Libro Simin 2015

PORTADA

XIX Simposium de Ingeniería en Minas

SIMIN 2015 Innovación, Energía y Minería

XIX Simposium de Ingeniería en Minas

26-28 de Agosto, 2015 Santiago-Chile

EDITORES Omar Sepúlveda Camila Ojeda Alejandro González Constanza Contreras

CONTENIDOS COMITÉ SIMIN 2015

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PRÓLOGO

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AGRADECIMIENTOS

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CAP.1: “INNOVACIÓN Y DESARROLLO MINERO

10

EFECTOS EN EL PROCESO DE BENEFICIO MINERO DE ELEMENTOS DE FORTIFICACIÓN BASADOS EN COMPÓSITOS 11 HÍBRIDOS MEJORAS AL MÉTODO DE ANÁLISIS DEL DISEÑO BANCO BERMA APLICADO A MINERÍA A CIELO ABIERTO 21 TRANSICIÓN OPEN PIT TO UNDERGROUND 33 SISTEMA INTEGRADO DE ANÁLISIS Y REPORTABILIDAD 40 REPORTABILIDAD DE CONTRUCTIBILIDAD CO NTRUCTIBILIDAD MINERA MODELAMIENTO AVANZADO DE TRONADURA EN DIVISIÓN EL TENIENTE 51 EVALUACIÓN IN-SITU DE ELEMENTOS DE FORTIFICACIÓN MEDIANTE TÉCNICAS GEOFÍSICAS 61 SISTEMA DE PERFORACIÓN WASSARA 69 CAP.2: “SUSTENTABILIDAD Y ENERGÍA”

80

ANÁLISIS DE LA SUSTENTABILIDAD LABORAL EN INGENIERÍA EN MINAS EFICIENCIA ENERGÉTICA EN MINERÍA: UNA OPORTUNIDAD EN TIEMPOS DIFÍCILES

81 93

CAP.3: “PRODUCTIVIDAD Y COSTOS”

101

MODELO DE COSTO BASADO EN ACTIVIDADES PARA LA GESTIÓN DE OPERACIONES DE UNA MINA SUBTERRÁNEA 102 PLAN DE PRODUCTIVIDAD Y COSTOS – MINA SUBTERRÁNEA – DIVISIÓN ANDINA (2012 – 2014) 112 MINERÍA CONTINUA DE SUPERFICIE CON MÁQUINA DE EXTRACCIÓN 124 CAP.4: “PROYECTOS MINEROS”

130

VALORACIÓN DE ACTIVOS MINEROS POR OPCIONES REALES BAJO RIESGO E INCERTIDUMBRE 131 ESTATUS ACTUAL Y FILOSOFÍA OPERACIONAL PROYECTO MINA CHUQUICAMATA SUBTERRÁNEA 144 PANORAMA DE LA MINERÍA EN BRASIL: CONTEXTOS Y NUEVAS TENDENCIAS 152 NUEVA ESTRATEGIA DE CRECIMIENTO DE MINA ESMERALDA 163 DISEÑO DE FORTIFICACIÓN DE BLOQUES A PARTIR DE INFORMACIÓN GEOLÓGICA ESTRUCTURAL, MINA EL TENIENTE 173

XIX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

COMITÉ SIMIN 2015 COMITÉ ORGANIZADOR El XIX Simposium de Ingeniería en Minas, fue organizado y realizado por estudiantes de la carrera de Ingeniería en Minas de la Universidad de Santiago de Chile, quienes conformaron este comité organizador SIMIN 2015.

Claudia Acevedo Presidenta Santiago Medina Vicepresidente

Departamento de Logística Alberto Fernández Alejandro González Camila Astorga Camila Ojeda Kevin Becar

Miembros Directores Paula Díaz Directora de Adquisiciones Dagoberto Fuentes Director de Gestión de Proyectos Omar Sepúlveda Director de Logística Nicolás Correa Director de Marketing Ignacia Vega Directora de Relaciones Publicas

Departamento de Marketing Constanza Contreras Diego Valdés Manuel Fuentes

Departamento de Relaciones Públicas Catalina Badilla Dagoberto Obreque Eduardo Vargas Felipe Aguilera Francisca Pérez Issa Espinoza Miguel Arratia Miguel Figueroa Pablo Ramírez

Departamento de Adquisiciones Álvaro Villarroel Bárbara Marmolejo Cristóbal Rodríguez Jaime González Nicolás Palma

Departamento de Gestión de Proyectos Christian Cancino Felipe Sierpe Gabriela Sariego Renato Guerrero

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COMITÉ ASESOR El comité asesor lo conformaron profesionales con vasta experiencia en el rubro de la minería, quienes tuvieron como labor apoyar y dar consejo respecto a las líneas programáticas definidas en esta nueva versión de SIMIN 2015.

Hernán Menares Vicepresidente de Operaciones, Grupo Antofagasta Minerals Juan Pablo González Presidente, Comisión Calificadora de Competencias en Recursos y Reservas Mineras Leopoldo Contreras Presidente, Instituto de Ingenieros de Minas de Chile Marcos Márquez Vicepresidente Mina, Compañía Minera Doña Inés de Collahuasi

COMITÉ REVISOR El comité revisor lo conformaron profesionales egresados de la Universidad de Santiago, académicos del Departamento de minas de la misma institución y profesionales con experiencia tanto dentro como fuera del país. La labor de este comité consistió en guiar en la selección de los temas apropiados para el evento y apoyar al comité organizador en la revisión de los expositores interesados que deseaban presentar en SIMIN 2015.

Edgar Adam Gerente de Minería, Jacobs Chile Eduardo Contreras Profesor Asociado, DIMIN-USACH Francisco Arcos Royal School of Mines, Imperial College London Hernán Vives Analista de Inversiones y Gestión Estratégica, COCHILCO Jaime Díaz CEO y Consultor, Empresas DERK José Ascencio Profesor Asociado, DIMIN-USACH José Botín Profesor Escuela de Minas & Energía, Universidad Politécnica de Madrid José Valdivieso Consultor Medioambiental, VERSE Consultores Manuel Tejos Socio-Consultor Senior en Asuntos Ambientales y Cu mplimiento, PANGEAS Martin Pierola Director Excelencia Operacional, CODELCO División El Teniente Pedro González Superintendente Innovación y Desarrollo, CODELCO División El Teniente Ronald Guzmán Director Escuela de Minería, Universidad del Desarrollo

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PRÓLOGO Decir SIMIN es evocar parte del ADN de los mineros de la Universidad de Santiago de Chile. Desde su inicio ha enorgullecido a generación tras generación, y hoy es un punto de encuentro obligado del quehacer minero, convirtiéndose en un espacio para la discusión de los principales desafíos de nuestra actividad. Desde 1979 este Simposio se ha enfocado en los principales desafíos que vive la minería, por lo que en esta versión 2015 se ha puesto hincapié en temas de innovación, energía y minería. Creo firmemente que la innovación es la vía correcta para afrontar los tiempos difíciles a los cuales los precios de los commodities nos enfrentan de manera cíclica. Las presentaciones se han dividido en áreas temáticas, mediante cuatro bloques: Innovación y Desarrollo Minero; Sustentabilidad y Energía; Productividad y Costos; y Proyectos Mineros. En cada uno de estos bloques se recibieron más trabajos de los posibles de presentar, demostrando la importancia, lo oportuno y trascendental que resulta hacerse cargo de cada uno de estos temas en estos días. Es tremendamente satisfactorio, como académico y ex alumno de la Universidad de Santiago de Chile, comprobar la calidad de trabajos presentados, lo cual refleja por un lado el prestigio de nuestro Simposio, y por otro la excelente labor que realizó el equipo de SIMIN 2015. Adicionalmente fue un orgullo brindar apoyo a este equipo de futuros colegas, de los cuales estoy seguro sabremos grandes cosas en un futuro muy cercano. Por lo descrito, y por lo que queda en evidencia al revisar los documentos técnicos que componen este libro, con mucho orgullo es que digo “SIMIN 2015 Innovación, Energía y Minería”.

Edgar Adam R. Representante Comité Revisor SIMIN 2015 | XIX Simposium de Ingeniería en Minas

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AGRADECIMIENTOS Quiero agradecer a todos aquellos estudiantes, académicos, profesionales y empresas que hicieron posible la realización de esta XIX versión de nuestro Simposium de Ingeniería en Minas "SIMIN 2015 – Innovación, Energía y Minería". Este libro es producto de la conjunción de esfuerzo de instituciones y personas, en el cual se hace mención y reconocimiento especialmente a los exposito res participantes, por compartir su experiencia y pericia en diferentes áreas, debido a su buena disposición e invaluable aporte de conocimientos mediante sus presentaciones y trabajos. Además, se agradece a la comisión asesora del Simposium, conformada por el Presidente del Instituto de Ingenieros en Minas de Chile, Señor Leopoldo Contreras, el Vicepresidente de Operaciones de Grupo Antofagasta Minerals, Señor Hernán Menares, el Vicepresidente Mina de la Compañía Minera Doña Inés de Collahuasi, Señor Marcos Márquez Delgado, y el Presidente de la Comisión Calificadora de Competencias en Recursos y Reservas Mineras, Señor Juan González, por su colaboración y orientación, así como a la comisión revisora por su gran experiencia en la corrección y crítica de los trabajos expuestos. Se agradece a las siguientes empresas, por la confianza depositada en nuestra organización y proyecto: Auspiciadores Diamante: Maptek y Derk. Auspiciadores Oro: Codelco, Orica, BHP Billiton, Sandvik. Auspiciadores Bronce: Freeport, Moly-Cop, AC H Equipos Mineros, Veermer, Compañía Minera Doña Inés de Collahuasi, Atlas Copco y Gecamin. Colaboradores: ENAEX, IDMinig, GeoInnova y Viña Miguel Torres. Patrocinadores: Comisión Chilena del Cobre, Instituto de Ingenieros en Minas de Chile, Sociedad Nacional de Minería de Chile, Colegio de Ingenieros de Chile, Centro de Estudios del Cobre y la Minería, Ministerio de Minería del Gobierno de Chile, Departamento de Ingeniería en Minas de la Universidad de Santiago de Chile y el Departamento de Comunicaciones de la misma casa de estudio. Revista Oficial: Minería Chilena. Radio Oficial: Radio USACH Los asistentes de todas las universidades n acionales e internacionales, tales como: Pontificia Universidad Católica de Chile, Pontificia Universidad Católica del Norte, Universidad de Chile, Universidad de La Serena, Universidad Nacional de San Luis de Argentina y Universidad de Santiago de Chile. Finalmente, un agradecimiento enorme a cada una de las personas que fueron parte del Comité Organizador, que comprometieron su tiempo y responsabilidades para lograr el éxito que conllevó la realización del XIX Simposium de Ingeniería en Minas, SIMIN 2015, organizado por las y los estudiantes del Departamento de Ingeniería en Minas de la Unive rsidad de Santiago

Claudia Acevedo R. Presidenta SIMIN 2015 | XIX Simposium de Ingeniería en Minas

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Cap.1: “INNOVACIÓN Y DESARROLLO MINERO”

Cap.1:“INNOVACIÓNYDESARROLLOMINERO

10


Efectos en el proceso de beneficio minero de elementos de fortificación basados en compósitos híbridos P. Lara* 1, H. Peñaloza 1, V. Barrera 1, G. Pinilla 2 1 Instituto de Innovación en Minería y Metalúrgica IM2 – Filial 2 Gerencia de Tecnología e

CODELCO Chile

Innovación GTI – CODELCO Chile

RESUMEN Los elementos de fortificación tradicional usados en el refuerzo de las labores en minería subterránea se basan en aleaciones ferrosas, las que debido a su resistencia y ductilidad garantizan un ambiente de trabajo seguro tanto para el personal como para los equipos. En la minería de hundimiento, que es utilizada en la explotación de los yacimientos cupríferos masivos que existen en nuestro país, una vez que un bloque ha sido explotado se abandona y se procede a la profundización de las labores. Al suceder lo anterior, los sistemas de refuerzo ferrosos de los niveles abandonados se introducen en el nuevo bloque a hundir pudiendo provocar atollos en los circuitos de chancado, molienda y concentración. Para erradicar las detenciones asociadas a la introducción de los elementos de fortificación, la GTI – CODELCO junto a IM2 – Filial CODELCO han desarrollado barras hiladas de refuerzo, basadas en compósitos híbridos, las que por su materialidad podrían reemplazar al refuerzo tradicional en cuanto a sus prestaciones mecánicas sin perjudicar los procesos de beneficio metálico aguas abajo. Con el objeto de demostrar su inocuidad para el proceso productivo, estas barras híbridas han sido sometidas a ensayos de chancado, molienda y concentración a escala laboratorio. Los resultados obtenidos establecen la idoneidad de las barras híbridas como material de reemplazo de los sistemas tradicionales de refuerzo.

