas recomendadas por el plan experimental pueden ser apreciadas en la Figura 4.19, la cual presenta la situación estimada del sector durante la conexión a un nivel superior ya explotado a mediados del año 1996.
78
Figura 4.19: Sector Sub 6 a Junio de 1996. Algunos parámetros sísmicos relevantes son la energía irradiada y la zona de influencia. De acuerdo a evidencia empírica, el daño está asociado con eventos con energías superiores a 107 (J). Una distancia de 100 metros fue establecida como distancia mínima para no dañar áreas con eventos de gran magnitud. El sector había sufrido eventos de alta magnitud pero a más de 200 metros de las excavaciones del sub 6 lo cual no represento daños. En una explotación por hundimiento, un punto crítico es alcanzar la condición de Caving continuo. Después de este punto el negocio minero comienza. Los problemas críticos desde este punto de vista son los parámetros mineros durante la etapa de Caving virgen o inicial y algunas tasas de producción permisibles de acuerdo a las características del macizo rocoso explotado y sus respuestas a las actividades de minería. Una idea básica es limitar el volumen de macizo rocoso en una condición inestable. Las actividades mineras deben mantener el control del equilibrio de las condiciones del macizo rocoso. Esto significa condiciones de inestabilidad controladas. Acorde al proceso de ingeniería del proyecto sub 6, los estándares aplicados estuvieron de acuerdo a los utilizados por la industria minera a nivel global. A pesar de esta situación, la respuesta sísmica en las etapas de Caving inicial no fueron anticipadas y como consecuencia división el Teniente se vio forzada a asignar grandes sumas de recursos, incluyendo consultorías externas, a modo de generar una metodología minera para la extracción de minerales primarios usando métodos de hundimiento.
79
CA PÍTU L O V ANÁL ISIS DEL CA SO ESTUDIO
5.1. INTRODUCCIÓN El presente capítulo abarca los temas descritos en los capítulos anteriores, aplicando la base teórica presente en éstos, al modelo de bloques de este estudio. El análisis del modelo comprende el desarrollo de las siguientes temáticas:
Análisis estadístico del modelo de estudio
Dilución mediante el método volumétrico de Laubscher
Valorización de los bloques sobre varios pisos
Selección del piso de hundimiento
Determinación de beneficios y alturas máximas extraíbles.
Confección del área de extracción.
Los siguientes pasos involucran el trabajo sobre la base de dos escenarios posibles:
Secuencia de explotación para los dos escenarios.
Suavizamiento de columnas para los dos escenarios.
Desarrollo del plan de producción para los dos escenarios.
Es de real importancia, validar la teoría descrita con un caso de estudio, el cual tendrá características propias, además de consideraciones o supuestos que a medida que se realiza la ejecución del caso será especificado. El proceso de planificación para un Panel Caving se realizará mediante herramientas computacionales para un acabado análisis y ejecución del caso, Vulcan y Microsoft Excel. 5.2. PRESENTACIÓN DEL CASO Naturalmente cuando determinamos la secuencia de explotación dentro de un polígono de reservas, se busca los mejores beneficios para los primeros años, a modo de impactar positivamente los índices de rentabilidad del proyecto, esto es iniciar por sectores con las mejores leyes. Pese a esto, existen lineamientos geomecánicos que permiten mitigar riesgos asociados a inestabilidades (colapsos, estallido de rocas, caída de bloques, sobre-excavación de galerías, subsidencia), lo cual permite iniciar el Caving bajo un concepto de administración del riesgo geomecánico, que identifique y mitigue aquello que podrían afectar a las personas, equipos e infraestructura.
80
Considerando lo antes señalado, se presentan dos escenarios opuestos (Ver Figura 5.1), uno que es iniciar la explotación en la zona de altas leyes con mayor riesgo geomecánico dado que se encuentra en caving virgen y con mayor altura de columna insitu (CASO A) y el otro, es iniciar la explotación en la zona de más bajas leyes con mejor altura de columna insitu y menor riesgo geomecánico en la zona contigua a un sector ya explotado que cuenta con caving conectado (CASO B) .
Oeste
Este
Figura 5.1: Ilustración (perfil oeste-este) del caso a analizar con la condición de caving para ambas alternativas de secuenciamiento (desde caving virgen y desde caving conectado). Ambos escenarios se deben traducir a aspectos técnicos y económicos, que permitan realizar una evaluación bajo índices de rentabilidad, que permitan al dueño del negocio minero tomar la mejor decisión. Es relevante señalar que la Seguridad de las personas, equipos e infraestructura no son transables en el análisis de ambos escenarios. De lo contrario, el proyecto no es sustentable.
81
5.3. CARACTERÍSTICAS DEL MODELO DE ESTUDIO El presente Trabajo de Titulación contempla la validación de un caso de estudio, correspondiente a un modelo de bloques de un yacimiento no identificado el cual ha sido manipulado a modo de resaltar la toma de decisiones y resultados buscados en el objetivo de este trabajo. El modelo de bloques contiene las siguientes características propias del yacimiento, tal como se describió en los alcances:
Coordenadas de cada bloque (centro del bloque) en el eje “x (este)”, “y (norte)” y “z (cota)”. Leyes de Cobre Total (producto). Leyes de Molibdeno (subproducto) Contenido de Arsénico (impureza). Densidad de roca. Categoría. Recuperación metalúrgica global de cada bloque. Dureza del mineral en unidades de Work Index (KwH/t)
5.3.1. CATEGORIA DE RECURSOS Los recursos mineros presentes en el modelo de estudio se pueden observar distribuidos en la Figura 5.2, que indica el porcentaje de ocurrencia para cada categoría de recurso.
"Recursos del Modelo de Bloques"
39% 55%
6% Medido (%)
Indicado (%)
Inferido (%)
Figura 5.2: Participación de recursos del modelo por categoría. Complementariamente a la visualización de los porcentajes de cada categoría de los recursos, se puede ilustrar mediante isométricas los recursos presentes en el modelo (Ver Figuras 5.3 y 5.4).
82
Figura 5.3: Isométrica Modelo de Bloques con Tipos de Recursos.
Figura 5.4: Isométrica Modelo de Bloques con Recursos Medidos e Indicados La Figura 5.4, representa la visualización en 3 dimensiones de los recursos medidos e indicados solamente.
83
5.3.2. COORDENADAS DEL BLOQUE Se considera que los modelos contienen como coordenadas del bloque los centroides de cada uno de
éstos. La coordenada “x” representa la ubicación de cada bloque en la extensión Este-Oeste, en donde el menor valor representa a los bloques más cercanos al oeste. La coordenada “y” representa la ubicación de cada bloque en la extensión Norte-Sur, en donde el menor valor representa a los bloques más cercanos al sur. La c oordenada “z” o cota, representa la ubicación de cada bloque en la extensión vertical, en donde el menor valor representa a los bloques más bajos. La estadística realizada al modelo, es la indicada en la Tabla 5.1. Tabla 5.1: Parámetros de coordenadas X, Y, Z. X [Este] Max 3,585 Min 3,105 Dimensión 10 Bloques 49 TOTAL BLOQUES
Y [Norte] Z [cota] 4,495 2,556.5 4,205 1,899.5 10 9 30 74 108,780
De la estadística realizada para cada coordenada constituyente del modelo, se aprecia el número de bloques para cada eje y el total del modelo que es de 108,780 bloques. Además se puede agregar, que el modelo en estudio abarca 23,775,570 [Mt], cubriendo una superficie en los ejes norte-sur y este-oeste de 147,000 metros cuadrados en planta, otras dimensiones se observan en la Tabla 5.2. Tabla 5.2: Dimensiones del modelo de bloques X [Este] metros 490
Y [Norte] metros 300
Z [cota] metros 666
Volumen m3 97,902,000
Área m2 147,000
5.3.3. LEYES DE BLOQUE 5.3.3.1. LEYES DE COBRE TOTAL Según la estadística descriptiva realizada al modelo, la cual se ilustra a continuación en la Tabla 5.3, se denotan parámetros importantes para describir una distribución.
84
Tabla 5.3: Parámetros estadístico Cobre Total (%) Parámetro Media Mediana Moda Mínimo Máximo Cuenta
CuT % 0.365 0.000 0.000 0.000 4.322 108,780
En la Figura 5.5, se muestra la distribución de las leyes de cobre, respecto al número de datos, es decir los histogramas de frecuencia.
Histograma de Leyes de Cobre (%) 80,000
s e70,000 y e60,000 L e50,000 d40,000 a i c30,000 n20,000 e u10,000 c e 0 r F
2 7 1 5 0 4 9 3 7 2 6 0 5 9 4 8 2 7 1 3 6 8 1 3 5 8 0 3 5 8 0 2 5 7 0 2 . . . . . . . . . . . . . . . . . . 0 0 0 0 1 1 1 1 2 2 2 2 3 3 3 3 4 4
Ley de Cobre (%) Frecuencia Figura 5.5: Histograma de Leyes de Cobre. En el gráfico anterior se aprecia que existe un claro sesgo de los datos hacia la izquierda, es decir que la mayor concentración de los datos se encuentra en leyes menores, como por ejemplo en un rango entre 0 y 0.12 % de cobre. Tal gráfico es coincidente con la estadística descriptiva de la tabla de parámetros estadísticos, ya que los parámetros estadísticos importantes denotan que la concentración de datos esta agrupada en los intervalos menores respecto a la ley de cobre, por ejemplo la moda, la media y la mediana muestran tal situación. Aproximadamente el 68% de los datos está dentro del intervalo de leyes entre 0 y 0.12 %. La segunda concentración de datos significativa, se encuentra entre los intervalos 0.61 y 0.85 %, la que corresponde a un 6.8% de la totalidad de datos.
85
La curva tonelaje-ley que representan la situación expuesta, se ilustra en la Figura 5.6, que muestra la ya mencionada concentración de los datos en intervalos de leyes menores. Cabe señalar que cuando la exigencia de ley de corte crece, el tonelaje que se dispone a ser extraído es menor, en otras palabras, la tendencia del tonelaje a medida que la ley de corte crece es decreciente.
Curva Tonelaje Ley-CuT% ) t ( o d a l u m u c A e j a l e n o T
s 250 e n200 o l l i M150
5.00
100
2.00
50
1.00
4.00 3.00
0
0.00 0 4 9 3 8 2 6 1 5 9 4 8 3 7 1 6 0 5 0 2 4 7 9 2 4 7 9 1 4 6 9 1 4 6 9 1 . . . . . . . . . . . . . . . . . . 0 0 0 0 0 1 1 1 1 2 2 2 2 3 3 3 3 4
Ley de Corte (%) Tonelaje Acum [t]
Ley Media %
Figura 5.6: Curva Tonelaje Ley Cobre Total. Respecto a la ley media, se puede mencionar que este parámetro es propio del yacimiento, e ilustra la concentración real que tendrá en promedio (ponderado) la cantidad de tonelaje que supere el parámetro exigido de la ley de corte. Entonces a modo de ejemplo, para una ley de corte de 0.49%, el tonelaje acumulado asociado a esta restricción será de 75 Mt, con una ley media ponderada de 1.19%. Para detalles de la curva tonelaje-ley de cobre ver Anexo A, Tabla A.5. Con el fin de realizar un análisis más detallado, se realizó una clasificación o filtro de los datos según la categoría que representan, es decir que se estudió el efecto de las categorías medidas y medidas e indicadas juntas. En la Figura 5.7, se ilustra la distribución de leyes de cobre con categoría de recurso medido, donde se observa que la distribución se asemeja de mejor manera a una distribución normal, con un leve sesgo hacia la izquierda. Las máximas concentraciones de los datos se encuentran entre los valores de 0.67% y 1.47% de cobre.
86
Histograma de Leyes de Cobre (%) Recursos Medidos 8,000
s e y6,000 e L e d4,000 a i c2,000 n e u 0 c e r F
3 0 7 4 0 7 4 1 8 4 1 8 5 1 8 5 2 1 4 6 9 2 4 7 0 2 5 8 0 3 6 8 1 4 . . . . . . . . . . . . . . . . . 0 0 0 0 1 1 1 2 2 2 2 3 3 3 3 4 4
Ley de Cobre (%) Frecuencia Figura 5.7: Histograma de Leyes de Cobre con recursos medidos. Este gráfico es coincidente con la estadística descriptiva de la Tabla 5.4, ya que los parámetros estadísticos importantes denotan que la concentración de datos esta agrupada en los intervalos del medio respecto a la ley de cobre, la moda, media y mediana tienen valores muy cercanos entre sí, lo que demuestra la semejanza con una distribución normal. Tabla 5.4: Parámetros Estadísticos de Recursos Medidos de Cobre Total Parámetro Media Mediana Moda Mínimo Máximo Cuenta
Cu% 0.994 0.990 0.000 0.000 4.322 36,456
Es claro el efecto del filtro realizado al modelo, ya que a medida que la categoría de los recursos crece respecto a la información, es decir considerando los recursos medidos, las leyes aumentan. La curva tonelaje-ley que representan la situación expuesta se ilustra en la Figura 5.8 y refleja la ya mencionada concentración de los datos en los intervalos centrales. La distribución de tonelaje respecto a la ley de corte, se comporta de una manera más distribuida por intervalos. Para detalles de la curva tonelaje-ley con recursos de cobre medidos ver Anexo A, Tabla A.6.
87
Curva Tonelaje Ley-CuT% Recursos Medidos ) t ( o d a l u m u c A e j a l e n o T
100
5.00
s e n 80 o l l i M 60
4.00 3.00
40
2.00
20
1.00
0
0.00 0 7 4 0 7 4 1 7 4 1 8 4 1 8 5 2 8 0 2 5 8 0 3 6 8 1 4 6 9 2 4 7 0 2 . . . . . . . . . . . . . . . . . 0 0 0 0 1 1 1 1 2 2 2 2 3 3 3 4 4
Ley de Corte (%) Tonelaje Acum [t]
Ley Media %
Figura 5.8: Curva Tonelaje Ley Cobre Total con recursos medidos. Con el ánimo de aumentar las perspectivas respectos al análisis de las leyes de cobre del modelo, se considera realizar el mismo ejercicio para los recursos medidos e indicados, ya que probablemente sean estos los que pasen a llamarse en un futuro reservas. Los gráficos de las Figuras 5.9 y 5.10 continuación muestran para los recursos medidos e indicados una situación similar a la de los recursos medidos, por lo que realizar un análisis respecto a esto, sería redundante. Para detalles de la curva tonelaje-ley con recursos de cobre medidos e indicados ver Anexo A, Tabla A.7.
Histograma de Leyes de Cobre (%) Recursos Medidos e Indicados 10,000 8,000 6,000 4,000 2,000 0
s e y e L e d a i c n e u c e r F
3 0 6 3 9 5 2 8 5 1 8 4 1 7 3 0 6 1 4 6 9 1 4 7 9 2 5 7 0 3 5 8 1 3 . . . . . . . . . . . . . . . . . 0 0 0 0 1 1 1 1 2 2 2 3 3 3 3 4 4
Ley de Cobre (%) Frecuencia Figura 5.9: Histograma de Leyes de Cobre con recursos medidos e indicados.
88
Curva Tonelaje Ley-CuT% Recursos Medidos e Indicados ) t ( o d a l u m u c A e j a l e n o T
120
5.00 4.00 3.00 2.00 1.00 0.00
s e100 n o 80 l l i M 60
40 20 0 0 6 3 9 6 2 9 5 2 8 4 1 7 4 0 7 3 0 2 5 7 0 3 5 8 1 3 6 9 1 4 7 9 2 . . . . . . . . . . . . . . . . . 0 0 0 0 1 1 1 1 2 2 2 2 3 3 3 3 4
Ley de Corte (%) Tonelaje Acum [t]
Ley Media %
Figura 5.10: Curva Tonelaje Ley Cobre Total con recursos medidos e indicados.
5.3.3.2. LEYES DE MOLIBDENO Análogo al proceso realizado para la ley de cobre, se realizó el mismo estudio estadístico al subproducto molibdeno, entregando los resultados que se indican en la Tabla 5.5. Tabla 5.5: Parámetros Estadísticos Molibdeno Parámetro Media Mediana Moda Mínimo Máximo Cuenta
Mo% 0.044 0.000 0.000 0.000 0.531 108,780
En la Figura 5.11 se muestra la distribución de las leyes de molibdeno, respecto al número de datos, es decir los histogramas de frecuencia:
89
Histograma de Leyes de Mo (%) 80,000
s e70,000 y e60,000 L e50,000 d40,000 a i c30,000 n20,000 e u10,000 c e 0 r F
1 4 7 0 3 6 9 2 5 8 1 4 7 0 3 6 9 2 0 0 0 1 1 1 1 2 2 2 3 3 3 4 4 4 4 5 . . . . . . . . . . . . . . . . . . 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0
Ley de Cobre (%) Frecuencia Figura 5.11: Histograma de Leyes de Molibdeno. En figura 5.11, se aprecia que existe una clara concentración de los datos entre el intervalo de leyes de 0 a 0.01 %, es decir que la mayor concentración de los datos se encuentra en leyes menores. La curva tonelaje-ley que representan la situación expuesta, se ilustra en la figura 5.12. Para detalles de la curva tonelaje-ley de molibdeno ver Anexo A, Tabla A.8.
Curva Tonelaje-Ley Mo% ) t ( o d a l u m u c A e j a l e n o T
250
0.60 0.50 0.40 0.30 0.20 0.10 0.00
s e n200 o l l i M150
100 50 0 0 3 6 9 2 5 8 1 4 7 0 3 6 9 2 5 8 1 0 0 0 0 1 1 1 2 2 2 3 3 3 3 4 4 4 5 . . . . . . . . . . . . . . . . . . 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0
Ley de Corte (%) Tonelaje Acum [t]
Ley Media %
Figura 5.12: Curva Tonelaje Ley Molibdeno. El gráfico anterior muestra la ya mencionada concentración de los datos en intervalos de leyes menores. Cabe señalar que por ejemplo para un rango de leyes de corte menores a 0.51%, se encuentra la totalidad del tonelaje del yacimiento.
90
5.3.3.3. LEYES DE ARSÉNICO Análogo a lo anteriormente representado, se realizó el mismo estudio estadístico al arsénico, entregando los resultados que se señalan en la Tabla 5.6. Tabla 5.6: Parámetros Estadísticos Arsénico Parámetro Media Mediana Moda Mínimo Máximo Cuenta
As% 0.022 0.000 0.000 0.000 0.265 108,780
En la figura 5.13, se muestra la distribución de las leyes de cobre, respecto al número de datos, es decir los histogramas de frecuencia:
Histograma de Leyes de As (%) 80,000
s e70,000 y e60,000 L e50,000 d40,000 a i c30,000 n20,000 e u10,000 c e 0 r F
1 2 4 5 7 8 0 1 3 4 6 7 9 0 2 3 5 6 0 0 0 0 0 0 1 1 1 1 1 1 1 2 2 2 2 2 . . . . . . . . . . . . . . . . . . 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0
Ley de Cobre (%) Frecuencia Figura 5.13: Histograma de Leyes de Arsénico. En el gráfico anterior se aprecia que existe un claro sesgo de los datos hacia la izquierda, es decir que la mayor concentración de los datos se encuentra en leyes menores, como por ejemplo en un rango entre 0 y 0.01 % de arsénico. La curva tonelaje-ley que representan la situación expuesta, se ilustra en la Figura 5.14. Para detalles de la curva tonelaje-ley de arsénico ver Anexo A, Tabla A.9.
91
Curva Tonelaje-Ley As% ) t ( o d a l u m u c A e j a l e n o T
250
0.30 0.25 0.20 0.15 0.10 0.05 0.00
s e n200 o l l i M150
100 50 0 0 1 3 4 6 7 9 0 2 3 5 6 8 9 1 2 4 5 0 0 0 0 0 0 0 1 1 1 1 1 1 1 2 2 2 2 . . . . . . . . . . . . . . . . . . 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0
Ley de Corte (%) Tonelaje Acum [t]
Ley Media %
Figura 5.14: Curva Tonelaje Ley Arsénico.
5.3.4. DENSIDADES DE BLOQUE La estadística descriptiva realizada al modelo, es ilustrada a continuación en la Tabla 5.7, donde se denotan parámetros importantes para describir una distribución. Tabla 5.7: Parámetros Estadísticos Densidad de Bloques. Parámetro Media Mediana Moda Mínimo Máximo Cuenta
Densidad (t/m3) 2.23 2.65 2.73 0.00 2.73 108,780
Complementariamente a la representación de la estadística descriptiva en la tabla anterior, se procede a ilustrar la distribución de los datos en un histograma de frecuencia de la figura 5.15. Para detalles del histograma de densidad ver Anexo A, Tabla A.10.
92
Histograma de Densidad 60,000
s e50,000 y e L40,000 e d30,000 a i c20,000 n e u10,000 c e 0 r F
8 3 9 4 9 5 0 6 1 6 2 7 3 8 3 9 4 0 0 2 3 5 6 8 0 1 3 4 6 7 9 0 2 3 5 7 . . . . . . . . . . . . . . . . . . 0 0 0 0 0 0 1 1 1 1 1 1 1 2 2 2 2 2
Ley de Cobre (%) Frecuencia
.
Figura 5.15: Histograma de Frecuencia de Densidades. Se observa lo previamente mostrado en la tabla, donde se ve claramente que los parámetros estadísticos típicos, como la media, mediana y moda son aproximadamente los mismos, ya que el 50.3% de los datos corresponde a 2.70 toneladas por metros cúbicos. 5.3.5. PARÁMETROS GEOMETALÚRGICOS 5.3.5.1. RECUPERACIÓN GLOBAL La estadística descriptiva realizada al modelo, es ilustrada a continuación en la Tabla 5.8, donde se denotan parámetros importantes para describir una distribución. Para ver información del histograma de recuperación ver Anexo A, Tabla A.11. Tabla 5.8: Parámetros Estadísticos Recuperación de los Bloques. Parámetro Media Mediana Moda Mínimo Máximo Cuenta
Recuperación (%) 35.9 0.0 0.0 0.0 94.1 108,780
93
5.3.5.2. DUREZA O WORK INDEX (ÍNDICE DE TRABAJO DEL MATERIAL) La estadística descriptiva realizada al modelo, es ilustrada en la Tabla 5.9, donde se denotan parámetros importantes para describir una distribución. Para ver información del histograma de dureza ver Anexo A, Tabla A.12. Tabla 5.9: Parámetros Estadísticos Dureza de los Bloques. Parámetro Media Mediana Moda Mínimo Máximo Cuenta
Dureza (kWh/t corta) 5.65 0.00 0.00 0.00 15.91 108,780
5.4. VALORIZACIÓN PRELIMINAR DE LOS BLOQUES La valorización de los bloques se realizó utilizando planillas Excel, elaboradas en el ámbito académico para llevar a cabo trabajos de este tipo. Se establecen los parámetros económicos para valorizar las reservas extraíbles tomando los valores que se ilustran en la Tabla 5.10. Tabla 5.10: Resumen Parámetros Económicos Valorización de Reservas. Precio Cobre Precio Molibdeno Costo de Tratamiento de Concentrado - Muestreo – Trans. Puerto. Refinación del Concentrado- Ventas-Seguro Recuperación Concentrado de Cu Recuperación Mo Recuperación As Ley Concentrado Cu Penalidad Arsénico (con escala 100 ppm) Para concentraciones sobre (base) Costo mina y concentradora Costo inversión Costo desarrollo
280 13 110 18.43 85 65 80 30 0.2 2,000 14 2 2,500
cUS$/lb Cu US$/Lb Mo US$ / t Conc cUS/lb % % % % US$/100 ppm Ppm US$/t US$/t US$/m2
94
El presente trabajo de titulación, no contempla la estimación de los precios de largo plazo, debido a que no presenta el objetivo fundamental del estudio, pero si se consideró una fuente razonable del precio de largo plazo. El producto principal considerado en el presente estudio corresponde al cobre, el cual tendrá un precio considerado a futuro de 2.8 dólar la libra (6.167 US$/t). En la Figura 5.16, se expresan los precios pronosticados de commodities en el largo plazo según hasta el año 2023.
Figura 5.16: Pronostico de precios de commodities (Fuente: Consensus). (9) La valorización de los bloques se realizó utilizando planillas Excel, elaboradas en el ámbito académico para llevar a cabo trabajos de este tipo. Cabe señalar que la valorización realizada al modelo de estudio, considera los bloques sin diluir, ya que a medida que se visualiza el modelo en un software que permita analizarlo en tres dimensiones y por secciones transversales, se podrá determinar el piso de hundimiento para luego comenzar el proceso de dilución desde este mismo y luego revalorizar. La estadística descriptiva e histogramas realizados al modelo, en relación a los ingresos por cada bloque, se expresan en la tabla 5.11 y figura 5.17 a continuación. Tabla 5.11: Estadística descriptiva Ingresos por bloque Parámetros Media Mediana Moda Mínimo Máximo
INGRESOS (US$) 66,378.7 0.0 0.0 0.0 819,161.4
95
Histograma de Ingresos por bloque 80,000
s e70,000 y e60,000 L50,000 e d40,000 a30,000 i c n20,000 e10,000 u c 0 e r F
2 7 1 6 1 5 0 4 9 3 8 3 7 2 6 1 5 0 1 3 6 8 1 3 6 8 0 3 5 8 0 3 5 8 0 3 1 3 5 7 0 2 4 6 9 1 3 5 8 0 2 4 7 9 , , , , , , , , , , , , , , , , , , 3 9 5 1 8 4 0 6 2 9 5 1 7 4 0 6 2 8 2 6 1 6 0 5 0 4 9 3 8 3 7 2 7 1 6 0 1 1 2 2 3 3 3 4 4 5 5 6 6 7 7 8
Ingreso por bloque (US$) Frecuencia Figura 5.17: Histograma de frecuencia realizado a los Ingresos por Bloque. Del histograma de la Figura 5.17 se puede apreciar un claro sesgo hacia la izquierda, denotando que los ingresos por bloque tienen más frecuencia en los intervalos menores. La media de los valores corresponde a 66,379 dólares. A continuación se presenta la tabla 5.12 con la estadística de costos por bloques del modelo. Tabla 5.12: Estadística descriptiva Costos por bloque. Parámetros Media Mediana Moda Mínimo Máximo
COSTO (US$) 39,738.1 40,542.1 40,542.1 0.0 120,999.5
96
Histograma de Costos por bloque 60,000
s e50,000 y e L40,000 e d30,000 a i c20,000 n e10,000 u c 0 e r F
4 2 0 8 6 3 1 9 7 5 3 1 9 7 4 2 0 8 1 4 7 9 2 5 8 0 3 6 9 2 4 7 0 3 6 8 4 2 0 8 7 5 3 2 0 8 6 5 3 1 0 8 6 4 , , , , , , , , , , , , , , , , , , 3 0 7 3 0 7 4 1 8 4 1 8 5 2 9 5 2 9 1 1 2 3 3 4 5 5 6 7 7 8 9 9 0 1 1 1 1 1
Costos por bloque bloqu e (US$) Frecuencia Figura 5.18: Histograma de frecuencia realizado a los Costos por Bloque. Del histograma de la Figura 5.18, se puede apreciar un claro sesgo en el centro, denotando que los costos por bloque tienen más frecuencia en los intervalos medios. La media de los valores corresponde a 40,542 dólares. A continuación continuación se presenta presenta la Tabla 5.13 describien describiendo do los beneficios beneficios por bloque. bloque. Tabla 5.13: Estadística descriptiva Beneficios por bloque. bloqu e. Parámetros Media Mediana Moda Mínimo Máximo
Beneficio (US$) 26,641 -23,267 -40,542 -40,542 698,177
97
Beneficio de Costos por bloque 80,000
s e70,000 y e60,000 L50,000 e d40,000 a30,000 i c n20,000 e10,000 u c 0 e r F
9 6 1 6 2 7 2 7 3 8 3 9 4 9 4 0 5 0 9 8 7 5 4 2 1 9 8 6 5 3 2 0 9 8 6 5 6 9 6 3 0 7 4 0 7 4 1 8 5 2 8 5 2 9 , , , , , , , , , , , , , , , , , , 9 1 3 5 7 8 0 2 3 5 7 8 0 2 3 5 7 8 1 2 6 0 4 8 3 7 1 5 9 3 8 2 6 0 4 8 1 1 1 2 2 3 3 3 4 4 5 5 6 6 6
Beneficio por bloque bloqu e (US$) Frecuencia Figura 5.19: Histograma de frecuencia realizado a los Beneficios por Bloque. No parece extraño observar el resultado de la estadística de la Tabla 5.13 y del histograma de la Figura 5.19, debido a que obviamente seguirán la misma tendencia que los gráficos anteriores, por tener una relación directa (Beneficio = Ingresos - Costos). Cabe señalar que el 32 % de los bloques consideran beneficios positivos, por lo que del modelo total, los recursos corresponden a éste porcentaje de manera previa.
5.5. SELECCIÓN DEL PISO DE HUNDIMIENTO Para la selección del piso de hundimiento, se considerarán tres criterios principalmente, los que corresponden a la visualización del modelo, beneficio marginal por cotas, donde a partir de ello se estableció un rango de pisos posibles y posteriormente se procedió a generar planes para cada uno potenciales pisos incluyendo las etapas de dilución para cada piso. A grandes rasgos el trabajo se ordenó de la siguiente manera:
Visualización Visualizaci ón del del modelo de bloques bloques y selección de un potencial grupo de pisos
Simular dilución de las leyes minerales, de acuerdo al nivel que se esté esté analizando.
Se valoriza valoriz a el el modelo de bloques, bloques, de acuerdo al nivel que se esté analizando.
En seguida seguida se debe calcular el el beneficio marginal de cada columna (altura extraíble).
Seleccionar una envolvente económica para el piso en análisis
Se elabora una secuencia de explotación para el piso en análisis análisis
Se desarrolla un plan de producción preliminar para cada piso.
Comparación entre diversos pisos de hundimiento, en base al metal recuperado.
98
5.5.1. VISUALIZACIÓN DEL MODELO Para la selección del piso de hundimiento, se tomaron las leyes por bloques como parámetro de decisión, es decir aquel sector donde comienza la mineralización permitirá dirimir un potencial grupo de pisos donde podría enfocar la búsqueda del piso. A continuación continuación se analizará analizará el modelo modelo de estudio estudio en una vista isométrica isométrica (Ver Figura Figura 5.20 y 5.21) 5.21) y en perfiles transversales oeste-este, con el fin de determinar el piso de hundimiento de modo visual.
Figura 5.20: Modelo de Bloques del Estudio con Leyes por bloques.
Figura 5.21: Modelo de Bloques del Estudio con Leyes por bloques sobre ley l ey 0.3 %Cu. A raíz de la representación representación en 3 dimensiones dimensiones del modelo visto anteriormente, anteriormente, se observa que la mineralización comienza a aumentar gradualmente desde el piso 1,989.5 hacia arriba.
99
Como la representación en 3 dimensiones, de cierto modo oculta algunos bloques, sobre todos los interiores, se muestra a continuación 3 cortes realizados en el eje “Y”, corte Oeste-Este (“corte a-a” de la isométrica anterior), representadas en las Figuras 5.22, 5.23 y 5.24, donde se puede verificar la conclusión anterior.
PERFIL N-S (X=4215) 2439.5 2430.5 2421.5 2412.5 2403.5 2394.5 2385.5 2376.5 2367.5 2358.5 2349.5 2340.5 2331.5 2322.5 2313.5 2304.5 2295.5 2286.5 2277.5 2268.5 2259.5 2250.5 2241.5 2232.5 . 2214.5 2205.5 2196.5 2187.5 2178.5 2169.5 2160.5 2151.5 2142.5 2133.5 2124.5 2115.5 2106.5 2097.5 2088.5 2079.5 2070.5 2061.5 . 2043.5 2034.5 . 2016.5 2007.5 . 1989.5 1980.5 1971.5 1962.5
0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0. 00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00
0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0. 00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00
0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00
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0.00 0.00 0.02 0.12 0.91 0.70 0.79 0.86 0.87 0.99 0.89 0.79 0.86 0. 81 0.67 0.88 0.62 0.47 0.58 0.76
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---
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---
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---
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---
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---
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---
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---
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---
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---
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---
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---
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---
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---
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---
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---
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A C I F Á R G A L A C S E
0.78 0.00 0.37 0.00 0.28 0.26
---
---
) u C % (
3.5 3.0 2.5 2.0 1.5 1.0 0.5 0.0
0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 |
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5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 0 1 2 3 4 5 6 7 8 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 5 5 5 5 5 5 5 5 5 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3
Figura 5.22: Perfil Oeste-Este en Y= 4215 de Leyes por Bloques. Concordantemente con la afirmación anterior, se observa que la mineralización comienza desde la cota 1,989.5, pero cabe destacar que con gran medida de estéril involucrado.
100
PERFIL N-S (X=4355) 2439.5 2430.5 2421.5 2412.5 2403.5 2394.5 2385.5 2376.5 2367.5 2358.5 2349.5 2340.5 2331.5 2322.5 2313.5 2304.5 2295.5 2286.5 2277.5 2268.5 2259.5 2250.5 2241.5 2232.5 2223.5 2214.5 2205.5 2196.5 2187.5 2178.5 2169.5 2160.5 2151.5 2142.5 2133.5 2124.5 2115.5 2106.5 2097.5 2088.5 2079.5 2070.5 2061.5 2052.5 . 2034.5 2025.5 2016.5 2007.5 1998.5 1989.5 1980.5 1971.5 1962.5
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Figura 5.23: Perfil Oeste-Este en Y= 4355 de Leyes por Bloques. Se mantiene lo antes dicho, pero se observa que la mineralización en mayor grado aumenta en la cota 2,025.5. Se acota que bajo la cota 2,007.5 la participación de estéril aun es alta.
101
PERFIL N-S (X=4485) 2439.5 2430.5 2421.5 2412.5 2403.5 2394.5 2385.5 2376.5 2367.5 2358.5 2349.5 2340.5 2331.5 2322.5 2313.5 2304.5 2295.5 2286.5 2277.5 2268.5 2259.5 2250.5 2241.5 2232.5 2223.5 2214.5 2205.5 2196.5 2187.5 2178.5 2169.5 2160.5 2151.5 2142.5 2133.5 2124.5 2115.5 2106.5 2097.5 2088.5 2079.5 2070.5 2061.5 2052.5 . 2034.5 2025.5 2016.5 2007.5 1998.5 1989.5 1980.5 1971.5 1962.5
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) u C % ( A C I F Á R G A L A C S E
3.5 3.0 2.5 2.0 1.5 1.0 0.5 0.0
5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 0 1 2 3 4 5 6 7 8 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 5 5 5 5 5 5 5 5 5 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3
Figura 5.24: Perfil Oeste-Este en Y= 4,485 de Leyes por Bloques. Finalmente se comprueba lo aseverado en base a los perfiles anteriores, donde la mineralización en mayor grado inicia en piso 2,025.5, como sea es pertinente considerar un aspecto más detallado para saber cuál es el piso más conveniente.
102
5.5.2. BENEFICIO MARGINAL POR COTAS El criterio del “Beneficio Marginal Por Cotas” propuesto en este estudio, considera como hipótesis
que: “La búsqueda del piso de hundimiento puede ser desarrolla da con un algoritmo económicomatemático, en donde se evalúen los aportes (beneficios) que otorga la incorporación de cada cota al estudio, siempre y cuando se considere que la cercanía al piso de hundimiento óptimo tiene relación al grado de homogeneidad del yacimiento. A continuación se observa en la Figura 5.25 los beneficios totales por cota del modelo. Además se ilustra en la Figura 5.26 los beneficios acumulados por cotas. Cabe destacar que toda vez que se menciona cotas estas refieren al centroide de bloque en cuestión.
Beneficio por cota (MUS$) 200 s a t o C 100 r o p l ) a $ n 0 i S g r U a M ( M o -100 i c i f e n e B
5 . 9 9 8 , 1
5 . 6 2 9 , 1
5 . 3 5 9 , 1
5 . 0 8 9 , 1
5 . 7 0 0 , 2
5 . 4 3 0 , 2
5 . 1 6 0 , 2
5 . 8 8 0 , 2
5 . 5 1 1 , 2
5 . 2 4 1 , 2
5 . 9 6 1 , 2
5 . 6 9 1 , 2
5 . 3 2 2 , 2
5 . 0 5 2 , 2
5 . 7 7 2 , 2
5 . 4 0 3 , 2
5 . 1 3 3 , 2
5 . 8 5 3 , 2
5 . 5 8 3 , 2
5 . 2 1 4 , 2
5 . 9 3 4 , 2
5 . 6 6 4 , 2
5 . 3 9 4 , 2
5 . 0 2 5 , 2
5 . 7 4 5 , 2
Cota Beneficio (MUS$)
Figura 5.25: Beneficio Total Por Cotas.
Beneficio acumulado por cota (MUS$) 4000 s a t o C 2000 r o p l a ) $ n 0 i S g r U a M ( M o -2000 i c i f e n e B
5 . 9 9 8 , 1
5 . 6 2 9 , 1
5 . 3 5 9 , 1
5 . 0 8 9 , 1
5 . 7 0 0 , 2
5 . 4 3 0 , 2
5 . 1 6 0 , 2
5 . 8 8 0 , 2
5 . 5 1 1 , 2
5 . 2 4 1 , 2
5 . 9 6 1 , 2
5 . 6 9 1 , 2
5 . 3 2 2 , 2
5 . 0 5 2 , 2
5 . 7 7 2 , 2
5 . 4 0 3 , 2
5 . 1 3 3 , 2
5 . 8 5 3 , 2
5 . 5 8 3 , 2
Cota Beneficio Acumulado (MUS$)
Figura 5.26: Beneficio Total acumulado por Cotas.
5 . 2 1 4 , 2
5 . 9 3 4 , 2
5 . 6 6 4 , 2
5 . 3 9 4 , 2
5 . 0 2 5 , 2
5 . 7 4 5 , 2
103
De las gráficas de las Figuras 5.25 y 5.26, se puede concluir que la acumulación desde el piso 2,016.5 (centroide de dicho bloque) es la mejor alternativa económica, según el criterio en cuestión, ya que es aquel que acumula beneficios positivos máximos, bajo el probablemente la presencia de bloques de estéril aumenta, los cuales no pagan su costo de extracción teniendo beneficios negativos, esto hace que en profundidades mayores a la del piso propuesto el beneficio acumulado o marginal desciende. Cabe destacar que una vez la curva de beneficio acumulado se hace negativa, esta presenta una leve recuperación al hacerse menos negativa a partir del piso 2,358.5, esto se explica en la presencia de la topografía ya que sobre ella no existe costo asociado a los bloques por parte del modelo, por ser aire. Entonces según el criterio del beneficio marginal por cotas, el piso de hundimiento óptimo, que maximiza las ganancias es el piso del bloque cuyo centroide es el 2,016.5.
5.5.3. METAL RECUPERADO POR COTAS Importante es realizar un análisis más detallado para seleccionar un piso que brinde los mejores retornos, puesto que hasta ahora el análisis fue realizado sin considerar un área minera, luego tiene cabida el análisis del metal recuperado por cotas y acumulado para saber cuál es el piso que nos entrega la alternativa óptima. Para esto fue necesario efectuar sendos planes de producción (preliminares) a modo de determinar cuál proporcionaba la mejor alternativa considerando solo las reservas extraíbles. Por ello se definió un “radio de búsqueda”, int egrado por los centroides de bloque piso, como muestra la Tabla 5.14, cabe destacar que este beneficio considera el estéril circundante al cuerpo mineralizado, luego en la etapa posterior este beneficio debe mejorar porque solo considerará los recursos o área minera. Tabla 5.14: Pisos potenciales con mejores de beneficios acumulados. Piso 1,998.5 2,007.5 2,016.5 2,025.5 2,034.5 2,043.5
Beneficio Acumulado (MUS$) 3,494 3,523 3,537 3,535 3,375 3,216
Cada uno de estos centroides de pisos fue procesado de la siguiente forma:
Simular dilución de las leyes minerales, de acuerdo al nivel que se esté analizando.
Se valoriza el modelo de bloques, de acuerdo al nivel que se esté analizando.
En seguida se debe calcular el beneficio marginal de cada columna (altura extraíble).
Seleccionar una envolvente económica para el piso en análisis
104
Se elabora una secuencia de explotación para el piso en análisis
Se desarrolla un plan de producción preliminar para cada piso.
Comparación entre diversos pisos de hundimiento, en base al metal recuperado.