* Correo electrónico: [email protected]

11


INTRODUCCIÓN La minería de hundimiento usada para explotar grandes cuerpos mineralizados tales como las faenas de CODELCO, considera la existencia de diferentes niveles en su diseño. Estos niveles, una vez agotados son abandonados y la minería se profundiza. Cada uno de estos niveles requiere el uso de sistemas de soporte para brindar un ambiente de trabajo seguro principalmente para las personas y equipos. La función básica de los sistemas de refuerzo y soporte del macizo rocoso es entonces ayudarlo a autosoportarse, ya que cada vez que se realiza una excavación, la tendencia natural del macizo es ocupar el volumen vacío y retornar a la condición no perturbada. Este regreso al equilibrio se realiza a través de la redistribución de esfuerzos alrededor de la excavación, resultando en una deformación gradual de la cavidad. Sin embargo, cuando en este proceso se excede la resistencia mecánica de la roca circundante a la excavación, ésta se puede fracturar y desprender, y en casos extremos causar violentas explosiones de roca que suceden cuando se combina rocas muy duras y frágiles con una alta concentración de esfuerzos. Es en estas últimas condiciones donde los sistemas de fortificación contribuyen a crear una ambiente seguro de trabajo durante el ciclo de vida de la mina. Los sistemas tradicionales de fortificación están hechos de elementos ferrosos, debido a que exhiben una gran plasticidad, esta característica toma relevancia en el proceso de beneficio minero cuando antiguos niveles de producción quedan en la línea de subsidencia de nuevos sectores. Estos materiales en su calidad de no triturables al integrarse a las líneas de transporte y conminución pueden provocar interrupciones en la continuidad del proceso productivo. Algunas veces, este escenario crea retrasos en la planificación minera, incrementando los riesgos de no cumplimiento de los planes de producción. La manera para resolver el problema de los elementos de fortificación no triturables escogida fue diseñar y fabricar barras usando materiales capaces de soportar los esfuerzos inherentes al laboreo minero y una vez que ellos sean introducidos en el hundimiento se vuelvan triturables. Materiales compósitos basados en polímeros reforzados en fibra de vidrio modificados han sido seleccionados para este propósito, ya que ellos satisfacen ambos requerimientos. Para incrementar la capacidad de deformación de estos nuevos elementos fueron provistos con un núcleo de material con mayor deformabilidad para aprovechar el efecto hibridación (Marom et al , 1978) aplicado a los compósitos base fibra de vidrio. Las barras triturables BHH fueron

manufacturadas mediante la técnica de la pultrusión (Mazumdar, 2002).

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METODOLOGÍA La investigación se llevó a cabo en tres etapas de experimentación escala laboratorio: Fabricación y ensayos mecánicos, Conminución y Concentración.

Fabricación y ensayos mecánicos La pultrusión es una técnica de conformado usada en la fabricación de polímeros reforzados con fibras. El proceso consiste en ejercer una fuerza tractiva sobre las fibras impregnadas en el polímero a reforzar, el que se encuentra en estado líquido (resina), para luego pasar por un dado de conformado y posteriormente por un calefactor donde se produce el proceso de curado (fraguado). La pultrusión es un proceso de manufactura de compósitos de bajo costo y con altos volúmenes de producción, mediante el cual se crean piezas de sección constante de manera continua. Mediante esta técnica se fabricaron 3 tipos de barras triturables BHH de diámetro nominal ф

=22 mm designadas: BHH-X0 (sin núcleo, sólo polímero reforzado con fibra de vidrio), BHH-X1 (núcleo polímero) y BHH-X3 (núcleo cable acero ф =8 mm). Estas barras fueron sometidas a ensayos mecánicos de tracción (ASTM International, 2006) y de corte (ASTM International, 2011).

Figura 1 Ensayo de tracción (izq.) y corte (der.)

Ensayos de tracción y corte desarrollados con anterioridad (Lara & Barrera, 2013) en barras de fortificación de polímero reforzado con fibra de vidrio (PRFV) y acero arrojaron los siguientes resultados.

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Tabla 1 Propiedades mecánicas para barras patrón (ф =22 mm nominal) Barra

Resistencia Tracción

Elongación

Resistencia Corte

PRFV 70/30

502 MPa

7,26 %

158 MPa

Mercado chileno

19,14 Ton

Helicoidal acero

440 MPa

6,13 Ton 16,0 %

17,07 Ton

251 MPa 9,73 Ton

Conminución El objetivo de estas pruebas fue analizar y caracterizar granulométricamente los productos obtenidos luego de cada una de las etapas de un proceso de conminución, las pruebas de conminución contemplaron 3 etapas de chancado y 1 etapa de molienda. Para esto se consideraron 7 muestras: una muestra estándar compuesta sólo con material de la mina, mientras que el resto de las muestras contiene trozos de elementos BHH-X0, BHH-X1 y BHHX3 en proporciones másicas variables entre 5% y 10%.

Figura 2 Elementos de clasificación (izq.) y chancador (der.) usados en la prueba

Para analizar el impacto que generan estos elementos en el proceso de chancado y molienda de los minerales se realizó una comparación entre el tamaño D80 del material de la muestra estándar (sin elementos de fortificación - Muestra 0) y 6 muestras que contienen los elementos de fortificación triturables considerando el tamaño D80. Las mezclas analizadas fueron las siguientes:

14


Tabla 2 Mezclas usadas en pruebas Muestra

Masa Mineral

Barra

Masa barras

Masa total

0

20 Kg

---------

----

20 Kg

1

19 Kg

BHH-X0

1 Kg

20 Kg

2

19 Kg

BHH-X1

1 Kg

20 Kg

3

19 Kg

BHH-X3

1 Kg

20 Kg

4

18 Kg

BHH-X0

2 Kg

20 Kg

5

18 Kg

BHH-X1

2 Kg

20 Kg

6

18 Kg

BHH-X3

2 Kg

20 Kg

Concentración Se ejecutó un programa de pruebas de concentración escala laboratorio, con el objeto de evaluar la respuesta metalúrgica de muestras minerales mezcladas con las barras de fortificación triturables. En estas pruebas se analizaron sólo dos tipos de elementos de fortificación, BHH-X0 y BHH-X1. Las barras de refuerzo para la experiencia consistieron en trozos de 5 cm de longitud. Cada tipo de barra fue pulverizado y homogenizado bajo malla #10 (2450 µm) para ser mezclado con muestras de mineral fresco del tipo pórfido cuprífero de composición promedio 0.93±0.02 % Cu, 2.01±0.07 % Fe y 0.040±0.003 % Mo previamente molido también bajo malla #10, el que sin adición de barras es considerado muestra estándar de comparación. Con este material, se realizaron 6 diferentes mezclas de cada tipo de barra con una razón de 1, 5 y 10% en peso respecto a la masa global alimentada a cada prueba. La concentración se desarrolló en una máquina Denver DR12 utilizando celdas de 2.7 L. Este aparato cuenta con inyectores de aire controlados a través de un sistema de rotámetro manual. A su vez el control de la agitación de la pulpa se realiza a través de display digital que trae incorporado el equipo. Las pruebas se desarrollaron con cargas al 34% en sólidos, aire a 5 l/min, 1200 rpm.

15


Figura 3 Trozos de barras (izq.) y celda de concentración (der.) usados en la prueba

Las pruebas se desarrollaron hasta los 12 minutos, extrayendo la espuma con paleteo cada 10 segundos y obteniendo 3 concentrados (2, 6 y 12 minutos).

RESULTADOS Y DISCUSIÓN Fabricación y ensayos mecánicos Los resultados de los ensayos de tracción y de corte se pueden observar en la Tabla 3.

Tabla 3 Propiedades mecánicas para barras BHH Barras

Resistencia Tracción

Elongación

Resistencia Corte

BHH-X0

545 MPa

11.4 %

152 MPa

21.15 Ton BHH-X1

5.89 Ton

536 MPa

10.6 %

20.79 Ton BHH-X3

152 MPa 5.90 Ton

562 MPa

11.8 %

21.80 Ton

163 MPa 6.32 Ton

Realizando una comparación entre estos y los mencionados en la sección Metodología se establece la ganancia (pérdida) respecto de las propiedades estudiadas.

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Tabla 4 Porcentajes de ganancia (pérdida) entre prototipos BHH y patrones PRFV – Helicoidal acero respecto a resistencia a la tracción, elongación y resistencia al corte Tracción %

Elongación %

Corte %

BHH-X0

109

157

(96)

BHH-X1

107

146

(96)

BHH-X3

112

163

103

BHH-X0

124

(71)

(61)

BHH-X1

122

(66)

(61)

BHH-X3

128

(74)

(65)

PRFV

Helicoidal acero

A modo de ejemplo la barra BHH-X1 posee un 107% de la resistencia tractiva del patrón PRFV y un 122% del patrón Helicoidal acero, así como la misma barra posee un 146% de la elongación del PRFV y sólo un 66% de la elongación exhibida por una barra de helicoidal acero. Estos resultados reflejan la efectividad de la técnica para desarrollar barras triturables usando hibridación en compósitos, ya que se aumentó la deformabilidad respecto de las barras de PRFV.

Conminución En la siguiente tabla se ilustra el tamaño del material D80 luego de las operaciones de chancado y molienda.

Tabla 5 Tamaño del material D80 en las pruebas de conminución (µm)

Muestra

Chancado Primario

Chancado Secundario

Chancado Terciario

Molienda

0

38 910

14 742

2 827

116

1

33 372

15 567

2 882

122

2

36 525

14 485

2 806

130

3

34 819

19 742

2 843

130

4

38 946

16 778

3 073

80

5

35 886

16 479

3 180

127

6

36 496

16 169

3 173

127

A la luz de los tamaños obtenidos en las diferentes etapas del proceso se encuentra que resultan ser del mismo orden de magnitud del tamaño del estándar (Muestra 0) del D80, no

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superando en más de 40 µm el tamaño de obtenido para éste luego de la molienda. Por tanto puede establecerse que las barras no representan un riesgo a la continuidad del proceso de conminución, i.e. son efectivamente barras triturables.

Concentración Tabla 6 Recuperaciones másicas en las diferentes pruebas Tipo de barra

Adición de barras (%)

Recuperación Másica (%)

0

2.72

BHH-X0

1

3.19

BHH-X0

5

3.60

BHH-X0

10

4.48

BHH-X1

1

2.99

BHH-X1

5

3.59

BHH-X1

10

4.98

Estos resultados reflejan que a mayor contenido de barras triturables en las muestras, mayor es la recuperación en peso. Para dimensionar el efecto de la incorporación de las barras triturables a continuación se observan las leyes de Cu obtenidas en cada extracción.

Figura 4 Leyes de Cu a 2, 6 y 12 min de concentración

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La ley cobre obtenida para el estándar fue de 10.8%, 8.7% y 6.9% para las flotaciones de 2, 6 y 12 min respectivamente. Centrando la atención solo en la concentración de 2 min con las muestras de BHH-X0 se obtuvieron leyes de 9.8%, 7.2% y 4,9% para las adiciones de 1%, 5% y 10 % de material de las barras. Por último las muestras con material de BHH-X1 incorporado arrojaron leyes de 10.6%, 8.9% y 7.8%. Si bien la ley de cobre disminuye monótonamente con la incorporación de las barras se debe recordar que en la operación real la cantidad de barras de fortificación respecto del mineral procesado es muy inferior al 1%, por tanto las leyes encontradas para esta cota indican la inocuidad de estos materiales en el proceso de beneficio minero.

CONCLUSIÓN La pultrusión demostró ser una técnica de conformado adecuada para la fabricación de compósitos híbridos, con esta se lograron barras triturables BHH con propiedades mejoradas (tracción y elongación) que se acercan al desempeño de las barras de fortificación base acero tomadas como referencia. Si bien la resistencia al corte no pudo aumentarse respecto las barras de PRFV tradicionales, es esta la propiedad que permitiría la triturabilidad de estos materiales. En las pruebas de conminución las barras triturables BHH se comportaron en concordancia con las expectativas, ya que el proceso de conminución de mineral + barras triturables BHH arrojó en la etapa de molienda productos con tamaños medios con diferencias mínimas (<40 µm) respecto del mineral estándar usado como referencia. La prueba de concentración arrojó que la presencia de barras triturables para fortificación no genera efectos negativos en la ley de cobre para concentraciones de hasta un 1% en el material de entrada del circuito. Esta cota es superior a la que se espera encontrar en las operaciones industriales, por lo tanto se puede decir con propiedad que las barras triturables BHH son inocuas en el proceso de beneficio minero. El desarrollo en paralelo de estudios sobre la implementación de las barras triturables BHH en terreno ha arrojado resultados promisorios respecto de su utilización como elementos de refuerzo del macizo en faenas mineras subterráneas, lo que permite planificar la realización de una siguiente etapa de validación industrial para esta tecnología.

AGRADECIMIENTOS Los autores agradecen el respaldo de CODELCO en el marco de la ejecución del Proyecto API M11DE12 “Conceptualización y experimentación de elementos de fortificación triturables”. A su

vez, Patricio Lara agradece especialmente la valiosa colaboración de don Cristian Welsch, PERNOMIN Ltda., quien participó activamente en la manufactura de las barras triturables BHH.

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REFERENCIAS 1.

ASTM International, ASTM D7205 Standard Test Method for Tensile Properties of Fibre Reinforced Polymer Matrix Composite Bars (2006) ASTM International, Pennsylvania.

2.