En base a lo antes dicho es que se confeccionaron los respectivos planes preliminares para cada piso y el resultado se muestra en la Tabla 5.15. Tabla 5.15: Resultado planes para pisos potenciales (Actualización @8%) PISO 2,043.5 2,034.5 2,025.5 2,016.5 2,007.5 1,998.5
ALTURA LEY METAL METAL MEDIA BENEFICIO TONELAJE MEDIA METAL RECUPERADO [MUS$] [Mt] [t] RECUPERADO[t] [m] Cu [%] ACTUAL [t] 216 3,341.2 73.7 0.927 683,470 594,318 372,390 225 3,463.5 76.7 0.922 707,537 615,454 379,875 234 3,587.3 79.7 0.918 731,913 637,344 387,987 243 3,540.7 82.8 0.885 732,475 637,781 383,012 252 3,475.3 85.8 0.852 730,316 636,680 376,711 261 3,403.1 88.7 0.820 727,230 633,217 369,859
De la tabla anterior, se confirma lo antes mencionado, el piso 2,025.5 presenta el mayor beneficio, por otro lado el piso 2,016.5 presenta 437 toneladas de fino recuperada más que el piso superior. Como sea al actualizar el metal recuperado en los años, la mejor alternativa surge ser el de cota de centroide de bloque 2,025.5. Luego se decide en base a todos los criterios antes señalados que el piso de hundimiento será el correspondiente a la cota 2,025.5 (centroide del bloque piso). 5.6. DILUCIÓN DEL MODELO DE ESTUDIO Los datos de entrada usados para diluir el modelo son:
Punto de Entrada de dilución: 40 %
Cota desde la cual se diluirá (centroide): 2,025.5
Dimensiones del bloque: 10 m x 10 m x 9 m
El proceso de dilución mediante el método volumétrico de Laubscher (detallado anteriormente en este trabajo de titulación) fue ejecutado con el “Programa de dilución de Laubscher”. A modo comparativo entre el modelo sin diluir y éste con el proceso ejecutado, se expondrá a una simple estadística descriptiva relacionada al resultado de la dilución en las Tabla 5.16, 5.17 y 5.18.
105
Tabla 5.16: Estadística descriptiva Ingresos por bloque diluido. Parámetros Media Mediana Moda Mínimo Máximo
INGRESOS (US$) 59,842 16,100 0 0 412,701
Comparativamente con la estadística referida a los ingresos del modelo sin diluir, la media disminuyó en 6,500 (US$) aproximadamente por bloque. Tal fenómeno estadístico ocurre debido a que la contaminación de los bloques con estéril, en general, disminuyó las leyes. En sí, la muestra máxima para el caso sin diluir es mayor que para el caso diluido.
Tabla 5.17: Estadística descriptiva Costos por po r bloque diluido. Parámetros Media Mediana Moda Mínimo Máximo
COSTO (US$) 44,133 41,480 37,126 0 81,075
La estadística referente a los costos por bloque, indica que la media se incrementó en 4,400 dólares respecto a los costos de los bloques sin dilución. La mediana aumento desde un valor de 40,500 dólares a 41,480 dólares para los bloques diluidos. En sí, analizando la suma total de costos, se determinó que el costo total se incrementó en 480 (MUS$) aproximadamente. Tabla 5.18: Estadística descriptiva Beneficios por bloque bloqu e diluido. Parámetros Media Mediana Moda Mínimo Máximo
Beneficio (US$) 15,709 -23,515 -37,126 -40,542 331,626
106
El cambio presente en los beneficios luego de diluir el modelo, se puede expresar comparando las medias, debido a que la disminución se valorizó en 11,000 dólares aproximadamente. Finalmente analizando el beneficio total del modelo valorizado, se observó que este disminuyó en aproximadamente 1,200 (MUS$), suma que es bastante grande, pero recordar que este beneficio no es actualizado. 5.7. RE-VALORIZACIÓN DE LOS BLOQUES CON EL MODELO DILUIDO Posterior a considerar el modelo de dilución de Laubscher, se debe repetir el procedimiento comprendido de valorizar a este último. Los parámetros de valorización corresponden a los mismos ocupados en una primera instancia, los cuales están en la tabla de parámetros de valorización antes expuesta. Los cambios presentes respecto a los beneficios de los bloques, en forma general, fueron expresados en el ítem anterior a través de las estadísticas descriptivas usadas para obtener las magnitudes del cambio. 5.8. DETERMINACIÓN DE BENEFICIOS Y ALTURAS MÁXIMAS EXTRAÍBLES La altura extraíble viene dado por la acción de tomar el modelo de bloques diluido valorizado, donde cada bloque de la planta contiene el beneficio acumulado integrado desde la base de la columna (piso de hundimiento) hasta el límite económico óptimo según un criterio marginal, expresado en la figura siguiente. El costo de preparación, generalmente viene dado en dólares por cada metro cuadrado de columna. Como los bloques fueron ya valorizados, se aconseja que este costo se incorpore a la escala de medición de los beneficios máximos acumulados, ya que previo a definir lo que será el footprint, podamos visualizar que columnas no pagan este costo. El costo considerado corresponde a 2,500 dólares por cada metro cuadrado. La obtención de los beneficios y alturas máximas extraíbles se realizó desde el piso de hundimiento (cota centroide bloque piso 2,025.5) y el resultado se puede apreciar en la Figura 5.27.
107
PLANTA A PISO COTA 2,025.5 4495 4485 4475 4465 4455 4445 4435 4425 4415 4405 4395 4385 4375 4365 4355 4345 4335 4325 4315 4305 4295 4285 4275 4265 4255 4245 4235 4225 4215 4205
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0.8
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) $ S U E D M ( A S L O A I C C I S F E E N E B
8.2
6.6 4.9 3.3 1.6 0.0 |
5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 0 1 2 3 4 5 6 7 8 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 5 5 5 5 5 5 5 5 5 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3
Figura 5.27: Planta 2,025.5 con Beneficios Máximos extraíbles por columna. La escala de colores comienza a representarse desde 0 (MUS$), partiendo de la base que toda columna que una vez cargada su costo de desarrollo arroja valor negativo, se le da beneficio cero, puesto que no tiene oportunidad de entrar en la futura área minera. Las alturas de las columnas que originan los beneficios máximos expuestos anteriormente, se ilustran en las Figuras 5.28 y 5.29, en 3 dimensiones, donde se aprecia el eje z exhibiendo las alturas óptimas por columna,
108
Sector Virgen Sector Conectado
Figura 5.28: Isométrica de Altura de Columnas máximas extraíbles vista 1. (Elaboración propia).
Sector Virgen
Sector Conectado
Figura 5.29: Isométrica de Altura de Columnas máximas extraíbles vista 1. (Elaboración propia). El resultado otorgó columnas con alturas desde 0 metros (no extraíbles) hasta 333 metros, donde la
media del “sector oeste” es de 276 metros y del “sector este” 181 metros. Las mayores alturas se encuentran en el extremo Oeste, donde además se encuentran los máximos beneficios de hasta 8.2 (MUS$) por columna.
109
5.9. CONFECCIÓN DEL ÁREA DE EXTRACCIÓN Cabe destacar que la definición de la envolvente tiene una índole económica y técnica, pero en gran medida depende del criterio del planificador. Por otro lado, si bien que no representa el objetivo de este trabajo de titulación la explicación de estas consideraciones, ya que en los alcances (capitulo 1) queda perfectamente establecido cual es el fin de este estudio, se utilizaron de manera sencilla algunos análisis de benchmarking realizados por profesionales entendidos en el tema, para justificar en cierta medida las decisiones tomadas. La envolvente considerada busca incorporar los máximos beneficios por columnas. Como criterio de corte, se consideraron atractivos los beneficios sobre 1,000,000 dólares por columna, que si bien no es de lo más exigente, hay que considerar que este es un proyecto de ampliación de una mina que está siendo evaluado, luego ya cuenta con la mayor parte de la infraestructura adicional a los desarrollos propios del área. Por otro lado, aunque se trató de considerar todos los beneficios con el corte impuesto, existen algunas columnas que no superan esta restricción y por razones técnicas y operativas fueron consideradas igualmente. Adicional a lo anterior se muestra en la Figura 5.30 la tendencia de la razón entre la altura de la columna (H) y el ancho (B) de la envolvente y la facilidad con que se puede lograr la conexión a superficie.
Figura 5.30: Tendencia de la razón entre la altura de la columna (H) y el ancho (B) de la envolvente. (Tomado de “Current practices and trends in cave Mining, Massmin 2004). (11)
110
De la información obtenida de este benchmarking anterior, es posible concluir que basado en que la altura extraíble promedio es de 231 metros, la restricción para movernos en el área de fácil conexión a superficie debe ser superior a 200 metros de ancho de frente y como señala la figura hay una alta concentración de otros proyectos que se mueven en valores de este orden y hasta los 400 metros, con casos incluso llegando a los 700 metros de ancho de footprint. Es posible visualizar la envolvente considerada observando la Figura 5.31, donde se visualizan los beneficios totales por columnas. La envolvente considera 1,260 columnas extraíbles de un total de 1,470 del modelo. En la envolvente definida, se consideró un ancho regular de frente de 280 metros, es decir 28 columnas en la extensión Norte-Sur y un largo de 450 metros, equivalente a 45 columnas en la extensión este-oeste. Con esto cumplimos con el benchmarking anterior logrando “fácil conexión
a superficie”. PLANTA A PISO COTA 2,025.5 4495 4485 4475 4465 4455 4445 4435 4425 4415 4405 4395 4385 4375 4365 4355 4345 4335 4325 4315 4305 4295 4285 4275 4265 4255 4245 4235 4225 4215 4205
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) $ S E U M D ( A S L O A I C C I S F E E N E B
8.2
6.6 4.9 3.3 1.6 0.0 |
5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 0 1 2 3 4 5 6 7 8 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 5 5 5 5 5 5 5 5 5 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3
Figura 5.31: Planta envolvente de extracción seleccionado. Por otro lado, en la Figura 5.32 es posible observar la tendencia de la razón entre el largo (L) y el ancho (B) de la envolvente, lo cual permite validar la decisión de nuestra envolvente considerando que la razón de nuestro footprint está dentro del 28% de los casos evaluados en dicho estudio de benchmarking, luego se considera aceptable.
111
Figura 5.32: Tendencia de la razón entre el largo (L) y el ancho (B) de la envolvente. (Tomado de “Current practices and trends in cave Mining, Massmin 2004). (11) 5.10. ÁREA MÍNIMA DE EXTRACCIÓN La calidad de un macizo rocoso se mide en función de una serie de parámetros geológicos y geotécnicos que permiten estimar un rango de puntajes o ranking que son representativos de dicha calidad. En primera instancia, se debe considerar que la planificación minera de una explotación por hundimiento tiene como primera entrada la determinación del área mínima que debe ser incorporada al plan de producción para el caso de un caving virgen (no conectado), de forma tal que se asegure el inicio de la socavación o caving. Dicha área tiene directa relación el radio hidráulico del sector, puesto que éste corresponde a la razón entre su área y su perímetro. En este ámbito, es que la estimación del radio hidráulico suele realizarse mediante la utilización de diagramas de estabilidad. El más utilizado corresponde al ábaco de Laubscher modificado, el cual relaciona la calidad del macizo rocoso considerando la influencia de la minería y el radio hidráulico necesario para el inicio de la socavación. La relación entre estas variables queda definida por curvas de estabilidad empíricas, destacándose la curva de roca primaria representativa para la mina El Teniente, la cual se ha utilizado en el presente estudio. La calidad del macizo rocoso, ajustada por efectos del estado de minería, se denota como MRMR (Mining Rock Mass Rating). El presente estudio consideró un MRMR medio de 35, con lo cual ahora estamos en condiciones de revisar el ábaco siguiente de la Figura 5.33.
112
Figura 5.33: Ábaco de Laubscher (modificado por Karzulovic, 1999). (3) Mediante el uso del ábaco de Laubscher, se observa que para un MRMR de 35, el radio hidráulico corresponde a 20, es decir que una circunferencia de 80 metros de diámetro debe inscribirse en el área inicial del footprint .
Á = = = 20 metros radio circunferencia inscrita = 40 metros ℎ = í 2 2
En otras palabras, para lograr un área mínima se socavación operativa, es necesario hundir un área cuadrada de 80 metros x 80 metros, considerando que las calles de nuestro futuro nivel de hundimiento se emplazarán cada 30 metros, se determina que el área mínima operativa de socavación es 80 metros x 90 metros. Cabe destacar que este solo aplica en el caso que se decidiera iniciar la secuencia de explotación por un sector virgen no conectado del footprint.
113
5.11. SECUENCIA DE EXPLOTACIÓN Para realizar la secuencia más óptima desde el punto de vista de planificación, se ocuparán los criterios expuestos a continuación. Cabe destacar que aquí yace el costo de oportunidad que será evaluado en este trabajo, debido a que el sector “ESTE” de nuestro footprint está hundido y conectado producto de una explotación anterior, como se señala en la figura anteriormente expuesta sobre presentación del caso estudio. 5.11.1. CRITERIO DE SECUENCIA CON PLANTA DE BENEFICIOS POR TONELADAS DE LA COLUMNA Este criterio sugiere el cálculo de los beneficios, otorgados por columna, en unidades de tonelaje, es decir realizar el cociente entre los beneficios máximos por columnas (determinados por el criterio marginal) y el tonelaje de cada columna. El nuevo beneficio generado por unidad de tonelaje, se llamará beneficio proporcional por tonelada.
á () = ó Se presenta en la Figura 5.34 la vista en planta de beneficio máximo por tonelada de columna. PLANTA A PISO COTA 2,025.5 4495 4485 4475 4465 4455 4445 4435 4425 4415 4405 4395 4385 4375 4365 4355 4345 4335 4325 4315 4305 4295 4285 4275 4265 4255 4245 4235 4225 4215 4205
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20
19
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17
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40
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18
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14
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25
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10
20
23
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0
0
39
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54
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48
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95
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83
82
61
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Figura 5.34: Beneficio Proporcional por tonelada de columna.
114
El criterio expuesto sugiere como mejor resultado la consideración de una secuencia de extracción Oeste a Este, debido a que es la dirección que asegura un vector de beneficios decreciente en el tiempo, por lo que en una posterior evaluación económica, será el resultado que maximice el valor presente. 5.11.2. CRITERIO DE SECUENCIA CON PLANTA DE BENEFICIOS POR ALTURAS DE LA COLUMNA. Este criterio sugiere el cálculo de los beneficios, otorgados por columna, en unidades de altura de columna (metro), es decir realizar el cociente entre los beneficios máximos por columnas (determinados por el criterio marginal) y el metraje total en altura de cada columna. El nuevo beneficio generado por unidad de tonelaje, se llamará beneficio proporcional por altura.
ó á ) ( = ó Se presenta en la Figura 5.35 la vista en planta de beneficio máximo por metro de columna. PLANTA A PISO COTA 2,025.5 4495 4485 4475 4465 4455 4445 4435 4425 4415 4405 4395 4385 4375 4365 4355 4345 4335 4325 4315 4305 4295 4285 4275 4265 4255 4245 4235 4225 4215 4205
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2 43 36
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1 62 83
1 63 9
1 73 2
1 37 08
9 27 9
1 1 01
8 26 9
8 48 6
6 38 6
6 78 0
6 87 1
620
9 83 2
9 85 8
9 04 6
9 83 4
9 01 5
7 91 1
6 56 4
0
0
0
0
1 61 79
1 40 98
1 73 82
1 64 97
1 79 79
1 87 21
1 7 48
1 97 49
1 91 6
1 89 54
1 58 41
1 62 98
1 20 08
1 20 72
1 70 76
1 12 19
1 05 16
1 02 90
1 08 42
1 0 82
1 20 90
1 38 27
1 43 17
1 31 29
1 28 10
1 71 60
1 26 26
1 61 84
1 15 4
786
6 76 9
9 54 5
8 89 2
7 96 1
7 98 1
7 25 5
6 80 2
6 80 0
6 81 7
8 06 1
8 72 4
8 73 7
7 73 5
9 04 5
0
0
0
0
1 80 53
1 80 53
1 60 02
1 62 53
1 70 04
1 89 72
1 70 31
1 27 48
2 0 53
1 9 46
1 54 43
1 5 05
1 20 37
1 20 31
1 30 78
1 21 53
1 09 18
1 07 94
1 1 75
1 50 7
1 50 46
0
0
0
0
1 60 71
1 30 1
1 5 15
1 62 74
1 38 35
1 43 93
1 42 79
1 94 38
1 52 94
1 52 72
1 32 03
1 27 94
1 09 52
1 80 01
1 01 49
0
0
0
0
9 52 8
9 95 9
1 2 94 0
1 3 81 7
1 2 83 1
1 2 10 9
1 3 12 9
1 93 06
1 36 73
1 3 36
1 17 86
1 1 03
0
0
0
0
69 36
7 40 1
9 41 5
9 61 7
9 52 5
9 519
9 10 8
87 25
0
0
0
0
1467
965
0
0
0
----------|
|
|
|
1 0 86
8 87 6
|
|
|
961
0
|
0
|
|
|
912
0
|
8 28 3
0
|
6 06 9
0
|
7 90 9
0
|
|
8 96 8
5 087
0
|
8 61 0
48 7
0
|
9 63 1
7 54 3
5 57 8
0
1 02 53
9 82 5
9 18 8
826
9 10 9
4 97 5
0
|
9 90 5
1 1 76
9 70 2
9 41 2
9 10 3
1 12 52
1 01 62
8 48 7
8 74 6
1 42 10
9 76 9
9 60 9
1 61 15
1 30 18
9 17 9
8 56 7
1 3 59
879
760
7 03 3
6 48 6
7 51 9
9 28 6
8 91 2
1 50 06
917
8 02 8
7 50 2
6 92 5
6 32 9
9 26 7
8 21 4
7 40 5
7 21 9
5 16 4
5 43 2
8 57 4
5 98 4
6 84 3
4 65 2
4 39 9
6 22 1
5 68 1
5 23 6
5 58 9
7 00 4
7 80 9
1 14 96
5 88 1
5 07 4
4 59 5
4 51 8
7 05 6
7 35 3
1 20 00
6 35 2
7 65 4
7 93 8
8 55 0
1 16 65
9 43 0
1 30 42
1 03 46
1 04 10
1 07 85
1 48 78
1 50 11
1 20 73
1 20 96
1 25 7
1 12 14
1 26 66
1 30 50
1 17 16
1 13 21
1 26 47
1 25 61
1 26 75
1 32 48
1 23 10
1 26 35
1 08 70
1 17 47
1 18 99
1 14 64
1 26 61
8 89 4
1 07 09
1 17 87
9 72 6
1 16 03
9 61 7
1 10 98
9 31 4
7 50 2
667
1 08 39
1 41 14
1 37 29
1 2 27
1 3 87
1 79 92
1 05 92
1 81 67
1 15 17
7 38 1
8 17 6
8 13 6
9 51 3
722
8 13 0
6 78 8
6 93 7
7 25 3
806
7 08 0
7 83 3
7 45 6
768
8 76 7
9 28 2
8 67 1
8 41 3
9 90 8
8 65 8
1 25 49
1 27 74
1 1 83
1 19 31
1 59 54
1 04 08
1 20 41
1 18 79
9 94 7
7 75 2
6 96 8
7 46 3
7 07 5
6 93 2
6 15 0
6 80 1
8 47 0
7 43 8
922
9 19 9
9 65 3
8 96 1
6 63 4
7 36 8
6 41 3
7 14 3
7 03 8
6 90 5
7 24 7
1 1 38 5
1 1 66 2
1 0 46 2
1 0 30 3
1439
1 72 91
7 89 4
6 30 6
4 74 7
6 90 5
6 67 5
6 49 1
5 30 7
4 09 7
577
6 53 5
8 51 4
6 74 5
6 86 0
715
4 74 9
5 80 2
4 46 3
0
|
5 02 5
0
|
5 213
0
|
30 31
0
|
3 16 7
0
|
6 05 1
0
|
5 18 6
0
|
6 46 7
0
|
7 60 6
0
|
7 32 7
0
|
9 05 4
77 14
6 57 6
0
|
9 34 3
0
|
513
0
|
4 02 4
3 76 8
0
|
0
|
|
2 690
3 60 7
4 60 6
0
0
0
|
|
3 38 1
4 70 7
0
|
3 85 5
0
|
4 75 9
0
|
0
|
4 527
48 91
443
0
0
0
|
|
|
3 90 2
2 07 7
0
|
24727
19781 14836 9891 4945
4 45 6
0
|
0
|
0
|
5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 0 1 2 3 4 5 6 7 8 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 5 5 5 5 5 5 5 5 5 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3
Figura 5.35: Beneficio Proporcional por altura de columna.
O M I X Á ) M m / O $ I S C I ( U F E N E B
1 42 74
1 43 04
9 12 3
0
|
9 73 3
8 68 6
9 81 1
1 69 47
1 30 27
8 97 2
8 04 1
0
5 90 5
946
8 90 7
1 01 01
0
4 87 8
9 56 6
---
9 87 2
0
0
115
Análogamente al criterio antes expuesto, éste otorga como resultado la consideración de una secuencia de extracción Oeste a Este. Con los resultados de ambos criterios, se puede concluir que la secuencia que asegurará un vector de leyes decreciente es la Oeste a Este. Cabe señalar, que los resultados brindados por ambos criterios son idénticos, lo que puede interpretarse por que las densidades de los bloques analizados son casi idénticas, por lo que entre el beneficio proporcional por toneladas y el por alturas, el resultado no cambia.
5.11.3. CRITERIO DE SECUENCIA SEGÚN ASPECTO TÉCNICO Y OPERATIVO Este criterio sugiere una mirada técnica u operacional al momento de escoger la secuencia de explotación. El estado del arte actual, señala que muchas veces los planificadores, optan por continuar la secuencia de explotación desde sectores con caving ya conectado, por razones como las expuestas en capítulos anteriores, debido a que iniciar una explotación por un sector nuevo implica inherentemente la aplicación de un área mínima a extraer para asegurar la conexión del macizo rocoso primario, además que nos exponemos a todos los tipos de riesgos geomecánicos especificados en los capítulos previos, a la vez que iniciar por sectores contiguos a minas ya operadas o en operación permite utilizar toda la infraestructura previa y acortar los tiempos preinversionales que alejan los flujos de caja en el tiempo y hacen decaer los parámetros económicos. Por otro lado, iniciar la explotación desde un sector virgen, implica aplicar velocidades de extracción más bajas al comienzo, lo cual podría resultar menos beneficioso al momento de evaluar esta alternativa. Finalmente, el motivo de este trabajo de titulación es justamente analizar cuál es el escenario más conveniente para iniciar la explotación ante un yacimiento como el de estas características y con ello determinar si es más conveniente iniciar por caving virgen (con mayores beneficios pero geomecánica no favorable) o por caving conectado contiguo (con beneficios menores pero geomecánica favorable). Luego, los análisis que proceden a este criterio, serán realizados sobre la base de los dos escenarios, antes mencionados. 5.12. SUAVIZAMIENTO DE LAS COLUMNAS El criterio utilizado para validar el caso de estudio corresponde a la maximización de mineral. La tolerancia permitida usada para la diferencia entre columnas vecinas es de 4 bloques o 36 metros. La media de las alturas óptimas extraíbles para la envolvente sin suavizar, corresponde aproximadamente a 232 metros y luego de realizar el proceso de suavizamiento, éstas brindan un valor medio de 234 metros aproximadamente. Luego se observa que el proceso de suavizamiento no cambio exageradamente las alturas de las columnas.
116
Finalmente se observa en la Figura 5.36 la vista isométrica de las alturas extraíbles suavizadas.
Sector Virgen Sector Conectado
Figura 5.36: Isométrica de Altura de Columnas extraíbles suavizadas (elaboración propia). 5.13. PLAN DE PRODUCCIÓN A continuación se realizarán se presenta todo el trabajo conducente a la generación de los planes de producción para las dos alternativas mencionadas anteriormente, referentes a los datos de entrada y parámetros de simulación del plan de producción, para la validación del caso de estudio. 5.13.1 CAPACIDAD DE PRODUCCIÓN Una vez definidas la envolvente y alturas extraíbles, es necesario estimar el ritmo productivo en régimen, esto se fundamenta principalmente en base a dos aspectos: la altura de las columnas extraíbles (determina las reservas y son definidas en el proceso de integración de reservas y suavizamiento), y la velocidad con que es posible incorporar áreas nuevas, expresada como m 2/año. El criterio utilizado para el caso de estudio, corresponde al benchmarking realizado por Taylor, ya que es el que más se ajusta a los límites de producción esperados: a) Criterio de Taylor: Éste propone las siguientes fórmulas para estimar la producción anual y la vida media del yacimiento.
ñ = 6.5 √ 1∓ 0.2
117
Las reservas de la caso en estudio, en base a los planes preliminares para determinar el piso, se estiman en 80 (Mt).
ñ = 6.5 √ 80 1∓0.2 Tabla 5.19: Resultados capacidad productiva propuesta según T aylor. FACTOR DE AJUSTE 1.2 1 0.8
RESERVAS CAPACIDAD CAPACIDAD (Mt) (Mt/año) (tpd) 23 3.4 9,526 80 19 4.1 11,431 16 5.1 14,289 (Consideración: 1 año = 360 días) AÑOS
El ritmo productivo sugerido por el criterio de Taylor, arroja un resultado en un rango que va desde 9,500 (tpd) a 14,300 (tpd) aproximado, luego este será el rango de producción en régimen esperada para el caso de estudio. Paralelamente la vida media esperada del plan debería oscilar entre 16 a 23 años (Ver Tabla 5.19). b) Ramp-up: El incremento de producción anual registrado está entorno a rangos entre 5,000 tpd y 7,000 tpd. En este Trabajo de Titulación, se ocupó un incremento de 5,000 tpd. 5.13.2. PERFIL DE VELOCIDADES DE EXTRACCIÓN Las velocidades de extracción son un elemento importante al momento de generar un plan de producción, ya que como fue discutido en el capítulo de lineamientos de geomecánica, aplicar velocidades deliberadamente puede potencialmente terminar en una sismicidad inducida no controlada como causa de un proceso de quiebre del macizo rocoso no analizado. En la Figura 5.20 se muestra el vector de velocidades máximas, en función del porcentaje de extracción del mineral primario recomendadas, como condición de borde en la planificación del caso de estudio. Estas velocidades fueron consideradas en base a lo expuesto en el capítulo “Control de la
sismicidad inducida en Codelco División El Teniente”. Intencionalmente para el caso “caving virgen” la velocidad para los primeros 5 metros fue configurada en 0.1tpd/m 2 a objeto de dar tiempo a que se incorporaran todas las bateas del área mínima de socavación y comenzarán a extraer a velocidades crecientes relativamente a la par y generar un avance en le vertical más homogéneo. Cabe destacar que la columna de primario asciende a 197 metros por sobre el piso de hundimiento en la cota 2,025.5.
118
Tabla 5.20: Velocidades de extracción en base a 197 (m) de altura total de primario.
O D I G N I R T S E R
CAVING VIRGEN
CAVING CONECTADO
Velocidad In Situ (ton/m2-día)
Velocidad In Situ (ton/m2-día)
LI (m)
LS (m)
%E Prim.
0.100
0.280
0
5
2.5
0.260
0.280
5
10
5
0.290
0.340
10
20
10
0.330
0.400
20
30
15
0.380
0.470
30
39
20
0.430
0.550
39
49
25
0.500
0.650
49
59
30
LIBERADO
Altura
SOBRE 30% DEL PRIMARIO
5.13.3. ÁREA HUNDIDA POR PERIODO Para determinar el área a hundir por periodo, con la obtención además de un programa de producción definido, se utilizó el método de agotamiento continuo, cuya definición en detalle escapa del objetivo de este estudio, por consiguiente se aplica directamente. Se consideró este criterio, debido a que al ser una planificación de largo plazo, se busca el método más simple de cálculo.
Tasa de agotamiento – método tradicional
Figura 5.37: Niveles de producción y correspondientes áreas agotadas por año por método agotamiento continuo. (3) El promedio de columnas suavizadas del caso de estudio, comprendidas en la envolvente de extracción, corresponden a 234 metros aproximadamente, luego para efectos prácticos y simplificar el análisis se utiliza una interpolación de las líneas de altura de columna, donde la punteada se aplica para este caso (Ver Figura 5.37).
119
Como la capacidad teórica (obtenida por Taylor) va entre 9,500 y 14,300 (t/día), el valor del área agotada por año según el gráfico, corresponde a 9,000 y 21,000 (m 2/año), lo que implica la incorporación por periodo de un área similar para hundir. En adelante, y en una manera de buscar los beneficios de la manera más rápida posible, la producción será establecida en 14,000 tpd, para cuyo caso el área a hundir requerida es un tanto alta, es por ello que se buscó un método adicional para determinar la tasa de hundimiento. El método de simulación de la extracción, según la experiencia recabada brinda buenos resultados, luego ocupando éste método y considerando una velocidad de extracción promedio para un método de explotación de hundimiento de 0.42 t/m2-día y la producción calculada en régimen de 14,000 tpd, se tiene que:
ó = Á 2 ó ( 2 ) 14,000 = Á 2 0.45 2 Á ≈ 31,100 2 Ahora si “k= periodo”, la siguiente formula permite determinar el área incorporada por periodo “k”.
"k" = Á "k" + Á "k-1"− Á "" El cálculo de este método se encuentra en el Anexo A, Tablas A.3 y A.4, respectivamente para el Caso A y para el Caso B. La simulación de este método brindó como resultado que el área a hundir por periodo es de 11,000 m 2 para el caso que inicia por caving conectado (este) y 8,000 m 2 para el caso que inicia por caving virgen (oeste), todo esto con la única restricción de mantener el valor medio del área activa calculada por el método de simulación de la extracción. La razón de esta diferencia puede explicarse en gran medida debido a que las alturas de columna del sector oeste son mayores a las alturas de columna extraíbles del sector este, luego el agotamiento y con ello las necesidades de incorporación difieren. El área considerada para hundir el primer periodo, como se dijo anteriormente dependerá del caso bajo análisis, luego para el caso que inicia por caving virgen, debe aplicarse el área mínima que asegure la propagación del hundimiento, la cual es un área de 80x90 metros equivalente a 7,200 m2, pero cabe destacar que esta alternativa tiene inherente una zona de seguridad definida en 60 metros por delante de la frente que debe quedar preparada con las bateas listas para destazar, esto quiere decir que se suman 13,800 m2 más para el primer periodo que no se consideran en el plan pero si deben estar listas. A su vez para el caso que inicia por caving conectado, no hay necesidad de área mínima.
120
La envolvente de extracción en su totalidad comprende un área en planta de 126,000 m 2. Al considerar, el área mínima de hundimiento y las áreas incorporadas por año, se tiene el siguiente cálculo para el hundimiento de la mina, para cada uno de los casos de secuencia mostrados en las Tablas 5.21 y 5.22. Tabla 5.21: Áreas Proyectadas a Hundir iniciando secuencia por caving conectado. Periodos 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12
Área a Hundir (m2) Área a Hundir Acumulada (m2) 11,000 11,000 11,000 22,000 11,000 33,000 11,000 44,000 11,000 55,000 11,000 66,000 11,000 77,000 11,000 88,000 11,000 99,000 11,000 110,000 11,000 121,000 5,000 126,000
Tabla 5.22: Áreas Proyectadas a Hundir iniciando secuencia por caving virgen. Periodos 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16
Área a Hundir (m2) Área a Hundir Acumulada (m2) 7,200 7,200 15,200 8,000 23,200 8,000 31,200 8,000 39,200 8,000 47,200 8,000 55,200 8,000 63,200 8,000 71,200 8,000 79,200 8,000 87,200 8,000 95,200 8,000 103,200 8,000 111,200 8,000 119,200 8,000 126,000 6,800
De las Tabla 5.21 y 5.22, es importante señalar que la diferencia en áreas a hundir se explica en el hecho de que el extremo en estado virgen cuenta con mayores alturas de columna extraíble lo cual confieren mayor tiempo sin necesidad de incorporación de área, a diferencia del extremo en estado conectado donde las menores alturas de columna extraíble exigen rápidamente incorporación, dado el agotamiento.
121
5.13.4. RESULTADOS PLAN DE PRODUCCIÓN 5.13.4.1. PRIMERA SIMULACIÓN PLAN DE PRODUCCIÓN CASO INICIO CAVING VIRGEN Posterior al análisis del modelo, se realizó el estudio de los parámetros para la simulación del plan de producción (capacidad de producción, áreas a hundir, vida media) que se lograron con simulaciones previas, posteriormente se confeccionó el plan de producción que en este caso corresponde a la de aquella secuencia que inicia por virgen (oeste del cuerpo). La simulación arrojó que las reservas serán agotadas en 20 años, lo cual está dentro del rango establecido por la regla de Taylor. Tabla 5.23 detalla la estadística del plan. Tabla 5.23: Estadísticas plan de producción Total de Reservas (Mt) Ley Media de Cobre (%) Ley Media de Molibdeno (%) Ley Media Arsénico (ppm) Dureza Media (KWh/t ) Densidad (t/m3) Recursos Medidos (Mt) Recursos Indicados (Mt) Recursos Inferidos (Mt) Total de Área a Hundir (m2)
80.4 0.91 0.11 547 12.9 2.66 69.2 6.50 4.70 126,000
La producción se planificó para 20 años de explotación con un ritmo productivo de 14,000 t/día, luego el resultado se observa en la Figura 5.38.
Plan de Producción 16,000 ) 14,000 d p t ( 12,000 n10,000 ó i 8,000 c c u 6,000 d 4,000 o r P 2,000 0
1.4 1.2 1.0 0.8 0.6 0.4 0.2 0.0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 1011121314151617181920 Periodo tpd
CuT [%]
Figura 5.38: Producción por periodo (años) Simulación 1 caso caving virgen.
122
Se aprecia que el plan de producción en el periodo 5 experimenta una baja, debido en parte a que el área agotada es considerablemente oscilante. En el año 16, comienza un gran agotamiento de un sector de gran extensión de la mina, ilustrada en la Figura 5.39, por lo que a una tasa constante de incorporación de área a hundir, refleja que el área activa comienza a disminuir bastante , tal efecto produce una disminución considerable en la producción en adelante. Áreas del plan de producción 60,000 50,000 ) 40,000 2 m ( a30,000 e r Á20,000
10,000 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 Periodo Área Incorporada [m2] Área Agotada Área Activa [m2] Figura 5.39: Áreas del plan de producción Simulación 1 caso caving virgen. Además las velocidades de extracción en promedio para los distintos periodos de la mina, se exponen en la Figura 5.40. Velocidad de extracción (tpd/m2) 0.70
n ó i c 0.60 c a r 0.50 t x ) e 20.40 m e / d d0.30 p d t a ( d 0.20 i c o l e 0.10 V
0.00 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 Periodo
Figura 5.40: Velocidades de Extracción Simulación 1 caso caving virgen.
123
La tendencia de la gráfica de velocidades de extracción medias en el tiempo muestra un gran desarrollo de velocidades altas en un comienzo, esto debido principalmente a las mayores alturas de columnas del sector este (hasta 333 metros), lo que permite llegar a velocidades mayores en altura, por otro lado pasado este sector de pick de velocidades, comienza un valle con crecimiento moderado, debido a que las alturas de columna son relativamente bajas y al aproximarse al sector este nuevamente se encuentra un sector de alturas de columna mayores alcanzando los 200 metros. Luego es posible afirmar que las velocidades se mueven en rangos aceptables desde 0.27 tpd/m 2 a 0.6 tpd/m 2, con una media de 0.39 tpd/m2, lo cual es considerado conservador, ya que está por debajo del promedio mundial de minas con métodos de explotación Panel Caving. Cabe destacar que para el año 5, la velocidad de extracción corresponde a 0.42 tpd/m2, lo que junto al área activa de 32,000 m2, genera una producción de 13,488 tpd/m2. En consecuencia, se debe replantear los parámetros de entrada para la simulación del plan de producción, como sea esto no es un déficit considerable luego solo basta con equilibrar la producción proyectada.
Distribución Ley Molibdeno ] 0.16 % [ 0.14 o0.12 n e d0.10 b i l 0.08 o0.06 M e0.04 d0.02 y e L0.00
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 Periodo [años] % Mo
Figura 5.41: Leyes Medias de Molibdeno por Periodo Simulación 1 caso caving virgen. Como se aprecia en la Figura 5.41, el vector de leyes en el tiempo se comporta de manera decreciente, es decir las mayores leyes medias se encuentran en los primeros años de explotación. Para el cobre, la situación es ilustrada junto al plan de producción. El vector de leyes de molibdeno también es decreciente, por lo que se cumple con uno de los propósitos económicos a considerar en una buena planificación estratégica respecto al valor del dinero en el tiempo. Cabe destacar que esta es la alternativa óptima desde el punto de vista económico pero no desde el punto de vista geomecánico.
124
El vector de leyes del arsénico es el que se expone en la Figura 5.42. El vector de leyes del arsénico, al igual que los casos anteriores, es decreciente .
Distribución concentraciones de Arsénico ] 800 M P 700 P [ 600 o 500 o c i n 400 é 300 s r A 200 e d 100 y 0 e L
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 Periodo [años] PPM As
Figura 5.42: Leyes Medias de arsénico por Periodo Simulación 1 caso caving virgen. Las categorías de las reservas para el caso de estudio se exponen en la Figura 5.43, donde se aprecia la gran participación de reservas probadas, lo cual le confiere gran confiabilidad a nuestro plan.
Matriz de Sustentabilidad 100% 80% 60% 40% 20% 0% 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 Reservas Probadas
Reservas Probables
Recursos Minerales
Figura 5.43: Participación de recursos y reservas por periodo del plan caso caving virgen.
125
5.13.4.2. SEGUNDA SIMULACIÓN PLAN DE PRODUCCIÓN CASO INICIO CAVING VIRGEN Posterior a la ejecución de una primera simulación del plan de producción, en donde se generó un leve problema referente al régimen productivo, se procede a realizar una segunda iteración. Con el afán de acabar con tales inconvenientes, se procede a simular nuevamente el plan de producción, con algunos parámetros modificados, específicamente la capacidad máxima por periodos de producción. Respecto a la vida media de la mina, la simulación arrojó como resultado que las reservas serán agotadas en 20 años de explotación, por lo que la estimación de este parámetro está en el rango respecto a lo sugerido por Taylor. La producción se planificó para 20 años de explotación con un ritmo productivo de 14,000 t/día. Cabe destacar que dado que este plan considera una secuencia que inicia por caving virgen, fue necesaria la aplicación de un área mínima de socavación de 7,200 m 2, la cual a su vez tomó 1.6 años aproximadamente en conectar el 30% del mineral primario (Ver Anexo A, Tabla A.13), luego es posible incorporar más bateas a producción desde el periodo 2. Lo anterior se puede apreciar en el plan de la Figura 5.44, donde en azul oscuro aparece la producción del área mínima de 7,200 m 2 y en naranjo el resto de la producción. Para detalles del plan de producción final de este escenario ver Anexo A, Tabla A.1. Plan de Producción 16,000
1.4 1.2 1.0 0.8 0.6 0.4 0.2 0.0
) d14,000 p t ( 12,000 n10,000 o p 8,000 i c c 6,000 u d 4,000 o r P 2,000
0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 1011121314151617181920 Periodo tpd área inicial
tpd resto del área
% CuT
Figura 5.44: Producción por periodo (años) Simulación 2 caso caving virgen. Se aprecia un plan de producción con ramp-up de 3 años, producción en régimen por 13 años, y finalmente un ramp-down de 4 años. La ley de cobre es decreciente en el tiempo, que es lo mejor al momento de buscar los mejores retornos económicos lo antes posible. Cabe destacar que a pesar de que las velocidades del área mínima son bajas la producción es igualmente alta, esto se debe a las mayores alturas de columnas existentes en el sector donde inicia esta secuencia, donde se logran mayores velocidades en altura.
126
Se presenta en la Figura 5.45 el comportamiento de las respectivas áreas (activa, agotadas, incorporada) dentro del plan y para cada uno de los años de este.
Áreas del plan de producción 60,000 50,000 ) 40,000 2 m ( a30,000 e r Á20,000
10,000 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 Periodo Área Incorporada [m2] Área Agotada Área Activa [m2] Figura 5.45: Áreas del plan de producción Simulación 2 caso caving virgen. Además las velocidades de extracción en promedio para los distintos periodos de la mina, se expone en la Figura 5.46, la cual no presenta mayores diferencias con el de la iteración 1.