ASTM International, ASTM D7617 Standard Test Method for Transverse Shear Strength of Fibre reinforced Polymer Matrix Composite Bars (2011) ASTM International, Pennsylvania.

3.

G. Marom, S. Fischer, F.R. Tuler, H.D. Wagner, Journal of Material Science 13 (1978) 1419 – 1426, Hybrid effects in composites.

4.

P. Lara, V. Barrera, Informe Proyecto IM2 20/11 (2013) Resultados Experimentales: Conceptualización y Experimentación de Elementos de Fortificación Triturables.

5.

S. Mazumdar, Composite Manufacturing Materials: product, and process engineering (2002) CRC Press, Boca Raton.

20


Mejoras al método de análisis del diseño banco berma aplicado a minería a cielo abierto César Villarroel Cárdenas * 1, Patricio Lledó Araya 1, Jaime Díaz Ávila 2 1 Ingeniero Geotécnico Senior, DERK 2 Consultor

Principal, DERK

RESUMEN Actualmente, durante el desarrollo del análisis del diseño banco berma aplicado a minería a Cielo Abierto, es normal realizar un estudio de las potenciales inestabilidades con un total control estructural, donde se evalúa la ocurrencia de inestabilidades o mecanismos de falla que originan deslizamientos planos, tipo cuña y volcamientos, donde posteriormente se analizan los largos de derrame generados y las pérdidas de bermas asociadas al diseño de interés; parámetros que son posteriormente comparados con los diseños propuestos para decidir si estos son aceptables y posteriormente ser implementados en terreno. El principal problema que surge en este tipo de análisis es que estos se basan en los sets estructurales definidos en cada dominio estructural; en muchas ocasiones dichos sets (familias) no son completamente representativos, frecuentemente, dejando fuera una importante cantidad de estructuras en los análisis. Finalmente, cuando sea factible, los planos de predicción de inestabilidades a nivel de banco deben ser validados en terreno con el objetivo de mejorar la confiabilidad en la información y parámetros de entrada del análisis; esto permitirá

retroalimentar

las

estimaciones

realizadas,

hacer

análisis

retrospectivos e implementar mejoras operacionales en la construcción de los bancos y bermas.

21


INTRODUCCION En la explotación minera a cielo abierto, mediante la construcción de taludes, se define la escala Banco Berma, que constituye la unidad básica de un talud; el objetivo del sistema Banco Berma es contener las inestabilidades del macizo rocoso o suelo a nivel de banco para que ésta no afecte la seguridad del personal que trabaja, los equipos mineros y continuidad operacional. Las inestabilidades que se pueden originar a nivel de banco berma de un rajo minero son: 

Inestabilidades con control estructural: La presencia de estructuras geológicas desfavorablemente orientadas puede causar inestabilidades con total control estructural, donde la superficie de ruptura, la cinemática y el volumen afectado por la inestabilidad quedan totalmente definidos por estas estructuras. Obviamente en este caso el tipo de inestabilidad dependerá de la orientación relativa entre las estructuras y el talud, como se muestra en el esquema de Figura 1. RUMBO DE LAS ESTRUCTURAS ? INTERSECTA AL TALUD

SUBPARALELO AL DEL TALUD

(AL MENOS DOS ESTRUCTURAS QUE SE INTERSECTEN

INCLINACIÓN DE LA LÍNEA DE INTERSECCIÓN DE LAS ESTRUCTURAS C/R A LA DEL TALUD ?

BUZAMIENTO DE LAS ESTRUCTURAS C/R A LA INCLINACIÓN DEL TALUD ? MENOR

IGUAL O MAYOR ? S A R U T C U R T S E S A L E D O T N E I M A Z U B E D N Ó I C C E R I D

IGUAL O MAYOR D IR H E A C

DESLIZAMIENTOS PLANOS D U L A T L E A I C A H

D U L A T L A O T S E U P O

C C IA IÓ

DE CUÑAS

N E L D T E A C L U A

PANDEOS DE ESTRATOS CONTIN UOS

CO N J UNTAS

D

ÍD A

INESTABILIDADES COMPLEJAS D E L A

PLANAS HUNDIMIENTOS POR DESLIZAMIENTO DE PIE ESTRATOS BLOQUES

L ÍN E

DE CUÑAS

A O D P E U E IN S T T E A

VOLCAMIENTOS ESTRATOS BLOQUES

R S A E L

HAY OTRO SISTEMA DE ESTRUCTURAS, DE MANTEO MENOR Y HACIA EL TALUD

C T C A IÓ D

U

L N ?

TIPOS DE INESTABILIDADES CON TOTAL CONTROL ESTRUCTURAL

Figura 1 Tipos de inestabilidades con total control estructural que pueden afectar a un talud, dependiendo de la orientación relativa de éste respecto a las es tructuras o discontinuidades presentes en el macizo rocoso (Trabajo Inédito, Karzulovic 2007). 

Inestabilidades con parcial control estructural: Éstas se originan con la combinación de estructuras menores y puentes de roca, se define el concepto de “estructura equivalente”.



Inestabilidades sin control estructural: Se originan básicamente por la mala a regular calidad y resistencia del macizo rocoso y/o suelos, generando inestabilidades del tipo circular.

Este trabajo se enfocará en los análisis del diseño banco berma, donde el origen de la inestabilidad sea con total control estructural. 22


ANALISIS DEL BANCO BERMA El diseño del Banco Berma se basa principalmente en el cálculo o estimación de los parámetros: altura de banco (hb), inclinación de la cara de ( b) y ancho de la berma ( b). En minería a rajo abierto la altura de banco , se define considerando la eficiencia de los equipos de carguío. Así, en la minería a gran escala la altura de los bancos típicamente varía de 10 a 18 m, en el caso de bancos simples, y de 20 a 36 m, en el caso de bancos dobles. La inclin ación de la cara del banco o talud, depende principalmente de la orientación de las discontinuidades del macizo rocoso y también de la calidad de las faenas de tronadura de rocas.

Así, las típicas voladuras de producción en minería dejan caras de banco con

inclinaciones del orden de 60° a 65°; mientras que el uso de tronaduras controladas permite lograr mayores inclinaciones, que pueden llegar a exceder los 80° (especialmente si se utiliza precorte). Usualmente el ancho de berma se calcula para contener el material derramado asociado a inestabilidades que pudieran ocurrir a nivel de banco, considerando que se conoce la altura de banco y la inclinación de la cara de banco. Una vez definida la altura del banco, hb, la inclinación de su cara,

b,

y el ancho de berma, b,

puede calcularse la quebradura nominal, q, la distancia entre pies de banco, p, y el ángulo interrampa,

r :

q  hb cotan b 

(1)

p  q  b

(2)

 r 

atan

 hb   p

  

Es importante tener presente que en la minería a rajo abierto el ángulo interrampa,

(3) r ,

se define

como la inclinación respecto a la horizontal de la línea que une los pies de los bancos y, al igual que la distancia horizontal entre pies de banco, es un parámetro que se utiliza en planificación minera, ya que no varía con el número de bancos. El ángulo interrampa resultante del diseño del sistema Banco Berma (Ecuación ( 3)) es el máximo permisible, y deberá verificarse que el talud interrampa resultante es suficientemente estable; si no lo es, deberá reducirse la altura máxima entre rampas y/o el ángulo interrampa, esto último incrementando el ancho de berma. Actualmente para realizar un análisis Banco Berma con un total control estructural se consideran las siguientes informaciones: 

Diseño del talud a evaluar.



Dominios Estructurales, set estructurales, características geométricas y proyecciones de los dominios estructurales sobre el diseño a evaluar.



Propiedades de las estructuras.

23


CARACTERÍSTICAS ESTRUCTURALES Las estructuras geológicas deben ser caracterizadas y categorizadas de acuerdo a su tipo, por ejemplo en estructuras mayores y menores. Para esto existen lineamientos o estándares internacionales, como los sugeridos por la ISRM. En este trabajo se consideran aquellas estructuras menores, que son las más frecuentes, y que pueden llegar a afectar a uno o más bancos. La información estructural se analiza utilizando proyecciones estereográficas, lo que permite definir concentraciones de estructuras, sets o familias, de las cuáles es posible obtener orientaciones características en términos del manteo, , o Dip y la dirección de buzamiento, , o Dip Dir de cada familia de estructuras presentes en el dominio estructural donde se ubica el talud analizado.

Dominios Estructurales, Numero de Sets y Orientación de las Estructuras La definición del número de sets o sistemas de estructuras está relacionada directamente con la definición de la orientación (Dip y Dip Dir) de cada set; lo cual se hace analizando la información estructural mediante proyecciones estereográficas, para representar cada estructura (plano) por un punto (polo) y luego, mediante técnicas, estadísticas analizar los “clúster” o “agrupaciones” de polos y definir así los sets o sistemas principales (clar amente

predominantes o más conspicuos) y los sets o sistemas secundarios (o menos frecuentes). El uso de proyecciones estereográficas para este propósito es descrito por Hoek & Brown (1980), Hoek & Bray (1981), Goodman (1989) y Priest (1993). En la práctica se utilizan programas computacionales para éste análisis e interpretación de la información estructural. Existen varios programas de este tipo comercialmente disponibles, pero actualmente quizás el más utilizado sea DIPS 6.0 (Rocscience Inc. (2014)). Para el caso del análisis de banco berma, se utiliza una ventana para definir el set o familia estructural, la que obedece a las mayores concentraciones o clúster de polos de estructuras; sin embargo es aquí donde se origina la incerteza o incertidumbre, ya que el set o familia definida corresponde a los polos más probables a ocurrir, quedando sin analizar una gran cantidad de otros polos dispersos que no definen un set pero que en su totalidad (todas las estructuras) pueden representar más del 50 % de los polos del dominio estructural considerado. Por lo tanto se realiza un análisis del Banco Berma que ya tiene incluida una incerteza no informada o analizada. Básicamente las inestabilidades con un total control estructural nacen de los análisis de set estructurales más probables estadísticamente que podrían originarse, en la Figura 2, se presenta un diagrama general donde se resume el análisis del diseño Banco Berma que actualmente se usa a modo general, obviamente existen análisis más detallado pero que no son difundidos en general.

24

XIX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS N

6

2 5

W

E

1

DIP (º)

SET

3

4

DIP DIR (º)

n

PO (%)

80 ± 9

184

8,9

132

6,4

53

2,6

101

4,9 3,1

1

40 ±

4

2

30 ±

3

125 ±

3

80 ±

2

50 ±

4

80 ±

4

20 ± 8

5

05 ±

3

110 ±

5

64

6

85 ±

3

225 ±

6

41

2,0

Otros

1481

72,0

Total

2056

100

7 5

S

Figura 2 Definición de Set Estructurales para un Dominio Estructural, donde se basa en las concentraciones de polos más representativos, en este caso queda el 72% de polos que no se analizan.

ANALISIS TRADICIONAL DEL SISTEMA BANCO BERMA El análisis del Banco Berma en forma tradicional, en términos generales, considera lo siguiente: 

Dominios estructurales con sus correspondientes sets o familias de estructuras (principales y secundarias).



Diseño a evaluar, en este caso se consideran rajos que están en operación.



Propiedades de las estructuras geológicas.



Para las distintas orientaciones de los taludes, se analizan los mecanismos de falla con un total control estructural más probables para este caso que son: Deslizamientos Planos, Tipo Cuña y Volcamiento.



De las inestabilidades evaluadas se calcula su factor de seguridad, largo de derrame y pérdida de berma, para así definir el ángulo interrampa del diseño evaluado, concluyéndose si el diseño es aceptable, en base a un criterio predefinido.

En Figura 3, se presenta un ejemplo de diseño y análisis utilizando los set estructurales de la Figura 2. Los resultados del análisis de deslizamientos planos, cuñas y volcamientos se presentan en Tablas 1, 2 y 3 respectivamente.

Figura 3 Diseño en Planta para realizar un ejemplo de análisis banco berma.

25


Tabla 1 Resultados del análisis Banco - Berma; Deslizamientos Planos DISEÑO DE BANCOS (°)

DIP DIR (°)

H (m)

BERMA (m)

IRA (°)

SISTEMA ESTRUCTURAL DESFAVORABLE

75

45

10

8

49

3 & 4, Manteo 80°

75

110

10

8

49

2

6

6.0



0.3

3.1



0.4

0.8

75

110

10

15.4

49

5

3

6.0



0.3

4.2



0.5

5.3

Donde

PO (%)

PB (m)

LD (m)

FS

No forma

corresponde al ángulo cara de banco; DIP DIR a la dirección de manteo del talud; H a la altura del banco; IRA

al ángulo Interrampa: PO a la Probabilidad de Ocurrencia; P b a la Pérdida de Berma; LD al Largo de Derrame y FS al Factor de Seguridad.

Tabla 2 Resultados del Análisis Banco - Berma; Cuñas SISTEMAS ESTRUCTURALES DESFAVORABLES

IRA (°)

SET 1

SET 2

75

DISEÑO DE BANCOS DIP H BERMA DIR (m) (m) (°) 45 10 8.0

49

1

4

0.45

4.3

± 0.5

6.8

± 0.6 0.56

75

45

10

8.0

49

2

4

0.30

6.7

± 1.1

7.9

± 0.5 1.00

75

110

10

8.0

49

1

2

0.45

7.9

± 0.1

7.9

± 0.5 0.81

75

110

10

8.0

49

2

3

0.18

7.9

± 0.1

7.1

± 0.5 0.81

75

110

10

8.0

49

1

4

0.45

7.9

± 0.1

7.4

± 0.4 0.82

75

110

10

8.0

49

2

4

0.30

7.9

± 0.1

7.9

± 0.4 1.00

(°)

Donde

PO (%)

PB (m)

LD (m)

FS


al ángulo Interrampa: PO a la Probabilidad de Ocurrencia; P b a la Pérdida de Berma; LD al Largo de Derrame y FS al Factor de Seguridad.

Tabla 3 Resultados del Análisis Banco - Berma; Volcamientos PROBABILIDADES PARCIALES

DISEÑO DE BANCOS

(°)

DIP DIR (°)

h (m)

BERMA (m)

IRA (°)

SISTEMA ESTRUCTURAL DESFAVORABLE

P1 (%)

P2 (%)

P3 (%)

PF (%)

SISTEMA ESTRUCTURAL SUB HORIZONTAL PO (%) No hay

SET 75

45

10

8

49

6

75

110

10

8

49

No se forma

Donde

2.0

100.0

100.0

2.0


al ángulo Interrampa; P1 a la Probabilidad de que la estructura exista y pertenezca al sector; P2 a la Probabilidad de que la estructura sea subparalela al talud, P( abs(T – Dip Dir Estructura) < 30º ); P3 a la Probabilidad de que la resistencia de las estructura sea incapaz de contener el volcamiento, P(  > 90º - B - J ); PF a la Probabilidad de Falla y PO a la Probabilidad de Ocurrencia

MEJORAS AL ANÁLISIS BANCO BERMA El análisis de las potenciales inestabilidades que condicionan el diseño Banco Berma, así como el cálculo del largo de los derrames generados y las pérdidas de bermas asociadas, son aspectos conocidos y presentan metodologías ya establecidas que son parte del estándar en este tipo de trabajos. Sin embargo, lo que genera la necesidad de mejora radica en la incerteza

26


observada en la caracterización estructural, ya que obedece a criterios frecuentistas, proporcionando las tendencias esperadas para las estructuras en un determinado dominio; pero desde un punto de vista geológico – estructural. Esta propuesta de mejora, apunta a considerar una evaluación geotécnica de las estructuras, teniendo en cuenta los diseños de los taludes y las estructuras que podrían afectarlos, siendo éste marco el escenario del análisis. Con esto se persigue incluir una mayor cantidad de polos en el análisis y en particular aquellos que afectan la estabilidad del talud. Lo anterior deriva en la definición de nuevas ventanas estructurales – geotécnicas, para reducir la incerteza de los polos no evaluados, que están en función de los diseños a evaluar y posteriormente agregar criterios probabilísticos que puedan ser validados en terreno, para calibrar los análisis en base al comportamiento real observado del diseño banco berma en un rajo o talud civil. La metodología propuesta considera lo siguiente: 

Dominios estructurales del sector de interés; en particular las proyecciones estereográficas de los polos asociados al dominio.



Propiedades de los tipos de estructuras geológicas a evaluar.



Diseño a evaluar, por lo tanto se considera que son estudios de proyectos en la etapa de construcción.



Se definen ventanas estructurales – geotécnicas (VEG), las cuales están en función de cada orientación del diseño a evaluar, estas ventanas se utilizan para realizar análisis de deslizamientos planos, cuñas y volcamientos.



Las VEG que nacen de las proyecciones estereográficas de cada dominio estructural considerando todos los polos.



Para cada VEG se define una probabilidad de ocurrencia, que nace de la razón entre el número de polos que están dentro de la ventana dividida por el número total de polos del dominio estructural, en porcentaje.



Se realiza el análisis estructural para las distintas inestabilidades estructurales, estimándose el largo de derrame, la pérdida de berma y una probabilidad de ocurrencia teórica.



Se zonifica el diseño señalando para cada orientación sus posibles formaciones de inestabilidades.



Esta zonificación del diseño se calibra operacionalmente durante el desarrollo de la explotación para cada sector analizado y se define una probabilidad de ocurrencia operacional.



Se comparan las probabilidades de ocurrencia Teórica y Operacional, redefiniéndose una probabilidad de ocurrencia calibrada que permitirá modificar, de ser necesario, el diseño evaluado.



Se crea una nueva zonificación en función de los datos calibrados que ayudarán a realizar nuevas predicciones para cada sector que se requiera seguir explotando.

27


Esta metodología intenta mejorar los siguientes supuestos que se realizan en un análisis Banco Berma tradicional como por ejemplo: 

No existe un criterio generalizado entre Geólogos Estructurales para definir una ventana estructural y asignar un set característico en cada dominio estructural, lo que origina incertezas nacidas de criterios de cada profesional.



Las inestabilidades que suceden operacionalmente y no están informadas en los estudios geotécnicos, solo producen desconfianzas entre Consultores y Clientes, generándose problemas en las relaciones de los profesionales del grupo consultor y de parte del cliente.



Se pueden validar los parámetros de diseño, por ejemplo el ángulo de cara de banco de taludes, ya que a veces operacionalmente se generan esfuerzos para llegar a un ángulo de diseño de cara de banco basado en un benchmarking en vez del entregado por el análisis estructural.



El impacto del cambio de la orientación de los taludes no es considerado.



Mejorar el estado del arte de la ingeniería geotécnica a favor de la seguridad de los trabajadores, continuidad operacional de los equipos y asegurar la producción comprometida por la Gerencia a sus dueños.

EJEMPLO DE APLICACIÓN Se presenta un análisis del diseño Banco Berma en forma tradicional versus la metodología propuesta, con el objetivo de comparar los resultados obtenidos. Las consideraciones de este ejercicio son las siguientes: 

Los parámetros de entrada para los análisis son: - Diseño a evaluar, se cuenta con la Altura del banco, Cara de banco y Ancho de berma (presentado en Figura 2) - Dominios Estructurales (presentados en Figuras 2 y 3). - Propiedades de Resistencia de las estructuras y características geométricas como Persistencia y Espaciamiento.



Se realiza el análisis a nivel de banco, determinando los posibles mecanismos de fallas con total control estructural que ocurren en un Yacimiento Tipo Pórfido Cuprífero que son: Deslizamiento Plano, Cuñas y Volcamiento; considerando ambas metodologías. En el caso del método tradicional, estos resultados fueron presentados en Tablas 1, 2 y 3 de páginas anteriores.



Para cada Dirección de Manteo del diseño, se analiza para cada tipo de inestabilidad su Largo de Derrame, Pérdida de Berma con su respectivo Factor de Seguridad y Probabilidad de Ocurrencia.

28


El análisis utilizando la metodología propuesta se resume en Tablas 4 y 5, para el caso de taludes de estudio.

Tabla 4 Ejemplo de Análisis del Banco Berma para Taludes de Rumbo N135°E (DIP DIR 45°) TIPO DE INESTABILIDAD

VENTANA ESTRUCTURAL GEOTÉCNICA

COMENTARIOS

N

1m 1

W

E

1m

Deslizamiento Plano 1

S

N

1m

2m 1

3m

W

E 3m

Deslizamiento de Cuñas

1m 1 2m

S

N

5w 6m 1

W

Volcamientos

E

6m

1

S

29

RESULTADOS

En la Proyección estereográfica de los polos del dominio se define el plano del talud a evaluar, de rumbo N135°E (DIP DIR 45°) y manteo 75° (DIP 75°). Se define la VEG, para un deslizamiento plano (considerando las condiciones para la ocurrencia de este tipo de inestabilidad), que incluye a 186 polos y una probabilidad de ocurrencia del 9%. El sistema característico de esta VEG presenta orientaciones de 53°/45° (DIP/DIP DIR).

F

:

0.45

P

:

4.9 m

L

:

6.1 m

P

:

9%

En la Proyección estereográfica de los polos del dominio se define el plano del talud a evaluar, de rumbo N135°E (DIP DIR 45°) y manteo 75° (DIP 75°). Se definen las 2 VEG, para formar la cuña (considerando las condiciones para la ocurrencia de este tipo de inestabilidad), las que quedan representadas por los sistemas, 64°/357° y 48°/ 099° (DIP/DIP DIR) además de probabilidades de ocurrencia de 13% y 22%, respectivamente.

FS

:

0.68

PB

:

6.0 m

LD

:

7.9 m

PO

:

2.9%

En la Proyección estereográfica de los polos del dominio se define el plano del talud a evaluar, de rumbo N135°E (DIP DIR 45°) y manteo 75° (DIP 75°). Se define la VEG para el caso de volcamiento y otra para la base del volcamiento, los sistemas son: 56°/224° y 40°/047° (DIP/DIP DIR) respectivamente, además presentan una probabilidad de ocurrencia del 4% y 3%.

Probabilidad de un Volcamiento Incipiente (flexural): 3,9 %. Probabilidad de un volcamiento con base: 0,12 %


Tabla 5 Ejemplo de Análisis del Banco Berma para Taludes de Rumbo N20°E (DIP DIR 110°) TIPO DE INESTABILIDAD

VENTANA ESTRUCTURAL GEOTÉCNICA

COMENTARIOS

N

En la Proyección estereográfica de los polos del dominio se define el plano del talud a evaluar, de rumbo N20°E (DIP DIR 110°) y manteo 75° (DIP 75°). Se define la VEG, para un deslizamiento plano (considerando las condiciones para la ocurrencia de este tipo de inestabilidad), que incluye a 252 polos y una probabilidad de ocurrencia del 12%. El sistema característico de esta VEG presenta orientaciones de 45°/109° (DIP/DIP DIR).

FS

:

0,50

PB

:

6,0 m

LD

:

4,4 m

PO

:

12%

En la Proyección estereográfica de los polos del dominio se define el plano del talud a evaluar, de rumbo N20°E (DIP DIR 110°) y manteo 75° (DIP 75°). Se definen las 2 VEG, para formar la cuña (considerando las condiciones para la ocurrencia de este tipo de inestabilidad), las que quedan representadas por los sistemas, 64°/052° (505 polos) y 52°/ 165° (350 polos) (DIP/DIP DIR) además de probabilidades de ocurrencia de 25% y 17%, respectivamente.

FS

:

0,80

PB

:

6,0 m

LD

:

8,1 m

PO

:

4,3%

En la Proyección estereográfica de los polos del dominio se define el plano del talud a evaluar, de rumbo N20°E (DIP DIR 110°) y manteo 75° (DIP 75°). Se define la VEG para el caso de volcamiento y otra para la base del volcamiento, los sistemas son: 59°/290° (164 polos) y 40°/110° (132 polos) (DIP/DIP DIR) respectivamente, además presentan una probabilidad de ocurrencia del 8% y 6%.

Probabilidad de un Volcamiento Incipiente (flexural): 7.9 %.

1 1m W

E 1 1m

Deslizamiento Plano

S

N

2m 1 1m W

E 1

Deslizamiento de Cuñas

2m

1m

S

N

1 2m 1m W

E 1 2m 1m

Volcamientos

S

30

RESULTADOS

Probabilidad de un volcamiento con base: 0.47 %


COMPARACIÓN DE METODOLOGÍAS En Tabla 6 se presenta un resumen con los resultados obtenidos por ambas metodologías, como se puede observar, existen diferencias en los resultados, las que principalmente se originan el nuevo concepto de definición de Ventanas Estructurales – Geotécnicas, realizadas en las proyecciones estereográficas, también es notorio el impacto en la probabilidad de ocurrencia de algún tipo de inestabilidad.

Tabla 6 Comparación de las Metodologías para el análisis Banco Berma TALUD

RUMBO N13 5°E (DIP DIR 45°)

TIPO INESTABILIDAD

METODOLOGÍA TRADICIONAL

METODOLOGÍA PROPUESTA

COMENTARIOS

DESLIZAMIENTO PLANO

No se forma

Si se forma, PO = 9%

Resultados opuestos .

DESLIZAMIENTO TIPO CUÑA

Se forman 2 cuñas PO : 0.45 % y 0.30 %

Se forma una con PO : 2.9 %

Disminuye la incerteza

Se forma Flexural con PO: 3.9% y tipo Bloque con una PO: 0.12%

Disminuye la incerteza .

Se forman 2 deslizamientos PO: 2% y 5%

Si se forma, PO = 12%

Disminuye la incerteza .

Se forman 4 cuñas PO : 0.45 %, 0.18%, 0.45% y 0.30 %

Se forma una con PO: 4.3 %

Disminuye la incerteza

Se forma Flexural con PO: 7.9% y tipo Bloque con una PO: 0.47%

Resultados opuestos .