Velocidad de extracción (tpd/m2) 0.70
n ó i c 0.60 c a r 0.50 t x ) e 20.40 m e / d d p0.30 d t a ( d 0.20 i c o l e 0.10 V
0.00 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 Periodo
Figura 5.46: Velocidades de Extracción Simulación 2 caso caving virgen.
127
En cuanto al molibdeno (Ver Figura 5.47) y el arsénico (Ver Figura 5.48) el comportamiento es decreciente y es evidente la sincronía que estas tienen en ocurrencia, puesto que como una forma de centrar las decisiones en base al elemento principal, es que estas fueron generadas en sincronía al cobre. Cabe destacar que la penalidad para esta estudio fue configurada en valores por sobre los 2,000 ppm o 0.2 % de arsénico. Distribución Ley Molibdeno ] 0.20 % [ o0.15 n e d b i 0.10 l o M e d0.05 y e L
0.00 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 Periodo [años] % Mo
Figura 5.47: Leyes Medias de Molibdeno por Periodo Simulación 2 caso caving virgen.
Distribución concentraciones de Arsénico ] 800 M700 P P [ 600 o500 o c400 i n é300 s r 200 A e100 d y 0 e L
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 Periodo [años] PPM As
Figura 5.48: Leyes Medias de arsénico por Periodo Simulación 2 caso caving virgen.
128
Las categorías de las reservas para el caso de estudio son expuestas en la Figura 5.49, donde se aprecia la gran participación de reservas probadas, lo cual confiere gran confiabilidad a nuestro plan. Matriz de Sustentabilidad 100% 80% 60% 40% 20% 0% 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 Reservas Probadas
Reservas Probables
Recursos Minerales
Figura 5.49: Participación de recursos y reservas por periodo del plan caso caving virgen. La secuencia de incorporación de columnas se detalla en la Figura 5.50, mostrando el año en que estas entran en producción. Se observa claramente el área mínima de socavación del primer periodo. 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 4 5 6 7 8 9 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 0 1 2 3 4 5 6 7 8 1 1 1 1 1 1 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 5 5 5 5 5 5 5 5 5 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3
4485
1
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15
16
16
16
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16
16
16
16
16
Figura 5.50: Incorporación de columnas por periodo. Secuencia desde el N-O.
129
Idéntico análisis fue desarrollado para mostrar el agotamiento de las columnas por periodo, lo cual es mostrado en la Figura 5.51, observándose que las columnas del área mínima de socavación del primer periodo serán agotadas en el año 4, lo cual es coincidente con el plan de producción.
5 4 1 3
5 5 1 3
5 6 1 3
5 7 1 3
5 8 1 3
5 9 1 3
5 0 2 3
5 1 2 3
5 2 2 3
5 3 2 3
5 4 2 3
5 5 2 3
5 6 2 3
5 7 2 3
5 8 2 3
5 9 2 3
5 0 3 3
5 1 3 3
5 2 3 3
5 3 3 3
5 4 3 3
5 5 3 3
5 6 3 3
5 7 3 3
5 8 3 3
5 9 3 3
5 0 4 3
5 1 4 3
5 2 4 3
5 3 4 3
5 4 4 3
5 5 4 3
5 6 4 3
5 7 4 3
5 8 4 3
5 9 4 3
5 0 5 3
5 1 5 3
5 2 5 3
5 3 5 3
5 4 5 3
5 5 5 3
5 6 5 3
5 7 5 3
5 8 5 3
17
4485
4
4
4
4
4
4
4
4
4
5
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15
15
15
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16
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4
4
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4
4
4
4
4
5
5
5
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9
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15
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4
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12
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4
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4
4
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14
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15
15
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17
18
17
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18
18
18
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5
5
5
5
5
5
5
5
9
9
9
9
9
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10
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14
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14
14
15
14
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17
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4395
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5
5
5
5
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5
5
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9
9
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10
10
11
11
11
12
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14
14
14
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18
18
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5
5
5
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5
5
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9
9
9
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Figura 5.51: Agotamiento de columnas por periodo. Secuencia desde el N-O. 5.13.4.3. PRIMERA SIMULACIÓN PLAN DE PRODUCCIÓN CASO INICIO CAVING CONECTADO Puesto que el objetivo de este trabajo de titulación es evaluar la alternativa de secuenciamiento que genere los mejores resultados tanto económicamente como desde el punto de vista geomecánico, luego habiendo ya generado el plan para la secuencia iniciada por caving virgen, corresponde hacer la planificación que inicia desde el sector este del modelo, el cual corresponde al sector contiguo a caving conectado. Respecto a la vida media de la mina, la simulación arrojó como resultado que las reservas serán agotadas en 19 años de explotación, lo cual está dentro del rango establecido por la regla de Taylor. La estadística del plan de producción siguiente no varían con respecto a las expuestas en el ítem anterior de planificación puesto que el modelo original es el mismo y lo que está cambiando es únicamente la secuencia, además de la tasa de socavación que cambio por efectos de la simulación por el método de simulación de la extracción.
130
Luego se presenta a continuación el resultado del plan de producción (Ver Figura 5.52), el cual presenta algunas una anomalía por un valor escapada de producción en el año 18, puesto que la primera simulación como con restricción solo en el régimen. Plan de Producción 16,000
1.2 1.0 0.8 0.6 0.4 0.2 0.0
) 14,000 d p t ( 12,000 n10,000 ó i 8,000 c c u 6,000 d 4,000 o r P 2,000
0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 Periodo tpd
CuT [%]
Figura 5.52: Producción por periodo Simulación 1 caso caving conectado. Al observas la Figura 5.53 siguiente sobre áreas del plan, se observa un pick de área activa en el año 12, para luego caer progresivamente, adicionalmente en el año 18 se produce el menor agotamiento de área lo cual podría dar respuesta al tonelaje escapado de producción de ese año, junto con la alta velocidad registrada en el. Áreas del plan de producción 60,000 50,000 ) 40,000 2 m ( a30,000 e r Á20,000
10,000 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 Periodo Área Incorporada [m2] Área Agotada Área Activa [m2] Figura 5.53: Áreas del plan de producción Simulación 1 caso caving conectado.
131
La Figura 5.54 muestra el perfil de velocidades de extracción, se observa un comportamiento creciente, debido a que la secuencia inicia desde el nor-este del cuerpo mineralizado donde las alturas de columna no superan los 200 metros, para luego avanzar al sur-oeste del cuerpo donde las alturas de columna son mayores y puesto que las velocidades aumentan en altura, se explica el resultado. Velocidad de extracción (tpd/m2) 1.2
n ó i 1 c c a r 0.8 t x ) e 2 m e / d d0.6 p d t a ( 0.4 d i c o 0.2 l e V
0
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 Periodo Figura 5.54: Velocidades de Extracción Simulación 1 caso caving conectado. En cuanto al comportamiento del molibdeno (Ver Figura 5.55) y el cobre (Ver Figura 5.52) se observa un comportamiento ligeramente creciente, y no estrictamente inverso a la secuencia anterior, ya que pese a iniciar desde el sector este, se buscó partir por las mejores leyes de ese cuadrante. Distribución Ley Molibdeno 0.16 ] 0.14 % [ 0.12 o n 0.1 e d 0.08 b i l 0.06 o M0.04 e d 0.02 y e 0 L
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 Periodo [años] % Mo
Figura 5.55: Leyes Medias de Molibdeno por Periodo Simulación 1 caso caving conectado.
132
Según Figura 5.56, análoga interpretación a la del molibdeno se da para el arsénico, donde se observa que la ley promedio por año no supera los 700 ppm.
Distribución Concentraciones de Arsénico ] 800 M700 P P [ 600 o500 o c400 i n é300 s r 200 A e100 d y 0 e L
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 Periodo [años] PPM As
Figura 5.56: Leyes Medias de arsénico por Periodo Simulación 1 caso caving conectado. Finalmente se expone la participación de los recursos y reservas en el plan en la Figura 5.57, donde se aprecia la alta participación de reservas probadas y probables en los primeros años lo que constituye un factor de confianza en nuestra planificación y en general para el negocio. Matriz de Sustentabilidad 100% 80% 60% 40% 20% 0% 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 Reservas Probadas
Reservas Probables
Recursos Minerales
Figura 5.57: Participación de recursos y reservas por periodo del plan caso caving conectado.
133
5.13.4.4. SEGUNDA SIMULACIÓN PLAN DE PRODUCCIÓN CASO INICIO CAVING CONECTADO Finalmente se expone el plan de producción definitivo para la alternativa de iniciar la producción por sector caving conectado (Ver Figura 5.58). Se observa un ramp-up bien definido de 4 años, 11 años de régimen y ramp-down de 5 años. En este caso la vida mina aumenta en 1 año, configurándose en 20 años en total. Para detalles del plan de producción final de este escenario ver Anexo A, Tabla A.2. Plan de Producción 16,000
1.2 1.0 0.8 0.6 0.4 0.2 0.0
) d14,000 p t ( 12,000 n10,000 ó i 8,000 c c 6,000 u d 4,000 o r P 2,000
0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 1011121314151617181920 Periodo tpd
CuT [%]
Figura 5.58: Producción por periodo Simulación 2 caso caving conectado. Figura 5.59 presenta las áreas incorporadas, agotadas y activas del plan. La incorporación de área fue configurada en 8,000 m2/año, basándose en el método de simulación de la extracción, ya que tasas mayores originaron velocidades muy bajas de extracción debido a las extensas áreas activas. Áreas del plan de producción 60,000 50,000 ) 240,000 m ( a30,000 e r Á20,000
10,000 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 Periodo Área Incorporada [m2] Área Agotada Área Activa [m2] Figura 5.59: Áreas del plan de producción Simulación 2 caso caving conectado.
134
Análogo análisis a la simulación 1 de esta secuencia bajo análisis se aplica para el comportamiento creciente de las velocidades, debido al incremento de las alturas de columna hacia oeste que es la dirección de avance de esta opción (Ver Figura 5.60).
Velocidad de extracción (tpd/m2) 0.9
n ó 0.8 i c c 0.7 a r 0.6 t x ) e 20.5 m e / d d0.4 p d t a ( 0.3 d i c 0.2 o l e 0.1 V
0
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 Periodo Figura 5.60: Velocidades de Extracción Simulación 2 caso caving conectado.
Se presenta en la Figura 5.61 la distribución de leyes de arsénico para cada periodo del plan el cual no varía generalmente con respecto a la primera simulación.
Distribución Ley Molibdeno ] 0.16 % [ 0.14 o0.12 n e d 0.1 b i l 0.08 o0.06 M e0.04 d0.02 y e L 0
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 Periodo [años] % Mo
Figura 5.61: Leyes Medias de Molibdeno por Periodo Simulación 2 caso caving conectado.
135
La Figura 5.62 presenta la distribución de arsénico por periodos. Igual análisis rige para esta simulación respecto de la anterior, el arsénico no alcanza a sobrepasar la barrera de los 700 ppm en los periodos más altos. Distribución Concentraciones de Arsénico ] 800 M700 P P [ 600 o500 o c400 i n é300 s r 200 A e100 d y 0 e L
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 Periodo [años] PPM As
Figura 5.62: Leyes Medias de arsénico por Periodo Simulación 2 caso caving conectado.
La Figura 5.63, muestra la participación de los recursos y reservas del yacimiento para cada año.
Matriz de Sustentabilidad 100% 80% 60% 40% 20% 0% 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 Reservas Probadas
Reservas Probables
Recursos Minerales
Figura 5.63: Participación de recursos y reservas por periodo del plan caso caving conectado.
136
La secuencia de incorporación de columnas es expresada en la Figura 5.64, del año 1 al 12 donde se incorpora la última área acorde al plan de hundimiento. Igualmente se muestra en la Figura 5.65 el agotamiento por columnas partiendo por el año 3, donde se agotan las primeras columnas. 5 5 4 5 1 1 3 3
5 6 1 3
5 5 7 8 1 1 3 3
5 5 9 0 1 2 3 3
5 1 2 3
5 5 2 3 2 2 3 3
5 4 2 3
5 5 5 6 2 2 3 3
5 7 2 3
5 5 8 9 2 2 3 3
5 5 0 1 3 3 3 3
5 2 3 3
5 5 3 4 3 3 3 3
5 5 3 3
5 5 6 7 3 3 3 3
5 8 3 3
5 5 9 0 3 4 3 3
5 1 4 3
5 5 2 3 4 4 3 3
5 5 4 5 4 4 3 3
5 6 4 3
5 5 7 8 4 4 3 3
5 9 4 3
5 5 0 1 5 5 3 3
5 2 5 3
5 5 3 4 5 5 3 3
5 5 5 6 5 5 3 3
5 7 5 3
5 8 5 3
4485
10
10
10
9
9
9
8
8
8
8
8
7
7
7
7
6
6
6
5
5
5
4
4
4
4
4
4
3
3
3
2
2
2
2
2
1
1
1
1
1
1
1
1
1
1
4475
10
10
10
9
9
9
8
8
8
8
8
7
7
7
7
6
6
6
5
5
5
4
4
4
4
4
4
3
3
3
2
2
2
2
2
1
1
1
1
1
1
1
1
1
1
4465
10
10
10
9
9
9
9
9
9
8
8
8
7
7
7
6
6
6
6
5
5
5
5
5
4
4
4
3
3
3
2
2
2
2
2
2
1
1
1
1
1
1
1
1
1
4455
10
10
10
9
9
9
9
9
9
8
8
8
7
7
7
6
6
6
6
5
5
5
5
5
4
4
4
3
3
3
2
2
2
2
2
2
1
1
1
1
1
1
1
1
1
4445
10
10
10
10
10
10
9
9
9
8
8
8
7
7
7
7
7
7
6
6
6
5
5
5
4
4
4
3
3
3
3
3
3
2
2
2
1
1
1
1
1
1
1
1
1
4435
10
10
10
10
10
10
9
9
9
8
8
8
7
7
7
7
7
7
6
6
6
5
5
5
4
4
4
3
3
3
3
3
3
2
2
2
1
1
1
1
1
1
1
1
1
4425
11
11
11
10
10
10
9
9
9
8
8
8
8
8
8
7
7
7
6
6
6
5
5
5
5
5
4
4
4
4
3
3
3
2
2
2
2
2
2
1
1
1
1
1
1
4415
11
11
11
10
10
10
9
9
9
8
8
8
8
8
8
7
7
7
6
6
6
5
5
5
5
5
4
4
4
4
3
3
3
2
2
2
2
2
2
1
1
1
1
1
1
4405
11
11
11
10
10
10
9
9
9
9
9
9
8
8
8
7
7
7
6
6
6
6
6
6
5
5
5
4
4
4
3
3
3
3
2
2
2
2
2
1
1
1
1
1
1
4395
11
11
11
10
10
10
9
9
9
9
9
9
8
8
8
7
7
7
6
6
6
6
6
6
5
5
5
4
4
4
3
3
3
3
2
2
2
2
2
1
1
1
1
1
1
4385
11
11
11
10
10
10
10
10
10
9
9
9
8
8
8
7
7
7
7
7
7
6
6
6
5
5
5
4
4
4
4
4
4
3
3
3
2
2
2
1
1
1
1
1
1
4375
11
11
11
10
10
10
10
10
10
9
9
9
8
8
8
7
7
7
7
7
7
6
6
6
5
5
5
4
4
4
4
4
4
3
3
3
2
2
2
1
1
1
1
1
1
4365
11
11
11
11
11
11
10
10
10
9
9
9
8
8
8
8
8
8
7
7
7
6
6
6
5
5
5
5
5
5
4
4
4
3
3
3
2
2
2
2
2
2
1
1
1
4355
11
11
11
11
11
11
10
10
10
9
9
9
8
8
8
8
8
8
7
7
7
6
6
6
5
5
5
5
5
5
4
4
4
3
3
3
2
2
2
2
2
2
1
1
1
4345
11
11
11
11
11
11
10
10
10
9
9
9
9
9
9
8
8
8
7
7
7
6
6
6
6
6
6
5
5
5
4
4
4
3
3
3
3
3
3
2
2
2
1
1
1
4335
11
11
11
11
11
11
10
10
10
9
9
9
9
9
9
8
8
8
7
7
7
6
6
6
6
6
6
5
5
5
4
4
4
3
3
3
3
3
3
2
2
2
1
1
1
4325
12
11
11
11
11
11
10
10
10
10
10
10
9
9
9
8
8
8
7
7
7
7
7
7
6
6
6
5
5
5
4
4
4
4
4
4
3
3
3
2
2
2
1
1
1
4315
12
11
11
11
11
11
10
10
10
10
10
10
9
9
9
8
8
8
7
7
7
7
7
7
6
6
6
5
5
5
4
4
4
4
4
4
3
3
3
2
2
2
1
1
1
4305
12
12
12
11
11
11
11
11
11
10
10
10
9
9
9
8
8
8
8
8
8
7
7
7
6
6
6
5
5
5
5
5
5
4
4
4
3
3
3
2
2
2
2
2
2
4295
12
12
12
11
11
11
11
11
11
10
10
10
9
9
9
8
8
8
8
8
8
7
7
7
6
6
6
5
5
5
5
5
5
4
4
4
3
3
3
2
2
2
2
2
2
4285
12
12
12
11
11
11
11
11
11
10
10
10
9
9
9
9
9
9
8
8
8
7
7
7
6
6
6
6
6
6
5
5
5
4
4
4
3
3
3
3
3
3
2
2
2
4275
12
12
12
11
11
11
11
11
11
10
10
10
9
9
9
9
9
9
8
8
8
7
7
7
6
6
6
6
6
6
5
5
5
4
4
4
3
3
3
3
3
3
2
2
2
4265
12
12
12
12
12
12
11
11
11
11
11
10
10
10
10
9
9
9
8
8
8
7
7
7
7
7
7
6
6
6
5
5
5
4
4
4
4
4
4
3
3
3
2
2
2
4255
12
12
12
12
12
12
11
11
11
11
11
10
10
10
10
9
9
9
8
8
8
7
7
7
7
7
7
6
6
6
5
5
5
4
4
4
4
4
4
3
3
3
2
2
2
4245
12
12
12
12
12
12
11
11
11
11
11
11
10
10
10
9
9
9
9
8
8
8
8
8
7
7
7
6
6
6
5
5
5
5
5
5
4
4
4
3
3
3
2
2
2
4235
12
12
12
12
12
12
11
11
11
11
11
11
10
10
10
9
9
9
9
8
8
8
8
8
7
7
7
6
6
6
5
5
5
5
5
5
4
4
4
3
3
3
2
2
2
4225
12
12
12
12
12
12
11
11
11
11
11
11
10
10
10
10
10
10
9
9
9
8
8
8
7
7
7
6
6
6
6
6
6
5
5
5
4
4
4
3
3
3
3
3
3
4215
12
12
12
12
12
12
11
11
11
11
11
11
10
10
10
10
10
10
9
9
9
8
8
8
7
7
7
6
6
6
6
6
6
5
5
5
4
4
4
3
3
3
3
3
3
Figura 5.64: Incorporación de columnas por periodo. Secuencia desde el N-E. 5 4 1 3
5 5 1 3
5 6 1 3
5 7 1 3
5 8 1 3
5 9 1 3
5 0 2 3
5 1 2 3
5 2 2 3
5 3 2 3
5 4 2 3
5 5 2 3
5 6 2 3
5 7 2 3
5 8 2 3
5 9 2 3
5 0 3 3
4485
15
15
15
15
15
15
14
14
14
14
14
14
11
11
11
11
11
4475
15
15
15
15
15
15
14
14
14
14
14
14
11
11
11
11
11
4465
15
15
16
16
16
15
14
14
14
14
14
14
13
13
13
11
4455
15
15
16
16
16
16
14
14
14
14
14
14
13
13
13
4445
16
16
16
16
16
16
14
14
14
14
14
14
13
13
4435
16
16
16
16
16
16
14
14
14
14
14
14
13
13
4425
17
17
17
16
16
16
15
15
15
14
14
14
13
4415
17
17
17
16
16
16
15
15
15
14
14
14
4405
17
17
17
16
16
16
16
16
16
14
14
4395
17
17
17
16
16
16
16
16
16
14
4385
19
18
18
16
16
16
16
16
16
4375
19
19
18
16
16
16
16
16
4365
19
19
19
17
17
17
16
16
4355
19
19
19
17
17
17
16
4345
19
19
19
17
17
17
4335
19
19
19
17
17
4325
19
19
19
19
4315
19
19
19
19
4305
19
19
19
4295
19
19
4285
19
4275
5 1 3 3
5 2 3 3
5 3 3 3
5 4 3 3
5 5 3 3
5 6 3 3
5 7 3 3
5 8 3 3
5 9 3 3
5 0 4 3
5 1 4 3
5 2 4 3
5 3 4 3
5 4 4 3
5 5 4 3
5 6 4 3
5 7 4 3
5 8 4 3
5 9 4 3
5 0 5 3
5 1 5 3
5 2 5 3
5 3 5 3
5 4 5 3
5 5 5 3
5 6 5 3
5 7 5 3
11
9
9
9
8
8
8
6
6
6
6
6
6
5
5
5
4
4
4
4
4
4
4
3
3
3
3
3
11
9
9
9
8
8
8
7
7
7
6
7
7
6
5
5
4
4
4
4
4
4
4
3
3
3
3
3
11
11
9
9
9
9
9
9
8
8
7
6
7
7
6
5
5
5
5
5
4
4
4
4
4
3
3
3
3
11
11
11
10
10
9
9
9
9
8
8
7
7
7
7
6
5
5
5
5
5
4
4
4
4
4
3
3
4
4
13
11
11
11
11
11
10
9
9
9
8
8
8
7
7
7
6
5
5
5
5
5
4
4
4
4
4
3
4
3
4
13
11
11
10
10
10
10
9
9
9
8
8
8
7
6
6
5
5
5
5
5
5
4
4
4
4
4
3
3
3
4
13
13
13
12
11
10
10
10
9
9
9
9
9
8
7
6
6
7
6
6
5
5
5
5
5
5
4
4
4
3
3
3
13
13
13
13
12
12
10
10
10
9
9
9
9
9
8
7
6
6
6
6
6
5
5
5
5
5
5
4
4
3
3
3
3
14
13
13
13
13
13
13
10
10
10
9
9
9
9
9
9
8
7
7
7
6
6
5
5
5
6
6
6
4
4
4
3
3
3
14
14
13
13
13
13
13
13
10
10
10
9
9
9
9
9
9
7
7
7
7
6
6
5
5
5
6
6
6
4
4
4
3
3
3
14
14
14
13
13
13
13
13
13
10
10
10
10
10
10
9
9
8
7
7
7
7
6
6
6
7
6
6
6
6
4
4
3
3
3
3
16
14
14
14
13
13
13
13
12
12
10
10
10
10
10
10
9
9
9
8
7
7
7
6
6
6
7
7
6
6
6
4
4
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3
3
4
16
15
15
15
13
13
13
13
12
12
12
12
12
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10
10
9
9
9
8
8
8
7
6
6
6
7
7
6
6
6
6
4
4
3
3
4
16
16
15
15
15
13
13
13
12
12
12
12
12
12
10
10
10
9
9
9
8
8
8
7
6
6
6
7
7
6
6
6
6
5
4
4
4
4
16
16
16
16
16
16
14
14
13
12
12
12
12
12
12
10
10
10
9
9
9
9
8
8
8
7
7
6
7
7
6
6
6
6
5
5
3
3
3
17
16
16
16
16
15
15
14
14
13
12
12
12
12
12
12
10
10
10
10
9
9
9
9
9
7
7
7
6
7
7
6
6
6
6
5
5
3
3
3
19
19
16
16
16
16
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15
15
14
14
12
12
12
12
12
12
10
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10
10
10
10
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9
7
7
7
6
7
7
7
7
7
6
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4
4
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19
16
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16
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10
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10
9
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8
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6
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5
5
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19
19
17
17
17
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16
16
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14
12
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12
12
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12
12
10
10
10
9
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8
8
8
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7
6
7
7
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5
5
5
5
5
19
19
19
19
17
17
17
16
16
15
15
15
14
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12
12
12
12
12
12
12
12
10
10
9
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8
8
8
8
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7
7
7
7
7
6
5
5
5
5
5
19
19
19
19
19
17
17
17
16
16
16
15
15
15
13
13
13
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12
12
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10
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9
9
9
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8
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7
7
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5
5
5
19
19
19
19
19
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18
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17
16
16
16
15
15
15
13
13
13
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12
12
12
12
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10
9
9
9
9
9
9
8
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7
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4265
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9
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17
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19
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20
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19
19
19
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18
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14
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11
11
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Figura 5.65: Agotamiento de columnas por periodo. Secuencia desde el N-E.
5 8 5 3
137
CA PÍTU L O VI EVAL UACIÓN ECONÓMICA DE L AS A LTERNA TIVAS
6.1. INTRODUCCIÓN El presente capítulo, contiene la evaluación económica de las dos alternativas bajo análisis. El “CASO
A” corresponde al inicio de la explotación desde el Oeste del footprint con caving virgen y el “CASO B” corresponderá al inicio de la explotación desde el Este del footprint por caving conectado contiguo a un sector ya agotado. La evaluación económica del caso estudio se fundamenta en la utilización de proyecciones de largo plazo de parámetros económicos acorde a las características del proyecto, enmarcados dentro de un escenario global asociado a la industria minera extractiva. El proyecto contempla la venta de concentrado de cobre y concentrado de molibdeno como productos comercializables. De esta forma en la evaluación económica se consideran todas las inversiones y costos asociados a la extracción, procesamiento y comercialización del mineral proveniente de la mina junto a los ingresos por concepto de venta de productos y sub-productos. 6.2. CONSIDERACIONES DEL DISEÑO Aun cuando no es parte del alcance de este trabajo de titulación la realización de los diseños mineros algunas consideraciones fueron tomadas en cuenta y se detallan en Anexo B, Tabla B.1 y Figuras B.1 y B.2. Adicionalmente fue necesario realizar la cuantificación de desarrollos verticales y horizontales en metros para determinar el costo de inversión pre operacional y durante la operación, el detalle es presentado en Anexo C, Tabla C.2. La presente evaluación económica, somete a análisis los dos escenarios antes descritos, en base a una explotación por método Panel Caving Convencional con una malla tipo Teniente de 15x20 metros, incluyendo la necesidad de desarrollar
5 niveles
principalmente (UCL, NP, SNI, SNE, Nivel de Acarreo), dado que el nivel de transporte a utilizar será una preexistente y que no requiere modificaciones para ser utilizado por este caso estudio. Detalles del diseño se encuentran en sección de anexos de diseño. 6.3. CONSIDERACIONES OPERATIVAS Cabe destacar que al momento de evaluar un proyecto o las alternativas de un proyecto como es el presente caso, al aplicar indicadores de rentabilidad como el VAN, TIR, IVAN, PRC, estos operan sobre los flujos descontados por periodo, esto inherentemente involucra a aquellos flujos previos a la entrada en producción, es decir toda el periodo inversional desde antes del ramp-up.
138
Por otro lado, el presente caso estudio contempla el análisis de dos alternativas de secuenciamiento con sus respectivas diferencias operativas, como lo son la capacidad de socavación o hundimiento requerido y estimado por métodos antes señalados, así como también le necesidad de preparar un área mínima de socavación en el caso de caving virgen para dar cumplimiento al radio hidráulico y asegurar conexión, a la vez de fortificación definitiva en los 60 metros de seguridad por delante de la frente de hundimiento para soportar la zona de transición. En términos prácticos lo anterior se traduce en que el caso de inicio de secuencia por caving virgen, involucra un desfase de tiempo, dada la necesidad de preparar los 7,200 (m 2) más la zona de seguridad, haciendo ascender esto a 21,000 (m2) preparados con fortificación definitiva para el primer periodo. Si la capacidad de preparación se configura para el caso de caving virgen en 8,000 (m 2/año), luego preparar 21,000 (m 2) tomará el no despreciable tiempo de 2.36 años, lo cual representa el tiempo que demora en preparar dicha área que deberá estar lista al momento de empezar la extracción, esto se traduce en el periodo 1 del plan de producción se aleja en 3 periodos del año desde el cual estamos evaluando. A su vez el “Caso B” considerará que dado que viene de la continuación de un sector ya agotado , los 60 metros de zona de seguridad de la esquina nor-oeste en el sentido del hundimiento se realizaran en el año previo a la entrada en producción, lo cual se traduce en que el año 1 del plan de producción se aleja en 1 periodo con respecto al año desde el cual estamos evaluando. Cabe destacar que para el caso de inicio por caving conectado la capacidad de preparación requerida se estimó en 11,000 (m2) , luego estas diferencias en capacidad de preparación se verán reflejadas en la presente evaluación debido a que preparar a tasas mayores involucra incurrir en mayores costos en etapas tempranas con respecto al caso A, y considerando que el VAN asigna mayor ponderación a los flujos de los primeros años, esto generará un efecto negativo en el VAN del caso A con respecto al caso B. Finalmente, es importante establecer el alcance que para este caso se consideró que las capacidades de preparación y desarrollo antes mencionadas, serán generadas específicamente para este proyecto, ya que la actual capacidad que pudiese tener la mina antes de este proyecto ya están comprometidas a otro sector, esto permite al análisis dar flexibilidad al desarrollo de capacidad de preparación y poder definir la capacidad mediante las simulaciones de este caso estudio. 6.4. CONSIDERACIONES ECONÓMICAS Para efectos de este Trabajo de Titulación se considerará la evaluación únicamente del caso proyecto puro o no apalancado, lo cual es apropiado para tomar decisiones entre dos o más alternativas. Como sea el caso apalancado mejoraría el VAN dado la presencia de un flujo positivo en los primeros años producto del préstamo, aun cuando se amortice en el tiempo con una tasa de interés asociada.
139
A modo de analizar las alternativas del presente caso estudio, se utilizan parámetros económicos base para comparar ambos escenarios. En la Tabla 6.1, se muestran los parámetros económicos a utilizar en esta evaluación. Adicionalmente se utilizó un contrato de venta de concentrado y algunas características de equipos las cuales se detallan en Anexo C, Tabla C.1 y C.3 respetivamente. Tabla 6.1: Parámetros económicos a considerar para evaluación económica PARÁMETRO Precio cobre (US$/lb) Precio molibdeno (US$/lb) Tasa de descuento (%)
VALOR 2.8 13 10
6.5. EVALUACIÓN TÉCNICO-ECONÓMICA CASO A Los resultados de la evaluación económica del Caso A, que considera iniciar la secuencia de explotación desde caving virgen, se muestra en la Tabla 6.2, considerando las inversiones y los resultados de los indicadores económicos. Cabe destacar que esta alternativa considera la preparación de los 21,000 m 2 para el año de inicio de la producción. Tabla 6.2: Resumen de Inversiones del Proyecto, CASO A. Costo [MUS$] Desarrollos Equipos Infraestructura Servicios Cierre mina Contingencias - otros TOTAL [ MUS$]
Valor actualizado @10% $ 81 $ 36 $8 $ 63 $ 14 $ 40 $ 242
Los indicadores usados para medir la calidad económica del proyecto desde el punto de vistas financiero son ampliamente usados en evaluación de proyectos y aceptados por la industria. A continuación se presenta la Tabla 6.3 con los indicadores económicos obtenidos a partir de la consideración del proyecto puro (no apalancado) y tasa de descuento del 10%. La Figura 6.1 ilustra los flujos actualizados en el tiempo. Tabla 6.3: Indicadores económicos del Proyecto, CASO A. VAN [MUS$] TIR [%] IVAN [MUS$] PRC [años]
238 24% 1.0 7
140
FC descontado acumulado CASO A 250 ) $ 150 S U M ( 50 a j a c e -50 d o j u l F-150
5 6 7 8 9 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 0 1 2 3 4 5 6 7 1 1 1 1 1 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 3 3 3 3 3 3 3 3 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2
-250
Año en curso
Figura 6.1: Flujos de caja descontados acumulados CASO A. Por otro lado, un análisis de sensibilidad permite a quien toma la decisión identificar el grado de influencia que tienen los parámetros sobre el comportamiento de uno de los indicadores económicos como es el VAN, este análisis es unidimensional (variación de solo un parámetro a la vez). La Figura 6.2 relaciona variación del VAN con variación de un parámetro económico en particular. A partir del análisis es posible observar que el precio del cobre es el parámetro cuya variación influye en mayor medida sobre el valor presente neto del proyecto, análogo es lo que sucede con la tasa de descuento, la cual repercute de manera significativa sobre el VAN. Cabe destacar que la tasa de descuento es un parámetro sujeto a necesidades específicas de quien asume el riesgo del proyecto. Análisis de Sensibilidad - Proyecto Puro
) $ S U M ( N A V l e d r o l a V
-20 -15 -10
450 400 350 300 250 200 150 100 50 0 -5 0 5 % Variación
Precio Cu (US$/Lb) Precio Mo (US$/kg) Tasa de Descuento
10
15
20
Figura 6.2: Análisis de sensibilidad CASO A, proyecto puro.
141
6.6. EVALUACIÓN TÉCNICO-ECONÓMICA CASO B Los resultados de la evaluación económica del Caso A, que considera iniciar la secuencia de explotación desde Caving Virgen, se muestre en la Tabla 6.4, considerando las inversiones y los resultados de los indicadores económicos. Cabe destacar que esta alternativa considera la preparación de los 21,000 m 2 para el año de inicio de la producción. Tabla 6.4: Resumen de Inversiones del Proyecto, CASO B. Costo [MUS$] Desarrollos Equipos Infraestructura Servicios Cierre mina Contingencias - otros TOTAL [ MUS$]
Valor actualizado @10% $ 96 $ 39 $9 $ 63 $ 14 $ 44 $ 265
Los indicadores usados para medir la calidad económica del proyecto desde el punto de vistas financiero son ampliamente usados en evaluación de proyectos y aceptados por la industria. La Tabla 6.5 muestra los indicadores económicos obtenidos a partir de la consideración del proyecto puro (no apalancado) y tasa de descuento del 10%. La Figura 6.3 muestra los flujos descontados en el tiempo. Tabla 6.5: Indicadores económicos del Proyecto, CASO B. VAN [MUS$] TIR [%] IVAN [MUS$] PRC [años]
213 23% 0.9 8
FC descontado acumulado CASO B 250 ) $ 150 S U M ( a j a 50 c e d o j u -50 l F
-150
5 6 7 8 9 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 0 1 2 3 4 5 1 1 1 1 1 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 3 3 3 3 3 3 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2
Año en curso
Figura 6.3: Flujos de caja descontados acumulados CASO B.
142
El diagrama de sensibilidad mostrado en la Figura 6.4 relaciona el porcentaje de variación del VAN con respecto al porcentaje de variación de un parámetro económico en particular (análisis unidimensional). Análogo al caso anterior, es posible observar que el precio del cobre es el parámetro cuya variación influye en mayor medida sobre el valor presente neto del proyecto, misma situación sucede con la tasa de descuento, la cual repercute de manera significativa sobre el VAN.
Análisis de Sensibilidad CASO B - Proyecto Puro 400
) $ S U M ( N A V l e d r o l a V
300 200
Precio Cu (US$/Lb) Precio Mo (US$/kg)
100
-20 -15 -10
0 -5 0 5 % Variación
Tasa de Descuento 10
15
20
Figura 6.4: Análisis de sensibilidad CASO B, proyecto puro. Finalmente es importante recordar que la diferencia en la duración de la vida del proyecto, radica esencialmente en el tiempo de preparación minera que requiere cada una de las alternativas, donde iniciar por caving virgen la preparación inicia de manera anticipada para lograr generar su área mínima a socavar más la zona de seguridad.
143
CA PÍTU L O VII CONCLUS IONES Y RECOMENDACIONES
7.1. CONCLUSIONES
Se cumplió el propósito establecido para el estudio, debido a que se logró efectuar una evaluación técnico-económica de la secuencia de explotación, bajo distintos escenarios geomecánicos y a partir de un mismo polígono de reservas a nivel de Ingeniería Conceptual.
Un aspecto relevante para este estudio es que en base a información recabada, la etapa más crítica del desarrollo de una operación de caving en un nuevo sector es el periodo anterior a la conexión a un cráter superior o un sector superior abandonado. Esta condición es creada por la respuesta mecánica del macizo bajo condición de Caving Virgen, la cual involucra todo el macizo bajo influencias de la minería y que se encuentra en búsqueda de una condición de equilibrio, lo cual parece ser el principal factor que genera respuesta sísmica relevante.
Un aspecto destacable del presente estudio es que según estimaciones y algunas evidencias empíricas, una columna completa se fracturaría después de un 30% de extracción de la columna sólida. En tal condición, rupturas posteriores no afectarían la columna de macizo rocoso, luego no se generaría una respuesta de actividad sísmica.
Del presente estudio surge un interesante resultado, esto debido a que comúnmente la tendencia es continuar explotando sectores desde caving conectado, dadas las facilidades que esta brinda desde el punto de vista operativo y geomecánico, pero en el análisis de este Trabajo de Titulación se confirma que esta tendencia no necesariamente brinda los mejores resultados económicos.
Un primer resultado viene dado por los requerimientos de hundimiento de cada escenario, donde dada la geometría del cuerpo mineralizado, con alturas de columna extraíbles mayores en su extremo oeste (hasta 333 m) y alturas extraíbles menores en el este (hasta 184 metros), yace la diferencia, por el hecho de que al tener menores alturas, es necesario incorporar más área dado el agotamiento y viceversa. Al mismo tiempo al pasar la extracción por zonas de baja columna extraíble las velocidades son menores, al no tener oportunidad de liberarse en altura. Todo esto repercute en la evaluación económica, dado que preparar mayores áreas en etapas tempranas del proyecto implica un flujo negativo en los primeros años impactando el VAN.
144
Un segundo resultado viene dado por los tiempos de preparación previo al inicio de la producción. Donde el caso de inicio de secuencia por caving virgen, involucra un desfase de tiempo, dada la necesidad de preparar los 7,200 (m 2) de área mínima más la zona de seguridad (60 m), totalizando 21,000 (m 2) preparados con fortificación definitiva para el primer periodo. Lo que a tasa de preparación de 8,000 (m 2/año) toma 2.36 años en estar lista al momento de empezar la
extracción. A su vez el “Caso B” dado que viene de la continuación de un sector ya agotado, los 60 metros de zona de seguridad en el sentido del hundimiento se realizaran en el año previo a la entrada en producción y tasa de 11,000 (m 2/año), lo cual se traduce en que el año 1 del plan de producción se aleja en 1 periodo con respecto al año desde el cual estamos evaluando.
Un tercer resultado es que el periodo de conexión estimado para el CASO A fue de 1.6 años, tras lo cual fue posible incorporar producción proveniente de área fuera del área mínima de socavación, y sumado a que las alturas de columna inicial de este caso son suficientemente altas (hasta 333 metros) es que los planes A y B no presentan una diferencia importante en el crecimiento del ramp-up (aun cuando estas están desfasadas en el tiempo debido a las diferencias de los tiempos de preparación).
Un cuarto resultado y el más importante del estudio es que la mejor alternativa es el CASO A (iniciar la explotación en la zona de altas leyes, geomecánica menos favorable dado un caving virgen y mayor altura de columna insitu), dado un VAN de 238 MUS$, TIR de 24% y periodo de recuperación de la inversión de 7 años. Mientras que el CASO B (iniciar la explotación en la zona de leyes más bajas con menor altura de columna insitu y geomecánica favorable, con caving conectado) aparece como la menos conveniente con un VAN de 213 MUS$, TIR de 23% y periodo de recuperación de la inversión de 8 años.
Un quinto resultado se desprende del análisis de sensibilidad, donde se observó que el precio del cobre es el parámetro que influye en mayor medida sobre el VAN, análogo es lo que sucede con la tasa de descuento, la cual repercute de manera significativa sobre el VAN. Adicionalmente de observar el desempeño de los flujos descontados del CASO A, se prefiere no explotar el último año, dado que la baja escala de producción no genera flujos positivos.
Finalmente, el aporte del presente Trabajo de Titulación para el futuro consistió en haber propuesto una metodología para abordar decisiones de secuenciamiento, desde una mirada puesta en la geomecánica, pero considerando a la vez los aspectos de planificación y buscando siempre los mejores retornos económicos. Luego se concluye que no siempre un caving conectado es la mejor opción para iniciar un nuevo sector, lo cual se demuestra en este estudio.