DESLIZAMIENTO TIPO VOLCAMIENTO

DESLIZAMIENTO PLANO

RUMBO N20°E (DIP DIR 110°)

DESLIZAMIENTO TIPO CUÑA DESLIZAMIENTO TIPO VOLCAMIENTO

Se forma solo Flexural o Pandeo PO: 2%

No forma

31


CONCLUSIONES Este trabajo está orientado a rajos operacionales para predecir el comportamiento Banco Berma, para estudio de etapas de ingeniería puede dar una primera aproximación para definir orientaciones de talud que se entregan al planificador para realizar el diseño de taludes. Se presenta una mejora para el análisis Banco Berma con un total control estructural, que no considera los set estructurales normalmente definidos en términos frecuentistas, donde se definen ventanas estructurales en función de la concentración de polos; siendo este criterio muy conservador, ya que los polos que no definen concentraciones o tendencias no son considerados en los análisis de estabilidad tradicionales. Se presenta el concepto de Ventanas Estructurales – Geotécnicas, que se definen en función del rumbo del talud evaluado, para identificar potenciales deslizamientos planos, cuñas o volcamiento con las mismas consideraciones cinemáticas de los análisis de estabilidad, además se calcula la probabilidad de ocurrencia de la inestabilidad en función del número de polos que están contenido en la ventana divido por el número total de polos que tiene el dominio. Estas nuevas probabilidades de ocurrencia por inestabilidad para cada rumbo del talud, pueden ser chequeadas en terreno a medida que se construya el talud, permitiendo su validación. Esta información permitirá reducir la incerteza en la predicción del comportamiento a nivel de banco para un mismo dominio estructural y además el geotécnico de terreno utilizará esta predicción para tomar decisiones de modificaciones operacionales de los diseños en función de la probabilidad de ocurrencia.

REFERENCIAS 1. Goodman, R. (1989): INTRODUCTION TO ROCK MECHANICS, 2ª ed., J. Wiley & Sons, New York. 2. Hoek, E. & Bray, J. (1981): ROCK SLOPE ENGINEERING, I.M.M., London. 3. Hoek, E. & Brown, E. (1980): UNDERGROUND EXCAVATIONS IN ROCK, I.M.M., London. 4. Priest, S. (1993): DISCONTINUITY ANALYSIS FOR ROCK ENGINEERING, Chapman and Hall, London. 5. Rocscience (2014): Dips v. 6.0; Graphical & Statistical Analysis of Orientation Data

32


Transición Open Pit to Underground Carlos Valenzuela Claropa Mining Consulting RESUMEN En la actualidad, existe una gran cantidad de minas con explotación a rajo abierto en las que los cuerpos mineralizados no se encuentran acotados en profundidad. Por esta razón se ha comenzado a tomar conciencia acerca de que al término de la vida útil de una mina a rajo abierto es factible que continúe en producción, a través de la implementación de una minería subterránea bajo el rajo. Una forma en la cual se puede determinar el límite de la explotación a rajo abierto para luego pasar a una subterránea corresponde al análisis del costo diferencial. En dicho análisis se toma en cuenta el costo de oportunidad de la multiplicidad de los métodos para extraer un bloque, un estudio fase a fase, considerando que el volumen mineralizado encerrado dentro de las últimas fases del rajo fuera explotado por un método subterráneo, y, finalmente, un análisis iterativo de estrato (fase) a estrato, con el cual, se pretende encontrar la fase que representa la mejor transición, la cual reporta el mejor mineral para extraerlo por rajo y el mejor mineral remanente para ser extraído por el método subterráneo. Dada la simplicidad y los resultados entregados, la metodología de análisis fase a fase es aquella que mejor responde para realizar un análisis de este tipo. Dentro de los principales puntos que se deben tener en cuenta al desarrollar un proyecto de transición, se destacan tres desafíos: incluir los aspectos geotécnicos relevantes para el diseño y la planificación de la mina, definir la infraestructura apropiada en la superficie como en profundidad, y definir los plazos del proyecto y las metas de producción

33


INTRODUCCIÓN Antecedentes Generales En la actualidad, existe una gran cantidad de minas con explotación a rajo abierto en las que los cuerpos mineralizados no se encuentran acotados en profundidad. Por esta razón se ha comenzado a tomar conciencia acerca de que al término de la vida útil de una mina a rajo abierto es factible que continúe en producción, a través de la implementación de una minería subterránea bajo el rajo. Esta idea de plantear una opción de minería subterránea bajo un rajo, se presenta como una alternativa válida cuando no se vislumbra un pit final en un mediano plazo, es decir 10 a 30 años. Pero no se queda tan sólo con abrir la posibilidad de una minería subterránea, sino también se sugiere un diseño de block caving como “sucesor natural” dado sus “altos ritmos de producción, altos niveles de mecanización y sus bajos costos” (Fuentes, 2004). Sin embargo, el

hecho de no concebir al mismo tiempo la mina a cielo abierto y la opción de término subterránea, hace que se posterguen los estudios relacionados con ésta. Ello posteriormente llevará a realizar el estudio en un período más estrecho de tiempo, y “usualmente ‘algunos años’ no son suficientes para desarrol lar seguro y correctamente un análisis en esta materia,

principalmente cuando es necesario recolectar y definir la información base para los propósitos de una mina subterránea”. Por último, existen otros problemas no técnicos que afectan el

proceso de transición; el cambio en el método de explotación requerirá de una capacitación de la mano de obra, un cambio de los proveedores de los equipos mineros y en el tipo de restricciones a las cuales se encuentra sujeta la mina (Fuentes, 2004). Está demostrado en la práctica que una explotacón subterrána (Block Caving) requiere de al menos 30 años desde que se concibe hasta que alcanza su producción de régimen. La primera desición importante que se debe tomar al inicio de un proyecto minero es la elección del método de explotación adecuado (cielo abierto o subterráneo). Esta desición se toma considerando las características del yacimiento, el tipo de roca a extraer, geometria del yacimiento, tamaño de la operación, los requisitos económicos, y de negocios de la empresa minera. Si la empresa requiere de altas tasas de producción y bajos costos de operación, la elección del método siempre se inclinará por llevar a cabo una explotación minera a cielo abierto ya que es la más adecuada debido a sus bajos costos de implementación y operación iniciales. Sin embargo, existe un momento en la vida útil de la explotación a cielo abierto donde se hace interesante la comparación con una alternativa de explotación subterránea. Resumiendo lo anteriormente planteado, para un yacimiento minero que esté aflorando o se encuentre cerca de la superficie, lo mejor es ser explotado mediante un método a cielo abierto hasta el punto en que el costo de la minería de la última tonelada sea igual al costo de la minería subterránea. El último pit de la operación a cielo abierto es generalmente marginal, en términos de beneficios para el negocio, mientras que la primera tonelada de producción de la operación subterránea es la más costosa debido a que tomará años desarrollar la secuencia de

34


preparación necesaria para cumplir con la capacidad de producción, ademas de inversiones importante, ver Figura 1.

Figura 1 Etapas de desarrollo de un proyecto subterráneo

Objetivos Generales El objetivo de este documento es describir, con una visión integral, los principales aspectos y criterios que deben considerarse para estudiar la transición Cielo Abierto a Subterránea, y una metodología para definir el límite económico entre los dos métodos de explotación.

DESARROLLO CONCEPTUAL DE TRANSICIÓN Temáticas 

Necesidad para abordar el cambio (transición)



Factores principales a considerar en el cambio



Elección del método de expltación subterráneo: Block Caving (BC) - Delineación del footprint - Plan de Producción



Diseño preliminar de la minería subterránea

35

XIX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS 

Determinación del límite económico y tiempo de transición.



Planificación Minera

Necesidad de abordar el cambio (transición) En el mundo existen numerosos proyectos mineros a cielo abierto, algunos ya se encuentran en operación open pit, y otros que lo debiran hacer en los próximos 20 a 30 años. Todos estos yacimientos tienen un potencial subterráneo el que deberá ser analizado inminentemente si es que se requiere continuar con la operación del negocio. La operación a cielo abierto es una alternativa inmediata y casi imbatible cuando se toma la desición de operar un yacimiento minero. Sin embargo, a medida que el yacimiento a cielo abierto se hace más profundo, el costo operacional aumenta considerablemente, principalmente afectado por el aumento del costo de transporte. Es en este momento en que comienza a ser atractivo evaluar una transición de cielo abierto a subterránea, ver Figura 2.

L A N O I C ) t A / R D E S P U O ( O T S O C Ciclo Ciclo Ciclo Ciclo Ciclo Ciclo Ciclo Ciclo Ciclo Ciclo Ciclo Ciclo 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 OP

UG

Figura 2 Costos Rajo abierto (OP) y Subterráneo (UG)

Factores principales a considerar en el cambio Algunos de los factores a considerar en el análisis de al abordar la transición son los siguientes: 

El efecto del precio de commodities (oro, cobre, otro) y el costo (OPEX), en la transición.



Capacidad de mantener el nivel de tratamiento de la planta procesadora durante y después de la transición.



Los factores ambientales, que a veces favorece la explotación de la minería subterránea.



Experiencia del equipo humano que llevará a cabo la transición.

36


El capital (CAPEX) necesario para la transición.



Selección del método de extracción de la minería subterránea.

Metodología de Evaluación de una Transición La metodología propuesta para evaluar una transición de operación a cielo abierto (OP) a una operación subterránea (UG), debería realizarse considerando las siguientes actividades de planificación: 

Identificar Pit Final y Pit Intermedios



Elección Método Explotación Subterráneo



Asociar a cada pit una explotación Subterránea (par rajo/ subte)



Generar plan de producción para cada par Rajo-Subterránea



Generar flujo de caja para cada par



Definición del momento óptimo (Máximo VPN Rajo+Subte)

Explotación a Cielo Abierto y Análisis Marginal Este análisis proporciona el límite económico de la operación a cielo abierto para determinar el valor actual neto de cada fase (pit intermedios) y la profundidad del cielo abierto explotable. Este análisis permite obtener el último período de explotación (pit final), que a su vez determina el período en que la minería subterránea iniciaría la producción, ver Figura 3. PIT FINAL + 90 M PIT FINAL + 60 M PIT FINAL + 30 M PIT FINAL

UG+90M UG+60M

UG + 30M

UG FINAL

Figura 3 Escenarios de Operación OP-UG

37


Generación de las unidades de reserva para el modelo de optimización. Utilizando los pits generados por la corrida de Whittle sobre un modelo de bloques, se eligen arbitrariamente las geometrías que correspondan al máximo pit, al mínimo pit y a un caso promedio. Esto se obtiene definiendo el fondo correspondiente y proyectando el talud a un ángulo de 45° hasta interceptar la topografía. De esta manera, se obtienen tres sets de pits con forma de conos que discretizarán el yacimiento en estratos extraíbles a través del rajo. Sin embargo a fecha no existe un software que se haga cargo de transición, y que considere todos parámertos, retricciones y variables técnico económicas bien descritas es este documento.

Determinación del límite económico y tiempo de transición. Teniendo en cuenta el pit final del rajo y una mina subterránea ubicada debajo de este límite se logrará un mayor beneficio económico, lo queda reflejado en la mejor VPN al considerar el valor del dinero en tiempo. Luego al realizar este mismo cálculo para diferentes escenarios generados por los pit intemedios y diferentes alturas de columna de la mina subterránea (a cada pit intermedio se asocia a una explotación subterránea y se genera un plan de producción para el cielo abierto y para la explotación subterránea), se llega a estimar el VPN máximo de la explotación conjunta rajo-subterráneo; esto define el punto y momento óptimo de la transición, lo que permite ratificar que la explotación conjunta rajo-subterránea mejora el valor económico del proyecto de forma significativa a lo que se lograría considerando solo la explotación del rajo. Es decir, a partir del pit final y pit anidados del rajo y alturas económica mina subterránea, Figura 3, se calcula el NPV total (OP + UG) considerando los costos de extracciión y beneficio económico, lo que permite definir el punto de la transición, que el nivel que alcanza el máximo VPN, ver Figura 4. El cálculo del beneficio de cada nivel de explotración es realizado con la ecuación 1.

=−=  ×  ×  −  × 

(1)

Donde; G %: Cu: Precio multiplicado por ley de Cu T: Nivel: tonelaje, ton F: Factor de conversión (lb/ton) Cm: Costo Mina en US/t Cp: Costo Proceso en US/t El NPV es calculado sumando el beneficio de cada nivel de explotación en cada periodo como se indica en la la ecuación 2. Ecuación 2. Estimación NPV.

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NPV

=

 +

  ∑ P[UG] ] ]{i} × ∑ i,t P[OP]]{i} × + 

 +

− ∑i,t UG Investment i × (2)

Donde, t: tasa de descuento r % P [OP]{i}: Beneficio de cada nivel mina {i} usando método cielo abierto en US$ P [UG]{i}: Beneficio de cada nivel mina {i} usando método subterráneo en US$ Inversiones_UG: {i} Inversiones en preparación para acceder a cada nivel a través del nivel de producción. 1,000 800 D 600 S U M400

200 0

NVP Open Pit

NVP Underground

Total NVP OP+U

Figura 4 VPN para cada par Rajo – Subterráneo

REFERENCIAS 1.

FUENTES, S., 2004. Going to an underground (UG) mining method, Proceedings MassMin 2004, 633-635, Santiago Chile.

2.