145
7.2. RECOMENDACIONES
Frente al presente estudio, se recomienda optar por la alternativa de iniciar la secuencia de extracción siguiendo el CASO A, desde su extremo de mejores leyes, mayor altura de columna extraíble pero con situación de caving virgen.
Se recomienda realizar análisis más profundos en la evaluación económica del CASO A, a modo de afinar las estimaciones de costos a la vez que agregar una evaluación con el caso apalancado, pudiendo mejorar el VAN, basado en la aparición de un flujo positivo (préstamo) en etapas tempranas de la evaluación y el cual sería amortizado durante la vida del proyecto.
De acuerdo a análisis para sectores mineros que podrían ser afectados por procesos de pilar por convergencia es necesario definir estrategias para reducir el efecto de los esfuerzos principales en el volumen de roca que será explotado, con el propósito de reducir el daño en el macizo rocoso. Cabe destacar que la ventaja que existe es que el efecto pilar, es decir la carga que se genera sobre el pilar por la columna de roca sobre ella, no es mayor debido a la menor altura de columna de cerro con respecto al sector oeste del polígono de reservas donde efectivamente el efecto pilar es mayor dado que la topografía se encuentra teóricamente a cotas mayores
A modo de perfeccionar el presente estudio, sería recomendable incluir análisis adicionales de simulación de algunos de los riesgos geomecánicos descritos en este Trabajo de Titulación, como lo son los estallidos de roca o colapsos, que pudieran generar detención de áreas productivas y generar mermas en la curva de producción, afectando los retornos en la evaluación.
A modo de perfeccionar el presente estudio, sería recomendable realizar mayores análisis basados en interferencia interior mina, los cuales a menudo generan retrasos en las obras.
Se recomienda evaluar la opción de contratar capacidad de preparación externa adicional para la etapa previa a modo de preparar los 21.000 m2 de área requerida al primer año en manera acelerada, lo cual podría eventualmente mejorar aún más la rentabilidad de la alternativa. Cabe destacar que adjunto se necesitaría un análisis de interferencia interior mina.
Acorde a la matriz de sustentabilidad de ambos casos, se tiene una participación menor (<10%) de reservas probables durante la vida del proyecto, lo cual constituye un riesgo para el negocio, aun cuando este es bajo.
146
CA PÍTU L O VIII REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS
1. Raúl Banfi Letelier: “Metodología para la transición desde Hundimiento Convencional a Hundimiento Previo y viceversa, para Método Panel Caving en roca primaria, Mina El Teniente”, Trabajo de Titulación Universidad de Santiago de Chile, Santiago, Chile, 2010. 2. Rodrigo Zepeda Araya: “Metodología para la fortificación de bloques estructurales en roca primaria, Mina el Teniente”, Trabajo de Titulación Universidad de Santiago de Chile, Santiago, Chile, 2004. 3. Mauricio Cordero Vergara.: “Planificación estratégica de un Panel Caving” Trabajo de Titulación Universidad de Santiago de Chile, Santiago, Chile, 2010. 4. Carolina Arcos Troncoso: “Metodología para la selección del piso de hundimiento en Panel Caving”, Trabajo de Titulación Universidad de Santiago de Chile, Santiago, Chile, 2012. 5. Edgar Adam Ricke.: “Curso de Planificación Subterránea Minera”, Departamento de Ingeniería en Minas, Universidad de Santiago de Chile, Primer Semestre, 2013. 6. Patricio Cavieres Rojas.: “Curso de Geomecánica Aplicada a Panel Caving”, Departamento de Ingeniería en Minas, Universidad de Santiago de Chile, Segundo Semestre, 2013. 7. “GEOMECHANICAL BEHAVIOUR DURING THE EXPLOTATION OF CONVERGING SECTO RS IN EL TENIENTE MINE” ,
Hǻkan Schunnesson rling ordlund ditors, MassMin 2008, 9 al 10 de
Junio año 2008, Luleå, Suecia. 8. “CONTROL OF INDUCED SEISMICITY AT EL TENIENTE MINE, CODELCO - CHILE”, The Australasian Institute of Mine and Metallurgy: MassMin 2000, 29 de octubre al 2 de Noviembre año 2000, Brisbane, Queensland. 9. Precio metales, sitio web: “http://knoema.es/prujshc/copper-prices-forecast-long-term-to-2025 ” 10. Precio metales, sitio web: “www.consensuseconomics.com/Con2/Copper_Price_Forecasts.htm ” 11. “CURRENT PRACTICES AND TRENDS IN CAVE MINING” , Massmin 2004, 22 al 25 de Agosto año 2004, Santiago, Chile.
147
ANEXOS
148
ANEXO A Información de tablas y gráficos
149
Tabla A.1: Plan de producción final, caso secuencia desde caving virgen. Año 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20
Área Area Producción Ley Cu Ley Mo Ley As Area Velocidad hundida Agotada (tpd) (%) (%) (ppm) Activa(m2) (tpd/m2) (m2) (m2) 7,200 1,920 0 1.16 0.14 700 7,200 0.27 8,000 5,950 0 1.23 0.15 739 15,200 0.44 8,000 10,000 0 1.20 0.14 722 23,200 0.77 8,000 14,000 7,200 1.07 0.13 640 31,200 0.48 8,000 14,000 1,000 1.06 0.13 635 32,000 0.44 8,000 14,000 7,100 1.14 0.14 682 39,000 0.36 8,000 14,000 2,000 0.99 0.12 591 39,900 0.35 8,000 14,000 9,500 0.95 0.11 569 45,900 0.31 8,000 14,000 6,200 0.98 0.12 589 44,400 0.32 8,000 14,000 4,100 0.90 0.11 540 46,200 0.30 8,000 14,000 11,600 0.77 0.09 463 50,100 0.28 8,000 14,000 8,400 0.89 0.11 537 46,500 0.30 8,000 14,000 5,500 0.85 0.10 512 46,100 0.30 8,000 14,000 16,000 0.73 0.09 440 48,600 0.29 8,000 14,000 6,600 0.88 0.11 529 40,600 0.34 6,800 14,000 16,100 0.64 0.08 382 40,800 0.34 0 8,100 11,000 0.68 0.08 408 24,700 0.33 0 7,150 500 0.89 0.11 531 13,700 0.52 0 7,150 11,300 0.57 0.07 344 13,200 0.54 0 963 1,900 0.49 0.06 291 1,900 0.51
CuR (%) 89.9 89.7 89.6 88.8 89.1 88.0 89.0 85.6 85.3 86.0 84.6 83.4 87.1 83.1 85.2 83.8 87.4 88.8 87.6 88.6
Res. Res. WI Probadas Probables (kwh/tc) (%) (%) 12.9 34.7 65.3 13.0 83.1 16.9 13.0 93.6 6.4 13.0 88.8 6.2 13.0 94.1 1.4 12.7 93.8 1.9 12.9 95.1 0.6 12.0 80.0 11.5 11.9 88.8 3.5 12.2 91.3 2.8 11.8 86.2 3.9 11.8 81.6 6.9 12.9 93.0 4.6 11.9 70.2 13.9 13.0 73.8 19.6 12.7 86.3 5.8 14.3 86.5 13.4 14.9 91.6 8.4 14.4 86.5 13.5 14.8 71.8 28.2
Rec. Inferido (%) 0.0 0.0 0.1 5.0 4.5 4.3 4.4 8.5 7.8 5.9 9.9 11.4 2.3 15.9 6.6 7.8 0.1 0.0 0.0 0.0
Tabla A.2: Plan de producción final, caso secuencia desde caving conectado. Área Area Producción Ley Cu Ley Mo Ley As Area Velocidad Año hundida Agotada (tpd) (%) (%) (ppm) Activa(m2) (tpd/m2) (m2) (m2) 1 11,000 2,860 0 0.98 0.12 590 11,000 0.26 2 11,000 6,000 0 0.93 0.11 559 22,000 0.27 3 11,000 10,000 5,100 0.72 0.09 433 33,000 0.30 4 11,000 13,325 6,600 0.81 0.10 483 38,900 0.34 5 11,000 14,000 9,000 0.69 0.08 416 43,300 0.32 6 11,000 14,000 9,500 0.73 0.09 438 45,300 0.31 7 11,000 14,000 10,300 0.92 0.11 555 46,800 0.30 8 11,000 14,000 7,700 0.94 0.11 564 47,500 0.29 9 11,000 14,000 11,700 0.86 0.10 517 50,800 0.28 10 11,000 14,000 6,600 0.96 0.11 573 50,100 0.28 11 11,000 14,000 4,000 0.98 0.12 587 54,500 0.26 12 5,000 14,000 9,800 0.94 0.11 567 55,500 0.25 13 0 14,000 6,300 1.04 0.13 625 45,700 0.31 14 0 14,000 8,000 1.14 0.14 685 39,400 0.36 15 0 14,000 6,400 0.97 0.12 582 31,400 0.45 16 0 9,790 9,200 1.07 0.13 641 25,000 0.39 17 0 9,850 4,300 1.01 0.12 602 15,800 0.62 18 0 9,000 1,000 1.04 0.12 622 11,500 0.78 19 0 7,230 8,500 0.66 0.08 396 10,500 0.69 20 0 1,190 2,000 0.44 0.05 263 2,000 0.59
CuR (%) 87.3 86.5 85.7 86.9 87.6 87.0 87.3 86.2 85.6 86.3 88.5 87.1 86.9 87.6 84.6 85.5 85.8 88.1 82.9 86.1
Res. Res. WI Probadas Probables (kwh/tc) (%) (%) 14.5 28.8 62.4 14.4 57.9 38.6 14.0 73.9 23.1 14.0 79.6 20.2 14.1 93.8 5.7 13.6 85.3 12.9 13.2 88.2 9.6 12.4 92.7 1.4 12.1 88.6 4.6 12.1 89.7 4.3 12.7 97.8 1.3 12.0 87.8 6.0 12.0 91.7 2.5 12.3 93.9 1.3 11.5 83.2 3.6 11.9 89.1 0.0 12.1 81.3 7.4 12.8 95.9 1.2 11.1 73.8 0.0 12.0 57.9 0.0
Rec. Inferido (%) 8.8 3.5 3.0 0.2 0.5 1.8 2.2 5.9 6.8 5.9 0.9 6.3 5.8 4.8 13.3 10.9 11.3 2.9 26.2 42.1
150
Tabla A.3: Simulación de la extracción secuencia iniciada por caving virgen. Periodo
Área incorporada (m2)
Producción Proyectada (ktpa)
Área agotada (m2)
Área activa (m2)
Velocidad (tpd/m2)
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 SUMA O PROMEDIO
7,200 8,000 8,000 8,000 8,000 8,000 8,000 8,000 8,000 8,000 8,000 8,000 8,000 8,000 8,000 6,800 0 0 0 0 126,000
690 2,143 3,600 5,041 4,854 5,040 5,040 5,040 5,040 5,040 5,040 5,040 5,040 5,040 5,000 4,000 3,600 2,720 1,940 1,450 80,398
0 0 0 7,200 1,000 7,100 2,000 9,500 6,200 4,100 11,600 8,400 5,500 16,000 6,600 16,100 11,000 500 11,300 1,900 126,000
7,200 15,200 23,200 31,200 32,000 39,000 39,900 45,900 44,400 46,200 50,100 46,500 46,100 48,600 40,600 40,800 24,700 13,700 13,200 1,900 32,520
0.27 0.44 0.77 0.48 0.44 0.36 0.35 0.31 0.32 0.30 0.28 0.30 0.30 0.29 0.34 0.34 0.33 0.52 0.54 0.51 0.39
Tabla A.4: Simulación de la extracción secuencia iniciada por caving conectado. Periodo
Área incorporada (m2)
Producción Proyectada (ktpa)
Área agotada (m2)
Área activa (m2)
Velocidad (tpd/m2)
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 SUMA O PROMEDIO
11,000 11,000 11,000 11,000 11,000 11,000 11,000 11,000 11,000 11,000 11,000 5,000 0 0 0 0 0 0 0 126,000
1,800 3,600 5,040 5,040 5,040 5,040 5,040 5,040 5,040 5,040 5,040 5,040 5,040 5,040 5,040 5,040 4,000 2,000 1,000 82,960
0 0 8,700 12,600 5,300 13,100 9,400 2,500 6,400 13,900 5,100 1,100 9,900 12,400 5,800 5,200 6,100 5,200 3,300 126,000
11,000 22,000 33,000 35,300 33,700 39,400 37,300 38,900 47,400 52,000 49,100 49,000 47,900 38,000 25,600 19,800 14,600 8,500 3,300 31,884
0.26 0.39 0.42 0.39 0.42 0.36 0.31 0.36 0.30 0.27 0.29 0.29 0.29 0.37 0.55 0.67 0.74 0.76 0.59 0.42
151
Tabla A.5: Datos Curva Tonelaje Ley Cobre Min
Ma x
Ma rca Cla se
Fre cue ncia
Fre c. %
Frec. % Acum. Le y Me dia % Le y de Corte % Tone la je [t]
0.00
0.24
0.12
73,728
67.78
100.00
0.44
0.00
135,797,508
0.24
0.49
0.37
3,248
2.99
32.22
1.12
0.24
7,627,194
82,768,131
0.49
0.73
0.61
4,430
4.07
29.24
1.19
0.49
10,362,510
75,140,937
0.73
0.98
0.85
7,396
6.80
25.16
1.29
0.73
17,387,001
64,778,427
0.98
1.22
1.10
6,957
6.40
18.37
1.45
0.98
16,428,726
47,391,426
1.22
1.46
1.34
4.89
11.97 7.08
1.46
12,607,056 8,512,029
30,962,700
3.29
1.64 1.85
1.22
1.59
1.71
5,321 3,582
1.46
18,355,644
1.71
1.95
1.83
1,977
1.82
3.79
2.07
1.71
4,717,854
9,843,615
1.95
2.19
2.07
1,119
1.03
1.97
2.30
1.95
2,675,727
5,125,761
2.55
1,270,575
2,450,034
Tone la je Acum [t] 218,565,639
2.19
2.44
2.32
530
0.49
0.94
2.19
2.44
2.68
2.56
263
0.24
0.45
2.80
2.44
630,027
2.68
2.93
2.80
117
0.11
0.21
3.07
2.68
280,422
549,432
2.93
3.17
3.05
49
0.05
0.10
3.34
2.93
117,567
269,010
3.17
3.41
3.29
25
0.02
0.06
3.57
3.17
60,075
151,443
3.41
3.66
3.54
16
0.01
0.03
3.75
3.41
38,502
91,368
3.66
3.90
3.78
0.01
0.02 0.01
3.90
31,239 14,418
52,866
0.01
4.02
3.91 4.10
3.66
4.15
3.90
13 6
21,627
4.15
4.39
4.27
3
0.00
0.00
4.27
4.15
7,209
7,209
1,179,459
Tabla A.6: Datos Curva Tonelaje Ley Cobre completo recursos medidos Min
Ma x
Ma rca Cla se
0.00
0.27
0.13
Fre cue ncia
5,640
Frec. %
0.27
0.54
0.40
0.54
0.80
0.67
2,328 5,102
0.80
1.07
0.94
7,330
1.07
1.34
1.20
1.34
1.61
1.47
1.61
1.87
1.74
1.87
2.14
2.01
2.14
2.41
2.41
Frec. % Acum. Le y Me dia % Le y de Corte % Tone la je [t]
Tone la je Acum [t]
1 5.47
100.00
1.00
0.00
13,229,361
6.39
84.53
0.54
5,478,732 11,952,306
72,857,565
78.14
1.16 1.23
0.27
13.99
67,378,833
20.11
64.15
1.35
0.80
17,277,156
55,426,527
6,282
17.23
44.04
1.53
1.07
14,878,125
38,149,371
4,546
12.47
26.81
1.75
1.34
10,783,008
23,271,246
2,632
7.22
14.34
1.98
1.61
6,273,972
12,488,238
1,410 664
3.87
7.12
2.14
3,372,687 1,590,336
6,214,266
3.25
1.82
2.23 2.50
1.87
2.28
2.68
2.54
290
0.80
1.43
2.78
2.41
694,548
2.68
2.94
2.81
122
0.33
0.64
3.07
2.68
292,491
2.94
3.21
3.08
54
0.15
0.30
3.35
2.94
129,582
264,204
3.21
3.48
3.35
24
0.07
0.15
3.61
3.21
57,726
134,622
3.48
3.75
3.61
16
0.04
0.09
3.81
3.48
38,448
76,896
3.75
4.02
3.88
10
0.03
0.04
4.02
3.75
24,030
38,448
4.02
4.28
4.15
0.01
0.02 0.01
4.28
9,612 4,806
14,418
0.01
4.42
4.24 4.42
4.02
4.55
4.28
4 2
4,806
86,086,926
2,841,579 1,251,243 556,695
152
Tabla A.7: Datos Curva Tonelaje Ley Cobre completo recursos medidos e indicados Min
Ma x
Ma rca Cl ase
0.00
0.26
0.13
0.26
0.53
0.40
0.53
0.79
0.66
0.79
1.06
0.93
1.06
1.32
1.19
1.32
1.59
1.45
1.59
1.85
1.72
1.85
2.12
1.98
2.12
2.38
2.25
2.38
2.64
2.51
2.64
2.91
2.78
2.91
3.17
3.04
3.17
3.44
3.31
3.44
3.70
3.57
3.70
3.97
3.83
3.97
4.23
4.10
4.23
4.50
4.36
Fre cue ncia
7,831 2,990 5,558 8,024 6,879 4,887 2,824 1,544 727 306 145 59 24 17 13 4 2
Fre c. %
Fre c. % Acum . Le y Me di a % Le y de Corte % Tone la je [t]
18.72
100.00
7.15
81.28
13.29
74.13
19.18
60.85
16.44
41.67
11.68
25.22
6.75
13.54
3.69
6.79
1.74
3.10
0.73
1.36
0.35
0.63
0.14
0.28
0.06
0.14
0.04
0.09
0.03
0.05
0.01
0.01
0.00
0.00
0.95 1.14 1.21 1.33 1.51 1.73 1.96 2.20 2.47 2.75 3.02 3.31 3.58 3.77 3.95 4.19 4.36
0.00
0.26
0.53
0.79
1.06
1.32
1.59
1.85
2.12
2.38
2.64
2.91
3.17
3.44
3.70
3.97
4.23
18,397,611 7,034,868 13,016,484 18,886,248 16,272,063 11,585,943 6,728,265 3,689,946 1,740,420 732,744 347,670 141,597 57,672 40,905 31,239 9,612 4,806
Tone la je Acum [t]
98,718,093
80,320,482
73,285,614
60,269,130
41,382,882
25,110,819
13,524,876
6,796,611
3,106,665
1,366,245
633,501
285,831
144,234
86,562
45,657
14,418
4,806
Tabla A.8: Datos Curva Tonelaje Ley Molibdeno (%) Min
Ma x
Ma rca Cl ase
Fre cue ncia
Fre c. %
0.00
0.03
0.01
73,852
67.89
100.00
0.05
0.00
136,089,432
0.03
0.06
0.04
3,287
3.02
32.11
0.13
0.03
7,716,141
82,476,207
0.06
0.09
0.07
4,825
4.44
29.09
0.14
0.06
11,291,472
74,760,066
0.09
0.12
0.10
7,640
7.02
24.65
0.16
0.09
17,967,951
63,468,594
0.12
0.15
0.13
6,918
6.36
17.63
0.18
0.12
16,347,195
45,500,643
0.15
0.18
0.16
5,253
4.83
11.27
0.20
0.15
12,449,340
29,153,448
0.18
0.21
0.19
3,267
3.00
6.44
0.23
0.18
7,769,529
16,704,108
0.21
0.24
0.22
1,837
1.69
3.44
0.25
0.21
4,381,551
8,934,579
0.24
0.27
0.25
1,014
0.93
1.75
0.28
0.24
2,427,822
4,553,028
0.27
0.30
0.28
477
0.44
0.82
0.31
0.27
1,141,713
2,125,206
0.30
0.33
0.31
209
0.19
0.38
0.35
0.30
501,345
983,493
0.33
0.36
0.34
89
0.08
0.18
0.38
0.33
213,651
482,148
0.36
0.39
0.37
51
0.05
0.10
0.41
0.36
121,860
268,497
0.39
0.42
0.40
28
0.03
0.06
0.43
0.39
67,338
146,637
0.42
0.45
0.43
18
0.02
0.03
0.46
0.42
43,254
79,299
0.45
0.48
0.46
9
0.01
0.01
0.48
0.45
21,627
36,045
0.48
0.51
0.49
4
0.00
0.01
0.50
0.48