Navarro A, Encina V, Fenner L, 2013. A methodology to define transition from open pit to underground operation of a mine, Navarro A, Encina V, Fenner L, Proceedings of the Third International Seminar on Mine Planning, MINEPLANNIG2013, Santiago, Chile.

3.

NEWMAN A., RUBIO E. Y YANO C., 2008.Optimizing the Transition from Surface to Underground Mining, Presentation in Workshop on Operations research in Mining, Viña del Mar, Chile.

4.

Solar A, 2012. Improve the Collahuasi business case through an open pit underground transition project, Solar A, Proceedings of MASSMIN 2012, Sudbury, Canada.

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Sistema integrado de análisis y reportabilidad de contructibilidad minera C. Díaz* 1, P. González 1, M. Gutiérrez 2 1 Superintendencia de Innovación y Desarrollo, División El Teniente, CODELCO

Chile. 2 MineRP Latinoamérica.

RESUMEN La Superintendencia de Innovación y Desarrollo (SID) de División El Teniente (DET), ha liderado la implementación de un sistema que permite la integración, análisis y reportabilidad de información minera de los proyectos de la División. Este tipo de sistemas es actualmente implementado en proyectos mineros de las compañías BHP Billiton, Rio Tinto, Anglo American, entre otras. La implementación de esta herramienta se basa en la estandarización de diseños y actividades de un proyecto desde su etapa conceptual y a lo largo de todas sus ingenierías, estableciendo reglas duras en la definición de cada elemento incorporado. Una vez establecidas las definiciones se debe generar una maqueta base del proyecto, considerando secciones características de los desarrollos, diseño de galerías, etc., para luego dar paso a la programación de las actividades y asignación de recursos con el fin de realizar múltiples análisis que permitan visualizar las acciones que deberán tomarse en diferentes escenarios buscando disminuir el riesgo asociado en el cumplimiento del tiempo programado. La reportabilidad de los proyectos se realiza a través de plataformas web, que poseen la capacidad de desplegar múltiples reportes y análisis respecto a la constructibilidad tanto en 2D como en 3D. Por otro lado, esta suite interactúa con información Divisional lo que permite una actualización periódica de la información a analizar. Dentro de estas actualizaciones se encuentran por ejemplo: mensuras de proyectos, análisis de modelos fotogramétricos en tres dimensiones para reportar avances en los desarrollos y variaciones de sobre o

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sub excavación en las labores, así como también la conectividad a bases de datos históricas de desarrollos y producción de la mina. Finalmente, todo el sistema entrega la posibilidad de generar control sobre las actividades de constructibilidad asegurando la adherencia a planes de obras, y por otro lado permite la evaluación de distintas alternativas de construcción considerando diferentes rendimientos de recursos y actualizaciones de diseños. La presente publicación recoge los principales hitos y desafíos de la estandarización e implementación de este sistema por primera vez en la Corporación.

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INTRODUCCIÓN Para asegurar la correcta puesta en marcha de un proyecto minero, es necesario asegurar previamente la etapa de constructibilidad. Bajo este punto de vista una de las tareas más complejas que debe enfrentar la minería subterránea tiene relación con el control y seguimiento de la preparación minera, que permitan una rápida gestión frente a posibles desviaciones respecto a los planes de obras u objetivos. Por todo lo anterior, la implementación del sistema integrado de análisis y reportabilidad para la etapa de constructibilidad, permite tener un control de múltiples KPIs (Key perfomance Indicators) de manera diaria y actualizada pudiendo estos ser analizados desde cualquier computador. Por otro lado, la reportabilidad gráfica de planes de obras y avances diarios en 3D, incluyendo tecnología de fotogrametría, permite a DET tomar acciones frente a lo que se está desarrollando.

METODOLOGÍA El proceso de trabajo de un proyecto puede ser considerado como la suma de 4 bloques fundamentales: (1) Inputs; (2) Procedimientos y Estándares; (3) Herramientas y (4) Outputs. En la Figura 1 se puede apreciar la interacción entre estas etapas enmarcadas en un proceso de gestión aproximado de 120 días.

Figura 1 Esquema de trabajo para el desarrollo de un proyecto. Fuente: Elaboración propia

En este contexto, resulta interesante analizar ciertas dimensiones respecto a los requisitos para la implementación de un sistema de información integrado:

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Estandarización de diseños El desarrollo de un proyecto comienza con la definición de estándares de diseño y codificación. Esta estandarización entrega la base para el desarrollo de las actividades posteriores por lo que es fundamental que entre todos los actores del proceso se llegue a un entendimiento y consolidación respecto a los criterios a considerar. Es necesario entonces, generar definiciones de diseño que caractericen cada galería o desarrollo para posteriormente poder realizar los análisis deseados en las galerías deseadas, así como también establecer una codificación propia de cada labor, definiendo atributos según sea el caso.

Definición de Diseño (DD) La herramienta definición de diseño reúne las características y parámetros de diseño que conforman las labores o actividades desarrolladas. El caso genérico considera las siguientes características para su definición: 

Color: Se le asigna un color o tonalidad a cada diseño dependiendo de su funcionalidad. En la Figura 2 se ejemplifica el caso del PNNM.

Figura 2 Definición de colores de acuerdo a funcionalidad del diseño. Fuente: Elaboración propia



Descripción: El nombre de los diseños está estructurado de la siguiente manera: SECTOR_NIVEL_GALERÍA, por ejemplo si se tiene un diseño cuya descripción es FP_NI_CHIM, esto quiere decir que el diseño se encuentra asociado a las labores que se encuentran en el sector footprint (FP), en el nivel de inyección (NI) y son chimeneas (CHIM).



Sección: Para todo diseño es necesario asignar un tipo de sección que convertirá las líneas ejes en galerías en 3D. En la Figura 3 se ejemplifica esta situación:

Figura 3 Asignación de definición de diseño a línea eje. Fuente: Elaboración propia

43


A continuación se presentan algunas definiciones de diseño creados para un caso real. DESCRIPCIÓN

COLOR

81

Chocolate

2

40

Fuchsia

FP_NT_LOOP

82

LightSteelBlue FH_POZOSFH

40

36

Yellow

FP_NT_PILOTO_PIQUE

83

Yellow

FH_POZOSPERF

5

70

Pink

16

Red

FP_NE_CABECERAS

2.6

66

17

Red

FP_NE_CHIM

1.5

75

14

Red

FP_NE_CRUZADOS

5.9

5.8

2.6

13

Red

FP_NE_FRONTON_EXT

3.8

3.7

1

Pink

FP_NH_ACCESOS

5.2

5.1

2

SandyBrown

FP_NH_CALLES

4.1

4.0

8

LightGray

FP_NH_CHIM_SLOT

4

PowderBlue

FP_NH_CRUZADOS

5.2

5

DarkTurquoise FP_NH_FRONTON

4.1

7

Red

FP_NH_FRONTON_EXT

6

Blue

FP_NH_FRONTON_INY

FH_DLLOHZ

ANCHO

ALTO

4.2

3.9

DIAMETRO / RADIO

N°

7.2

7.1

N°

COLOR

DESCRIPCIÓN

ANCHO ALTO

DIAMETRO / RADIO

6.2

6.1

3.34

IN_NX_ACCESO

8.9

6.7

4.44

LightGray

IN_NX_CARPETA

5.2

0.2

LigthBlue

IN_NX_BARRIO_CIVICO

5.2

5.1

2.6

62

CadetBlue

IN_NX_BARRIO_CIVICO_ANDEN_BUSES

8.2

5.9

2.6

2.6

58

DarkTurquoise IN_NX_FRONTON

4.2

4.1

2.1

2.6

71

Red

IN_NX_FRONTON_EXT

4.2

4.2

2.1

1.5

2.6

79

Blue

IN_NX_FRONTON_INY

4.2

4.1

2.1

1.5

78

Red

IN_NE_CABECERA

7.2

7.1

3.8

5.1

2.6

54

Red

2.95

4.0

2.6

69

Red

3.8

3.7

1.9

72

3.8

3.7

1.9

53

AntiqueWhite

Blue

IN_NE_CRUZADO

5.9

5.8

I N_NE_GALERIAS

5.2

5.1

2.6

IN_NH_GALERIAS

5.9

5.8

2.95

IN_NI_CABECERA

7.2

7.1

3.8

Figura 4 Ejemplo de definiciones de diseño para el PNNM. Fuente: Elaboración propia

Convención de Nombre La atributación de líneas o galerías es otra herramienta que apoya la definición de estándares para la programación de la preparación minera, debido a que estos permitirán seleccionar, filtrar, identificar y reportar de manera simple las actividades desarrolladas dentro de la plataforma. Una vez definidos el número de atributos por las partes involucradas estos son concatenados para generar la definición del nombre de cada labor o actividad programada. Para el ejemplo estudiado a lo largo de este documento se definieron 10 atributos que juntos, definen a una labor. Finalmente la estructura concatenada de estos atributos genera el Nombre y se define de la siguiente manera: MINA_SECTOR_UPROD_NIVEL_TIPO1ID1_TIPO2ID2_TIPO3_IDD Por ejemplo, el nombre asociado a un punto de extracción localizado en de la calle 5, zanja 7, del nivel de producción, lado este, pertenecientes al módulo 3 de un proyecto, del sector Sur del footprint de la mina NM sería, NM_SFO_M3_NP_CLL5_ZJA7_PEX_HW

Estandarización y definiciones de planificación Una vez definidos los estándares de diseños se crea una maqueta del proyecto considerando todas las obras y desarrollos. Estos son posteriormente secuenciados siguiendo planes de obras planificados y teniendo en cuenta direcciones de construcción. Esta secuencia se realiza orientando los segmentos según corresponda y conectándolos de acuerdo a la secuencia lógica preestablecida por el usuario (ver Figura 5). Este secuenciamiento entrega las definiciones iniciales para la próxima etapa la que corresponde a la programación de tareas en la cual se considera el rendimiento de equipos y la asignación de recursos, permitiendo la realización de análisis de ruta crítica y generación de directrices para el proyecto.

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Figura 5 Labores habilitadas para secuenciamiento, en rojo se destaca sección con conexión. Fuente: Elaboración propia

Definición de metro equivalente El concepto de metro equivalente permite comparar rendimientos entre secciones distintas de manera directa para así obtener una aproximación del tiempo y cantidad de insumos que se requieren para lograr el desarrollo de una galería a una sección determinada. El cálculo del metro equivalente considera una sección base correspondiente a la sección donde más experiencia se tiene dentro de la mina. De esta manera si se tiene una sección “A” el metro

equivalente respecto a perímetro de dicha sección se calcula como:

í ó   = í ó 

(1)

El cálculo por perímetro permite estimas recursos asociados al perímetro como lo es la fortificación. Por otro lado este mismo análisis realizar con el área:

Á ó   = Á ó 

(2)

Este caso entrega estimaciones asociadas al área de la sección como lo es el movimiento de marinas de esta sección A con respecto a la sección base que se tiene la experiencia.

Plataforma de programación de actividades En esta etapa se incorporan en el análisis parámetros como el rendimiento, equipos asociados a la construcción, sistema de turnos, etc. El ingreso de los recursos debe contemplar un adecuado registro de rendimientos de cada tarea así como también un rendimiento asociado al equipo los cuáles serán utilizados por la plataforma para guiar la secuencia de construcción considerando los recursos disponibles. Si bien la herramienta busca la asignación óptima de recursos y por ende del plan, es posible asignar preferencias de construcción a ciertas labores de manera que durante la asignación se prioricen dichas labores por sobre otras. Una vez establecidos el plan de construcción y la asignación de recursos, el programa entrega una visualización 3D de los desarrollos siguiendo la ruta óptima calculada. En la Figura 6 se aprecia

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completamente la plataforma EPS, donde la imagen a la izquierda presenta el plan de obras o carta Gantt con cada una de las labores mientras que del lado derecho se visualiza la representación 3D del mismo.

Figura 6 Plataforma de programación de actividades para la generación de road map del proyecto. Fuente: Elaboración propia

Este paso representa la última etapa en donde se hace uso de un software, una vez finalizada la asignación de recursos y el plan de obras toda la información es llevada a una plataforma on-line que permite visualizar reportes predefinidos, desde cualquier computador.

Trabajo en línea y multiproyecto Para el desarrollo de cada proyecto se establece un mecanismo que permite el trabajo de multiusuario para multiproyectos. Este sistema entrega la posibilidad de trabajar en varios proyectos a la vez y de manera simultánea para posteriormente generar un proyecto integrado. Una de las ventajas que posee el trabajo en una base de datos común o servidor es mantener trazabilidad de la información bajo un plan de trabajo que permita identificar cambios de diseño, de planificación, recursos, etc. y mantener un control sobre estos cambios. Finalmente, los requerimientos de personal para lograr implementar un proyecto con todos sus niveles productivos e infraestructura asociada contemplan: Un jefe de ingeniería que esté a cargo del proyecto, staff dedicado de Ingenieros que depende de la magnitud del proyecto pudiendo abarcar el desarrollo de más de 1 nivel por persona o para proyectos más complejos que se deba tener 1 ingeniero por nivel del proyecto. Finalmente puede ser necesario para el análisis de riesgo posterior un analista de riesgos que pueda integrar los resultados obtenidos con modelos de probabilidades.

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RESULTADOS Y DISCUSIÓN A continuación se presentan los resultados de reportabilidad obtenida así como también las potencialidades de análisis que se obtienen a partir del uso de este sistema integrado.

Reportabilidad 3D y 2D La visualización 2D de las labores permite el cruce entre información de los avances diarios y lo presupuestado según los planes de obras.

Figura 7 Reportabilidad en 2D. Fuente: Elaboración propia

Por otro lado, la reportabilidad 3D posee beneficios desde el punto de vista gráfico y de incorporación de información desde bases de datos actuales en la división. Algunas aplicaciones son: 

Visualización y análisis de excavaciones reales versus galerías planificadas para el estudio de sobre o sub-excavación.

Figura 8 Visualización fotogrametría y diseños de galerías planificadas. Fuente: Elaboración propia



Visualización de la programación de desarrollos mina. Esta opción permite una rápida validación del programa de construcción de manera gráfica, habilitando el análisis de períodos de tiempos específicos según requerimientos.

47


Figura 9 Visualización de un proyecto en servidor. Fuente: Elaboración propia



Reportes dinámicos. La plataforma entrega la posibilidad de generar reportes dinámicos según los requerimientos y atributos de cada proyecto previamente definidos y cargados en el sistema online.

Figura 10 Reportes dinámicos. Fuente: Elaboración propia

Capacidad de análisis Un sistema integrado de información permite generar análisis que permiten tomar decisiones frente a los múltiples escenarios que pueden surgir durante la construcción de un proyecto. Para mostrar la capacidad de análisis se consideró la evaluación de escenarios utilizando un proyecto actual de División el Teniente. A continuación se presentan algunos resultados:

Figura 11 (a) Nivelación de recursos considerando distintos rendimientos (b) Análisis mediante rendimientos en base a metro equivalente para los equipos. Fuente: Elaboración propia

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Análisis respecto a la cantidad de recursos asignada para los desarrollos utilizando la herramienta de sensibilidad de recursos asignados (equipos, cuadrillas, rendimientos), la cual distribuye de manera óptima los equipos disponibles.

En la Figura 11(a) podemos ver como varía la fecha de término proyectada para la construcción de un proyecto dependiendo de la cantidad de recursos asignados. El caso base posee un rendimiento global de los equipos de 250 metros por mes (en rojo). A medida que se incrementa este rendimiento (mediante una mayor cantidad de recursos) la fecha de término disminuye, sin embargo, existe un punto (curva morada) en que la fecha no sigue disminuyendo. Esto se debe a que no existen frentes disponibles para tantos recursos alcanzando un tope para el plan en ese punto. 

Asignación de recursos considerando rendimientos de metro equivalente

En la Figura 11(b) se considera el caso base con un rendimiento de 250 metros por mes, estos 250 m son independientes al tipo de galería y nos entrega una fecha de término del plan para aproximadamente el mes de mayo. Al realizar este mismo ejercicio tomando como rendimiento 250 metros equivalentes por mes, es decir, considerar un avance de 250 metros de acuerdo a la galería que se posee más experiencia, el plan de construcción aumenta en 6 meses su fecha

de término.

CONCLUSIÓN La implementación de un sistema integrado requiere la definición de procesos y estandarización general de metodologías de trabajo en las distintas etapas. Esta metodología tiene como base lograr una comprensión rápida de información actualizada de la mina que permita reaccionar frente a distintos escenarios y establecer trazabilidad en los cambios (diseño, recursos, rendimientos, mensuras). La estandarización del proceso de ingeniería asociado a la gestión integrada de la preparación minera es la base para contar con información simple y escalable que permita generar una metodología de trabajo entendida por todo el equipo a cargo. Esto además, permite la creación de una base de datos común para múltiples proyectos de manera que la información referente a estos pueda ser cruzada y analizada de manera efectiva, rápida y comparable por múltiples usuarios. Por otro lado, la definición de estándares debe identificar parámetros claves como los responsables de cada área e información así como la asignación de recursos y rendimientos a las actividades críticas. Finalmente se deben considerar inputs, outputs y plazos para cada etapa del proceso, entendiendo que es fundamental lograr un acuerdo entre todos los equipos de ingeniería asociadas al desarrollo del proyecto.

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Próximos desafíos La corporación posee como próximos desafíos lograr escalar la captura de la información online y efectos tecnológicos en equipos y rendimientos para potenciar la capacidad de decisiones frente a múltiples escenarios o incerteza.

REFERENCIAS 1.

González, P., & Hill, J. (2012). Mine2-4D and design process for Grasberg Block Cave (GBC) mine. Australia: MineRP (Australia) Pty Ltd.

2.

MineRP.

(Enero

de

2011).

Software

Products .

Obtenido

de

MineRP:

http://www.minerp.com/en/software-products.

3.

Superintendencia de Innovación y Desarrollo. (2015). Nota Técnica Metro Equivalente (GRMDSID-NT-Metro_Equivalente). Rancagua: SID, División El Teniente.

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Modelamiento avanzado de tronadura en División El Teniente Ismael D. Gottreux *1, Eduardo A. Córdova 2, Pedro A. González 2, Juan C. Videla 2 1 Orica, Chile 2 Superintendencia de Innovación y

Desarrollo, División El Teniente, CODELCO, Chile

RESUMEN El modelamiento de tronadura y la programación de códigos numéricos complejos capaces de simular el efecto de detonación del explosivo y su interacción con el macizo rocoso son áreas de desarrollo que han alcanzado gran potencial en la última década, impulsadas por los avances en hardware y desarrollo de sistemas capaces de procesar la gran cantidad de datos generados y utilizados para estos modelamientos. El desarrollo de las aplicaciones de simulación de tronadura se ha enfocado en mayor parte a la minería de cielo abierto, con una posterior implementación y adaptación de los códigos de cielo abierto a condiciones propias de minería subterránea tales como el confinamiento (mayores esfuerzos) y ausencia de caras libres. En esta línea, a través del memorando de entendimiento (MoU) que existe entre Orica y Codelco se pretende desarrollar capacidad instalada en Chile de modelamiento avanzado de tronadura para minería subterránea. El presente trabajo muestra la implementación de modelamientos de tronadura en minería subterránea en División El Teniente, el cual conllevó un proceso inicial de calibración, y su posterior aplicación en un área de investigación orientada a la interacción del explosivo y el macizo rocoso en la tronadura de bateas tanto en el aspecto de flujo interno del material, como de la tronadura de sus distintas fases, con repercusiones en el daño registrado en sus visera y en el pilar de roca anexo a la batea. Este análisis tuvo por finalidad inicial determinar de forma cualitativa las variables más críticas de generación de daño en viseras, y en base a esto poder tomar ciertas consideraciones de diseño a fin de garantizar una condición de mayor seguridad para el operador durante el proceso de extracción de mineral. *Mail: [email protected]

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INTRODUCCIÓN La aplicación de modelos numéricos de tronadura con variaciones en las condiciones estructurales y del ambiente de esfuerzos presente, permite establecer las opciones más factibles de lograr mejoras enfocadas en la disminución del daño a la roca circundante producto de la tronadura de bateas, y en la generación de un fracturamiento inducido sobre el área de socavación, mejorando la fragmentación primaria del macizo y su hundimiento. El proceso de modelamiento en si debe comprender una fase inicial de calibración de la herramienta con el fin de ajustar las condiciones de terreno conocidas, luego de lo cual se procede al proceso de simulación de distintas opciones, para seleccionar la o las opciones finales a modelar con mayor detalle.

METODOLOGÍA Software de tronadura El proceso de modelamiento (Figura 1) se inicia con la recopilación de los diseños iniciales de tronadura, las variables de entrada geomecánica (esfuerzos y propiedades del macizo rocoso), y los parámetros de perforación y tronadura (P&T), como tipo de explosivo, cantidad de detonadores, ubicación y secuenciamiento de estos. Luego, valiendo del MoU existente con Orica se hace uso de sus diferentes softwares, base de datos y módulos de explosivos para realizar modelamientos avanzados de tronadura. Mediante el uso de software y su base de datos propietaria de explosivos, se estiman las condiciones no-ideales de detonación a utilizar. Para el diseño del modelo, se utiliza el software Elfen para definir las geometrías, condiciones de borde, enmallado, y posición de los tiros. El detalle propio del diseño de P&T y su interacción con las geometrías definidas anteriormente, son manejadas por un módulo de explosivos, el cual funciona en paralelo al solver de simulación, y está basado en un código que ha evolucionado a partir del trabajo de Munjiza (Munjiza, 1992), y es capaz de simular la detonación no-ideal de un explosivo dentro de una perforación, la generación de fracturas que esto ocasiona, el movimiento del macizo rocoso circundante debido a los efectos inducidos de tensión-deformación, y la influencia dinámica de los gases desde la perforación y a través de toda la red de fracturas (Minchinton & Lynch 1996). A través de este módulo se logra determinar la variable DEM ( Discreete Element Mass) que permite detectar los fragmentos de rocas que están totalmente desacoplados del

macizo y presentan un potencial de falla (se define un elemento desacoplado este es rodeado por fracturas que se generan durante la simulación). El post-procesamiento de datos y resultados, se realiza en el módulo de análisis “ Damage Zone”, que permite evaluar en cada

elemento finito (macizo rocoso), el daño acumulado con un factor que va de 0 a 1, donde 0 es sin daño, y 1 representa al elemento fracturado. Mediante el cálculo de la suma de los daños ponderados por área es posible calcular el daño total asociado a una región determinada. Por

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consiguiente, es posible calcular la cantidad de daño total que se atribuye a las micro-fracturas y la longitud total de todas las fracturas para dicha región (Dare-Bryan et al., 2013).

MBM SoH HelFire

 

    

 Sabfrag DamageZone

Prism

  

Figura 1 Esquema de flujo de trabajo de modelamiento

El modelo de generación de fracturas que utiliza el módulo de Orica, se sustenta en un modelo elasto-plástico simplificado de Rankine, donde el daño y deterioración progresiva de los elementos es evaluado en el tiempo. Las fracturas son generadas si o solo si se cumplen dos condiciones: 1) la tensión en el elemento sobrepasa el esfuerzo límite a la tracción, 2) se alcanza una deformación necesaria para completar el ciclo de carga y descarga del material. De lo contrario (si se sobrepasa resistencia a tracción en el elemento pero no se logra alcanzar deformación total), el elemento queda con un daño residual que se cuantifica a través de la degradación del módulo de Young (Figura 2).

Figura 2 Modelo de fractura basado en criterio de Rankine (Software Elfen/Explicit 1995)

Calibración del modelo La calibración se realizó en base a una prueba masiva de pre-acondicionamiento intensivo (explosivos y fracturamiento hidráulico) realizada en mina Sur Andes Pipa (Suapi) de la división El Teniente entre los años 2010-2012. En la cual se tronó emulsión cargada en 5 ¾ pulgadas

53


en roca Dacita (intrusivo félsico competente) en un ambiente de esfuerzos

25    = 14 .

 = 33 , =

En particular, se utilizó para el modelamiento el registro en términos de fracturas DDE y FH que se obtuvo en el tiro de auscultación SG-0391 del sector Suapi entre los pozos de DDE TPZ4 y TPZ5, para reproducir este escenario en el software y calibrar el modelo. Luego de variar los parámetros de los modelos se pudo ajustar la frecuencia de fracturas a los registros, obteniendo, 8 de las 9 fracturas registradas en el tiro de auscultación producto del DDE, coincidentes en ubicación. Básicamente, la calibración se hace variando las condiciones de detonación no-ideales del explosivo (la curva de presión de detonación versus tiempo; Presión de Von Neuman, Presión Cj y tiempo de detonación), de este modo no es necesario modificar condiciones geomecánicas, geotécnicas o restricciones de borde del modelo. Los resultados obtenidos fueron coincidentes en términos de cantidad y ubicación de fracturas con aquellas registradas en los tiros de auscultación, con un 89% de compatibilidad, se procedió a desarrollar los modelos de bateas.

Figura 3 Calibración del modelo de tronadura con datos de tiro auscultación SG-0391 resultados y discusión

Bateas – Daño en viseras El modelamiento de tronadura de bateas busca establecer el área de daño generada por el explosivo en su entorno inmediato, especialmente en las vísceras del punto de extracción. La composición del modelo de bateas se basa en el uso de elementos discretos en el área interna tronada por el explosivo, y el uso de elementos finitos en el entorno de la batea representando el macizo rocoso. El material que se ubica dentro de la batea, en el cual se ubican los tiros, tiene la posibilidad de fluir dentro de ella. Este dominio permite activar y desactivar distintas regiones según se desee (Fase I: Tronadura del Canalón, Fase II: Resto de

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la batea). El comportamiento del macizo rocoso, en la parte exterior de la batea se rige por la mecánica de fractura y degradación del módulo de Young. Los supuestos ocupados para el modelamiento fueron: 

Todas las bateas se modelaron con tiros cargados con ANFO a 3 pulgadas, VoD 3239 m/s a partir de las estimaciones de PRISM



Modelamiento de sección 2D de la batea que pasa a través de las zanjas, entre dos calles.