9,612
14,418
0.51
0.54
0.52
2
0.00
0.00
0.52
0.51
4,806
4,806
Fre c. % Acum . Le y Me di a % Le y de Corte % Tone la je [t]
Tone la je Acum [t] 218,565,639
153
Tabla A.9: Datos Curva Tonelaje Ley Arsénico (%) Min
Ma x
Ma rca Cla se
0.00
0.01
0.01
Fre cue ncia
73,832
Fre c. % 67.87
Fre c. % Acum . Le y Me di a % Le y de Corte % Tone la je [t] 100.00
0.03
0.00
0.01
0.03
0.02
3,315
3.05
32.13
0.07
0.01
0.03
0.04
0.04
4,816
4.43
29.08
0.07
0.03
0.04
0.06
0.05
7,567
6.96
24.65
0.08
0.04
0.06
0.07
0.07
6,903
6.35
17.70
0.09
0.06
0.07
0.09
0.08
5,196
4.78
11.35
0.10
0.09
0.10
0.10
3,391
3.12
6.57
0.11
0.10
0.12
0.11
1,831
1.68
3.46
0.13
0.12
0.13
0.13
1,029
0.95
1.77
0.13
0.15
0.14
465
0.43
0.83
0.15
0.16
0.16
223
0.21
0.16
0.18
0.17
108
0.18
0.19
0.19
48
0.19
0.21
0.20
24
0.21
0.22
0.22
18
0.22
0.24
0.23
7
0.24
0.25
0.25
0.25
0.27
0.26
Tone la je Acum [t]
136,043,496
7,777,899
82,522,143
11,274,678
74,744,244
17,795,115
63,469,566
16,310,367
45,674,451
0.07
12,314,583
29,364,084
0.09
8,059,815
17,049,501
0.10
4,371,147
8,989,686
0.14
0.12
2,462,427
4,618,539
0.16
0.13
1,113,723
2,156,112
0.40
0.17
0.15
533,628
0.10
0.19
0.19
0.16
259,398
0.04
0.10
0.20
0.18
114,741
249,363
0.02
0.05
0.22
0.19
57,726
134,622
0.02
0.03
0.23
0.21
43,254
76,896
0.01
0.01
0.24
0.22
16,821
33,642
4
0.00
0.01
0.25
0.24
9,612
16,821
3
0.00
0.00
0.26
0.25
7,209
7,209
Tabla A.10: Datos Histograma de densidad Min
Max
Marca Clase
0.00
0.15
0.08
0.15
0.31
0.31
Frecuencia
%
15,462
14.21
0.23
141
0.13
0.46
0.39
117
0.11
0.46
0.62
0.54
106
0.10
0.62
0.77
0.69
88
0.08
0.77
0.92
0.85
74
0.07
0.92
1.08
1.00
83
0.08
1.08
1.23
1.16
91
0.08
1.23
1.39
1.31
196
0.18
1.39
1.54
1.46
174
0.16
1.54
1.69
1.62
241
0.22
1.69
1.85
1.77
188
0.17
1.85
2.00
1.93
337
0.31
2.00
2.16
2.08
90
0.08
2.16
2.31
2.23
324
0.30
2.31
2.46
2.39
3,989
3.67
2.46
2.62
2.54
32,321
29.71
2.62
2.77
2.70
54,758
50.34
218,565,639
1,042,389 508,761
154
Tabla A.11: Datos Histograma de recuperación Min
Max
Marca Clase
0.00
5.31
2.65
5.31
10.62
10.62
Frecuencia
%
7.96
63,251 0
58.15 0.00
15.93
13.27
0
0.00
15.93
21.24
18.58
0
0.00
21.24
26.55
23.89
0
0.00
26.55
31.86
29.20
31.86
37.17
34.51
0 0
0.00 0.00
37.17
42.48
39.82
0
0.00
42.48
47.79
45.13
0
0.00
47.79
53.10
50.44
0
0.00
53.10
58.41
55.75
2,992
2.75
58.41
63.72
61.06
127
0.12
63.72
69.03
66.37
69.03
74.34
71.68
88 256
0.08 0.24
74.34
79.65
76.99
208
0.19
79.65
84.96
82.30
84.96
90.27
87.61
3,204 31,114
2.95 28.60
90.27
95.58
92.92
7,540
6.93
Tabla A.12: Datos Histograma de dureza Min
Max
Marca Clase
0.00
0.15
0.08
0.15
0.31
0.31
Frecuencia
%
15,462
14.21
0.23
141
0.13
0.46
0.39
117
0.11
0.46
0.62
0.54
106
0.10
0.62
0.77
0.69
88
0.08
0.77
0.92
0.85
74
0.07
0.92
1.08
1.00
83
0.08
1.08
1.23
1.16
91
0.08
1.23
1.39
1.31
196
0.18
1.39
1.54
1.46
174
0.16
1.54
1.69
1.62
241
0.22
1.69
1.85
1.77
188
0.17
1.85
2.00
1.93
337
0.31
2.00
2.16
2.08
90
0.08
2.16
2.31
2.23
324
0.30
2.31
2.46
2.39
3,989
3.67
2.46
2.62
2.54
32,321
29.71
2.62
2.77
2.70
54,758
50.34
155
Tabla A.13: Cálculo tiempo de conexión del primario en área mínima de socavación CAVING VIRGEN Velocidad In Situ (ton/m2-día) 0.100 0.260 O D I 0.290 G N I 0.330 R T S 0.380 E R 0.430 0.500
Altura LI (m) LS (m) 0 5 5 10 5 20 20 30 30 39 39 49 49 59
%E Prim. 2.5 5 10 15 20 25 30
A [m/d]
días
0.04 132 0.10 51 0.11 134 0.13 79 0.14 68 0.16 60 0.19 52 t conec 30% primario
años 0.37 0.14 0.37 0.22 0.19 0.17 0.14 1.60
156
ANEXO B Información de diseño
157
Tabla B.1: Cota de los niveles a desarrollar en la explotación Nivel
Cota (msnm)
Distancia al UCL (m)
Nivel de Hundimiento
2,025.5
0
Nivel de Producción
2,005.5
20
Subnivel de Inyección
1,987.5
38
Subnivel de extracción
1,969.5
56
Nivel de Acarreo
1,949.5
76
Figura B.1: Perfil esquemático de la disposición de niveles en el caso estudio.
Figura B.2: Malla de extracción tipo Teniente 15x20 m.
158
ANEXO C Información de la evaluación técnico-económica
159
Tabla C.1: Contrato de venta para concentrado de cobre y molibdeno. CONTRATO DE VENTA PARA CONCENTRADO DE COBRE Y CONCENTRADO DE MOLIBDENO
Concentrado Cu Concentrado Mo
CALIDAD REQUERIDO DE CONCENTRADO Elemento Valor Unidad Cobre 30 % Oro 2.4 oz/t conc Plata 0.2 oz/t conc Molibdeno 50 % PRECIOS
Concentrado Cu Concentrado Mo
Elemento Cobre Oro Plata Molibdeno
Elemento Cobre Concentrado Cu
Concentrado Mo
Concentrado Cu Concentrado Mo
Concentrado Cu Concentrado Mo
Humedad Concentrado Pérdidas por Tránsito Humedad Recibido Costos de Transporte (Patio-Puerto) Flete Oceánico Seguro, Estibaje y Costos Financieros
Concentrado Cu Concentrado Mo
Oro Plata Molibdeno
Fundición Refinación Fundición Refinación
Parámetro Arsénico % Humedad % Humedad %
9 1 8.5 42 6 5
Valor 2.80 0.00 0.00 13.00
Participación en el precio 0 0 0 0
US$/lb US$/ozt US$/ozt US$/Lb
PAGO Y DEDUCCIÓN METALÚRGICAS Intervalo de deducción < 29 % >29 % 0.04 oz 0.06 oz < 50 % >=50 %
Pago 1.0 1.1 6 25 1.0 1.5
CARGOS POR TRATAMIENTO 100 US$/tms 0.19 US$/lb Cu fino 5 US$/tms 0.05 US$/lb DESCUENTOS COMERCIALES Máximo permitido Castigo 0.2 3 8.5 0.6 8.5 0.6
Concentrado de Cu % % % US$/tmh US$/tmh US$/tmh
9 1 8.5 42 6 5
CARACTERÍSTICAS DEL CONCENTRADO Elemento Valor Unidad Cobre 33 % Oro 1.3 oz/t conc. Plata 3.2 oz/t conc. Molibdeno 52 %
Escala 0.1 1 1
Concentrado de Mo % % % US$/tmh US$/tmh US$/tmh
% % c/oz c/oz % %
98.0% 95% 95% 95.0%
160
Tabla C.2: Desglose de desarrollos proyectados verticales y horizontales
d a d i 8 8 t - - - - - - - - - - - - - - - 7 3 4 - - 1 1 - - n a C
) m / $ S 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 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 U 0 0 0 0 5 5 7 5 2 2 2 0 5 5 5 5 0 5 8 0 0 6 6 0 ( 2 0 7 4 4 7 4 4 4 4 4 4 4 4 0 6 6 7 4 4 3 3 3 1 7 o t s o C
) m ( 2 0 8 8 d . 0 0 0 0 0 0 0 0 0 2 0 0 7 0 5 5 4 2 3 5 0 u 7 7 0 5 5 8 0 5 5 8 0 0 0 5 1 8 2 1 1 3 1 5 t 0 0 0 6 2 2 3 4 4 4 4 4 4 5 5 i 4 4 7 2 1 1 1 4 1 g n o L
n a a t a t a t a t a t a t a a t a t a t a a ó i t t t e l e c e t e l e l e l e l e l e l e e l e l e l e l e l l a l l c p p p p p p p p - - p p p p - - - p p - - - - p i f m m i m m m m m m m m m m m m i i m t o o o o o o o o S S o o o o o r C C C C C o C C C C C C C C F
) 2 m ( 5 6 6 6 6 8 8 8 8 n 5 5 6 6 2 . 8 1 1 1 1 1 1 1 1 1 ó i 2 2 1 1 0 3 c c e S
] ] ] m [ m m ] [ m [ [ 5 , 5 , 3 1 1 3 = = 3 2 = = o o 5 = = 9 9 o r r o t t 2 r r D D t t e e e e m m m m á á i á i á i i D D D D
o t n ) n o s ) s e i e e i c o e u u a e t m l q q i i i i r r d t p p r o n n a e e p u e c s d d n H V A n ó o o i e e e a r r c d d r e e l d a l l l T c a i m m r e n n e e e n ú ú e d v v v ó i i i i ó u l n ( n n c i ( e N N N e c c i m l v c t A T a e r o a m - - - i n r p e n n n N o c i N N n t ó p i ó x y o ó y c d ó n i i i i P A c n n c c e i s n e c c c o o i n n N N ó c i t c c c e s r r a e e i ó ó i r e c c a i t r c e p o u u u r i o o ) c r c c x y f c d d d a c s s a i f i t s c o p c a a n o r o r o c e r e e i r r d s r e p p t u A s e y e e e e l n P P P A d S s s d x c W a l l l l W S n d d p p e a a - - o c r r a r e i u s u v - r s d e e e E E N a t e a t t i s s s j N e e a a i v i v i v i v s s p n n e e d e e i d n n n a r a s r a a e a u d d e ó d d N N N N r s s e s o e r d z ( s s a n i ó i í a í a a a a a e e a n a í í í e e x x c s d c e c s s s r r p p p p c e e r r a a u u e e m m e e r e e l e z e e l e l e j e l e m m m m b e l l l i i n n l b l b b l l n u q q a a a a a a a a a r a a a a a i i a a h h o o a G G R R R R C C C C C C C C Z P P G G C C C C G
s o s e c c A y n ó i c a c i n u m o C
o t n e i m i d n u h e d l e v i N
n ó i c c u d o r p e d l e v i N
n ó i c a l i t n e v e d l e v i N
o e r r a c A e d l e v i N
2 . 8 3 1 2 3 9 6 2 2
] m [ S ] E [ m L A S T E N L O A C Z I I R T R O E H V S S E E R R O O B B A A L L E E D D L L A A T T O O T T D D U U T I T I G G N N O O L L
161
Tabla C.3: Equipos de minería subterránea y características EQUIPOS MINERÍA SUBTERRÁNEA Y CARÁCTERÍSTICAS Cargador LHD 13 yd3 Capacidad [t] Rendimiento [t/hr] Utilización efectiva Horas efectivas al día [hr/día] Consumo combustible [L/hr] Velocidad media [km/hr] Tiempo carga [min] Tiempo descarga [min] Maniobras [min] Tiempo ciclo [min] Vida útil [hr] Vida útil [años] Valor adquisición [KUS$]
16.04 346.47 72% 17.28 32 10 0.5 0.4 0.38 2 30000 4 700
Martillo semiestacionario Vida útil [hr] Vida útil [años] Disponibilidad mecánica [%] Rendimiento efectivo [t/hr] Valor adquisición [KUS$]
18000 4 90 650 250
Jumbo reducción secundaria Vida útil [hr] Disponibilidad mecánica [%] Rendimiento efectivo [t/hr] Consumo combustible [L/hr] Vida útil [años] Valor adquisición [KUS$]
15000 80 1000 20 6 450
Jumbo de avance 2 brazos Avance promedio [m/disparo] Rendimiento [hr/disparo] Rendimiento [m/mes] Potencia [kW] Tiempo efectivo [hr/turno] Turnos de operación efectiva (turno/día) Di sponi bi li dad me cáni ca [ %] Vida útil [años] Valor adquisición [KUS$] Jumbo radial Rendi miento en zanjas (m2/hr) Re ndi mi ent o e n t iros l argos [ m/ día] Potencia [kW] Tiempo efectivo [hr/turno] Turnos de operación (turno/día) Disponibilidad mecánica [%] Vida útil [años] Valor adquisición [KUS$]
3.8 4 145 110 8 2 75 5 550
6 5 80 9 2 75 5 500
Utilitario de mantención Vida Útil (hrs) Disponibilidad Mecánica [%] Rendimiento Efectivo (hrs/año) Vida útil [años] Consumo Combustible Valor adquisición [KUS$]
20000 90 1440 14 20 100
Utilitario de uso eléctrico Vida Útil (hrs) Disponibilidad Mecánica [%] Rendimiento Efectivo (hrs/año) Vida útil [años] Consumo Combustible Valor adquisición [KUS$]
20000 90 1440 14 20 112
Vehículos livianos de servicio Vida Útil (hrs) Vida Útil [años] Disponibilidad Mecánica [%] Cantidad en sector de producción Cantidad en sector de desarrollo Valor adquisición [KUS$]
20000 5 90 2 2 450
Ventiladores principales Consumo eléctrico [kW] Factor de utilización [%] Vida útil [años] Cantidad Valor adquisición [KUS$]
6340 70 35 2 500
Ventiladores secundarios Potencia [kW] Tiempo efectivo de Trabajo [hr/turno] Turnos de Operación Efectiva [turnos/día] Vida útil [años] Disponibilidad Mecánica [%] Valor adquisición [KUS$]
26 12 6 20 80 20
Correa principal Consumo Eléctrico [kW] Factor de Utilización [%] Di sponibil idad [%] F acto r Cosumo Sin Carga [%] Vida útil [años] Valor adquisición (US$/m) Correas secundarias Consumo Eléctrico [kW] Factor de Utilización [%] Disponibilidad [%] Vida útil [años] Valor adquisición (US$/m)
6200 95 80 30 15 25000
500 95 75 10 3500
Chancadores de mandíbulas Vida Útil (hrs) Vida Útil [años] Disponibilidad Mecánica [%] Rendimiento Efectivo [t/hr] Cantidad Consumo Eléctrico [kW] Valor adquisición (kUS$/unidad)
300000 35 85 480 4 160 900
Jumbo empernador Rendimiento (m/hr) Potencia [kW] Tiempo Efectivo de Trabajo [hr/turno] Turnos de Operación Efectiva [turnos/día] Disponibilidad Mecánica [%] Vida útil [años] Valor adquisición [KUS$]
4 110 5 2 70 4 600
Equipo impulsión de shotcrete Rendimiento (m/hr) Utilización (hr/mes) Potencia Shotcreteras [kW] Ti em po E fe ct iv o d e T rab aj o [ hr/ tu rn o] Turnos de Operación Efectiva [turnos/día] Disponibilidad Mecánica [%] Vida útil [años] Valor adquisición [KUS$]
2 200 50 9 2 75 5 150
Blind Hole 2 m diámetro Vida útil [años] Potencia [kW] Rendimiento [m/día] Tiempo efectivo de Trabajo [hr/turno] Turnos de Operación Efectiva [turnos/día] Disponibilidad Mecánica [%] Valor adquisición [KUS$]
13 450 3 9 2 80 900
Camión de Bajo Perfil Capacidad [t] Rendimiento [t/hr] Utilización efectiva Horas efectivas al día [hr/día] Consumo combustible [L/hr] Velocidad media [km/hr] Tiempo carga [min] Tiempo descarga [min] Maniobras min Tiempo ciclo [min] Vida útil [hr] Vida útil [años] Valor adquisición [KUS$]
Para detalles de la evaluación Económica solicitar planilla a:
[email protected]
45 303 70 16.2 35 20 0.5 1 1 6.5 30000 5 550
162
ANEXO D Planificación del esponjamiento de bateas y socavación
163
Con objeto a precisar la forma en que se llevará a cabo la extracción del material del 30% de esponjado por concepto de apertura de bateas y del material proveniente de los 20 metros de la altura de socavación, se realizó una simulación de la producción en una mirada de corto plazo, lo cual está inserto en el contexto del plan de largo plazo mostrado en este trabajo de titulación. Se presenta a continuación una representación de la secuencia de incorporación de bateas en el área mínima a socavar de 7,200 m 2 además de información sobre el layout, cabe destacar que el criterio utilizado fue incorporar 2 bateas por mes, luego esto se realiza en 6 meses.
3 14 5 3 15 5 3 16 5 3 17 5 3 18 5 3 19 5 3 20 5 3 21 5 3 22 5 4485
1
3
5
13
15
17
31
33
35
4475
2
4
6
14
16
18
32
34
36
4465
7
9
11
25
27
29
49
51
53
4455
8
10
12
26
28
30
50
52
54
4445
19
21
23
43
45
47
61
63
65
4435
20
22
24
44
46
48
62
64
66
4425
37
39
41
55
57
59
67
69
71
4415
38
40
42
56
58
60
68
70
72
Figura D.1: Representación del área mínima a socavar Tabla D.1: Información del área mínima a socavar Antecedente Valor Área requerida para Hundibilidad (m2) 7,200 Calles de Producción (cantidad) 4 Calles Zanja (cantidad) 6 Distancia entre Calles (m) 30 Distancia entre Zanjas (m) 20 Numero de Bateas 12
164
Tabla D.2: Parámetros de diseño de batea DISEÑO DE BATEA Largo inferior de cajón (m) 11.59 Ancho inferior de cajón (m) 4.5 Altura visera (m) 9.67 Ángulo de visera 82 Distancia NP-UCL (m) 20 Altura loza (m) 3 Altura de zanja (m) 3.33 Ángulo de zanja (grados9 45 Volumen (m3) 1,220.16 Densidad insitu (t/m3) 2.63 Esponjamiento a retirar (%) 30 Tonelaje Esponjado a retirar por batea (t) 963 9,468 Tonelaje Esponjado a retirar socavado (t)
Tabla D.3: Calculo tonelaje de extracción 30% del esponjamiento 30% TONELAJE ESPONJADO Unidad BATEA SOVACACIÓN 1 963 9,468 2 963 9,468 3 963 9,468 4 963 9,468 5 963 9,468 6 963 9,468 7 963 9,468 8 963 9,468 9 963 9,468 10 963 9,468 11 963 9,468 12 963 9,468 TOTAL PARCIAL (t) 11,552 113,616 TOTAL (t) 125,168 Se observa en Tabla 54 el tonelaje total por concepto de extraer el 30% del esponjamiento. Una vez extraído el esponjamiento de la última batea, se está en condiciones de iniciar la extracción del área mínima de 7,200m 2 de forma pareja y lograr propagar el caving de manera exitosa.