Modelamiento comienza una vez que ya se removió el material de la chimenea central (a fin de observar flujo preferencial de material por efecto de cara libre generada)

Inicialmente se modeló una batea de hundimiento convencional, con una altura de 15m desde el piso del Nivel de Producción (N)

Figura 4 Vista en elevación de batea convencional 15 metros

Luego se procedió a analizar dos bateas que están en proceso de implementación en la División: 1. Una batea de hundimiento convencional de un mayor tamaño 18m piso NP a techo de la batea, la cual se encuentra 7m bajo el nivel de hundimiento (NH):

Figura 5 Vista en elevación de batea convencional 18 metros

2. Una batea que corresponde a un hundimiento avanzado (HA) con una altura de 18m del piso del NP al piso del NH):

55


Figura 6 Vista en elevación de batea hundimiento avanzado NewDET

A modo ilustrativo, se muestra la secuencia de detonación de la batea convencional de 15 metros (Figura 6) en la cual pueden apreciarse las diferentes fases de detonación y supuestos. Se inicia el modelo una vez removido el material de la chimenea, luego la tronadura de la primera fase y posterior remoción de dicho material. Para luego tronar la segunda fase, y ver el efecto de desgaste en las viseras producto del flujo del material a través de la batea (para poder observar un flujo continuo, cada vez que se llena de material el UCL, se remueve dicho material, para permitir que la roca siga fluyendo).

Tronadura Fase I

Fin Fase I

Tronadura Fase II

Flujo material

Figura 7 Fases de detonación y flujo a través del tiempo en batea convencional 15 metros

De los modelamientos se establece que: Los bloques que se evidencian en las viseras hacen referencia al comando Discrete element mass, y se definen como sectores con mayor potencial de daño. 

El mayor daño en la estructura circundante de la geometría de la batea (Crown Pilar) se evidencia en la batea convencional de 18 metros de techo, con un alcance potencial de 4.6 metros de daño en las viseras.



Si bien, la batea de HA también posee mayor cantidad de kg/retardo (204 kg vs 170 kg en fase II en dicha sección), al ser un hundimiento avanzado, se considera la zona directamente sobre la batea como ya tronada, lo que contiene la expansión de fracturas y daño en la zona superior (1.1m de extensión promedio).

56


En las bateas convencionales el techo de la batea está directamente en contacto con roca no-tronada (post-hundimiento), razón por la cual la batea de 18m genera un mayor daño en la parte superior (5.0 metros de extensión promedio), esto podría ocasionar problemas a los tiros negativos de las paradas de socavación perforadas desde el nivel de hundimiento.



Es claro que aquella que sufre menos daño es la batea con hundimiento avanzado con un daño máximo en viseras de 2.9 metros extensión de fracturas, cuya geometría, probada originalmente en NewAfton (Fiscor, 2012), demostró que favorecía el flujo del material, y por ende una disminución en el daño registrado. Seguida de la batea convencional de 15 metros, que es aquella que tiene la menor cantidad de kg/retardo.

Batea Convencional

Batea Convencional

Esm B2

ExtEsmFw

Batea NewDET

Figura 8 Resultados de potenciales daños en viseras de los tres diseños de bateas modelados

De los resultados, lo más claro (en los tres escenarios), es que el mayor daño en las viseras se genera al momento de la detonación de la carga explosiva de la segunda fase, lo cual se traduce en una posterior rotura del material de las viseras por flujo de material a través del tiempo.

Bateas – Esfuerzos efectivos De forma adicional, a fin de evaluar el impacto en la variación de los esfuerzos inducidos por la tronadura y su consiguiente daño en la infraestructura, se realizó un modelamiento en el que se grafican los esfuerzos efectivos (módulo del valor resultante en cada nodo entre el esfuerzo vertical y horizontal) a lo largo del tiempo.

Batea Convencional

Batea Convencional

Batea

15 metros

18 metros

Hund.Avanzado

Figura 9 Modelamiento de esfuerzos efectivos en bateas

57


De los resultados se entiende que el período más crítico en generación de daño es la detonación de la segunda fase de la batea. Motivo por el cual, en la figura 9, se ilustra los esfuerzos efectivos registrados al momento de inicio de detonación de la segunda fase. En ellos se observa gran daño en las viseras en los 3 casos, y adicionalmente se corrobora lo explicitado anteriormente; en las bateas con método de hundimiento convencional se evidencia un daño mucho mayor en el techo, que en la batea con método de hundimiento avanzado dado que la roca en el techo ya se haya previamente tronada. Los esfuerzos efectivos con los cuales se modeló el sector son de 33.4 MPa

  √σ   σhz , y al momento de la tronadura los esfuerzos efectivos inducidos por el explosivo en la cercanía de la perforación sobrepasan los 90Mpa, alcanzando valores de hasta 1500 Mpa, motivo por el cual dicha zona queda intensamente fracturada (color rojo en la Figura 9).

Batea Convencional 15 metros

Batea Convencional 18 metros

Batea Hund.Avanzado

Figura 10 Modelamiento de esfuerzos efectivos en bateas producto del flujo de material

Al término de la tronadura de la segunda fase, los esfuerzos efectivos registrados en el techo disminuyen, pero aquellos registrados en las viseras siguen siendo significativos productos del flujo de material y torque que aplica el flujo sobre la visera.

58


CONCLUSIÓN Calibración del modelo 

En el modelo se registra extensión máxima de fracturas del orden de 7-8 metros, con una extensión promedio de fracturas de 4-5 metros. Similar a la extensión promedio de 5 metros y máximas de 8 metros medidas en Suapi gracias a recuperación de testigo y borehole camera (Brzovic et al., 2014).



Luego de variar los parámetros del modelo se pudo ajustar la frecuencia de fracturas a los registros. Las ubicaciones de las fracturas fueron coincidentes en cantidad y ubicación con aquellas registradas en el tiro de auscultación con un 89% de compatibilidad

Bateas – Daño en viseras 

Se logró realizar modelamiento numérico avanzado que permita evaluar el daño en viseras y pilar adyacente por efecto tanto de la tronadura como del flujo de material, considerando cara libre inicial (chimenea) y dirección preferencial de flujo de material hacía ella.



En los tres escenarios, el mayor daño en las viseras se genera al momento de la detonación de la carga explosiva (segunda fase) y no del flujo del material. Si bien, el flujo del material dentro de la batea se traduce en una posterior rotura del material de las viseras, el aspecto fundamental para el control del daño en las viseras se asocia al correcto secuenciamiento entre tiros dentro de una misma fase.

Próximos desafíos 

Realizar variaciones en los secuenciamientos entre tiros, las orientaciones de estos y largos de taco de la batea convencional de 15 metros, para posterior análisis de sensibilidad en base a registros de terreno. Para de este modo, validar modelamientos y extrapolarlo a otras condiciones y/o diseños futuros de la mina.



Realización de geo caracterización de tiros confinados aislados de emulsión para disponer de información de primera fuente y ser capaces reforzar calibración y uso de distintos software de tronadura utilizados en la División El Teniente.

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REFERENCIAS 1.

Brzovic, A, Alvarez, J, Schachter, P, Webb, G, and Rogers, S, 2014a, 'Discrete Fracture Network Modelling to Quantify the Impact of Intensive Rock Mass Preconditioning at the El Teniente Mine, Chile'. Abstract accept to the 1

st

International Conference on

Discrete Fracture Network

Engineering, Vancouver, October 2014. 2.

Dare-Bryan PC., Schoeman J. Blast optimisation through computer modelling of fragmentation, heave and damage. Taylor & Francis Groupon, ISBN 2013, London, England.

3.

ELFEN/Explicit. (1995). Rockfield Software. Swansea, Wales.

4.

Fiscor, S. 2012. New Gold´s New Afton Reaches Commercial Production.Engineering & Mining Journal, Australia, September 2012.

5.

Minchinton, A. & Lynch, P.M., 1996, Fragmentation and Heave Modelling using a Coupled Discrete Element Gas Code, Proc. 5th. Int. Symp. on Rock Fragmenta- tion by Blasting, Montreal, Canada, 25 –29 Aug, A.A. Balkema, Rotterdam, pp. 71 –80.

6.

Munjiza, A. (1992). Discrete elements in transient dynamics of fractured media. Phd thesis Dept. Of Civil Engineering University College Swansea, University of Wales.

60


Evaluación in-situ de elementos de fortificación mediante técnicas geofísicas H. Peñaloza* 1, P. Lara 1, E. Rodríguez 1, V. Barrera 1, G. Pinilla 2 1 Instituto de Innovación en Minería y Metalúrgica IM2 – Filial 2 Gerencia de Tecnología e

CODELCO Chile

Innovación GTI – CODELCO Chile

RESUMEN La fortificación de las galerías se cuenta entre las actividades más importantes involucradas en minería subterránea, ya que su correcta ejecución garantiza un ambiente seguro de trabajo tanto para el personal como para los equipos, asegurando así una explotación sustentable. Tomando en cuenta que las condiciones de explotación experimentan una constante evolución, el desarrollo continuo tanto de las técnicas como también de los sistemas de refuerzo y soporte representan una necesidad de mejora creciente. Frente a estos desafíos es fundamental fomentar la evaluación de los sistemas de fortificación; desarrollando métodos, técnicas y modelos que permitan comprender su interacción cabal con el macizo rocoso. Con este objetivo se diseñaron y ejecutaron pruebas dinámicas in situ, complementarias a los usuales ensayos estáticos de laboratorio, para evaluar mediante técnicas geofísicas (tomografía sísmica de refracción, medición de velocidades de propagación) el desempeño de elementos de fortificación en su interacción con el macizo para su análisis. Estas pruebas permitieron garantizar que a pesar de dañar notoriamente el macizo rocoso frente a un evento dinámico, los elementos de fortificación continúan cumpliendo su función sin averiarse. Mediante las pruebas fue posible medir el daño implicado en el macizo rocoso post-evento dinámico y fue posible medir deformaciones en tiempo real en los elementos de fortificación durante la ejecución de eventos dinámicos.

* Correo electrónico: [email protected]

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INTRODUCCIÓN La medición de la eficacia de los sistemas de fortificación frente a solicitaciones dinámicas, cada vez toma mayor relevancia en el desarrollo de proyectos subterráneos dado el aumento de ocurrencia y el daño que provocan este tipo de fenómenos. Así la tarea de definir esquemas de fortificación idóneos para los distintos escenarios de acción incumbe a todos los actores de esta industria, i.e. mineras, proveedores, centros de investigación, etc., debe ser adoptada como una iniciativa que permita, además de generar nuevos productos, uniformar criterios respecto del desempeño de los elementos de fortificación para así entregar seguridad al personal, equipos e infraestructura. Enmarcada en este contexto la GTI – CODELCO e IM2 – CODELCO han efectuado pruebas de validación in situ para evaluar el desempeño de elementos de fortificación frente a eventos dinámicos. Las pruebas consistieron en la instalación de los elementos de fortificación y soporte en sectores seleccionados en la caja de una galería subterránea de la Mina Escuela el Brillador, Depto. de Ingeniería de Minas Universidad de la Serena, para ser evaluados bajo la acción de una solicitación dinámica provocada por cargas explosivas. Para evaluar el potencial daño del macizo y de los elementos de fortificación se realizaron mediciones de PPV en los diferentes sectores seleccionados. La manera de registrar el daño a causar con el uso de las cargas explosivas en el macizo rocoso fue midiendo Vp para cada una de los sectores de prueba, mediante sísmica de refracción, técnica geofísica que entrega por resultado una imagen con las distribuciones de velocidades de propagación asociadas a la roca.

METODOLOGIA La evaluación in-situ de elementos de fortificación mediante técnicas geofísicas, consistió en 3 etapas, desde la instalación de los elementos de fortificación y soporte hasta el registro e interpretación de las variables PPV y Vp.

Instalación de elementos de fortificación y soporte Los elementos de fortificación y soporte dentro de una mina subterránea se instalaron en 12 sectores. Los pernos de fortificación en cada sector siguieron la distribución mostrada en la Figura 1.

Figura 1 Distribución de pernos para cada sector

62


Cada sector fue reforzado considerando combinaciones de diferentes de elementos de refuerzo y soporte. Los elementos fueron los siguientes: 

Conjunto de perno helicoidal 22mm, Acero Calidad A440-280H



Conjunto de barras helicoidales hibridas 22mm, producto desarrollado por GTI CODELCO – IM2 CODELCO



Malla Galvanizada MFI 3500/75, formato 2.5 x 25m



TSL “Poliurea GIP”, espesor utilizado de 0.5 cm

El largo de los pernos utilizados fue de 1.3 metros. Para la instalación se utilizó resina bicomponente de silicato CARBOTHIX 2. En la Tabla 1 se pueden observar algunas propiedades del macizo rocoso por sectores.

Tabla 1 Propiedades del macizo rocoso por sectores Sector 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12

UCS (MPa) 110-130 110-130 120-140 120-140 100-120 100-120 100-120 100-120 100-120 100-120 100-120 100-120

RMR 70 70 59 59 66 66 66 62 62 70 72 72

Frecuencia de Fracturas por metro 2 4 4 3 4 3 4 4 4 4 4 2

Figura 2 Barras helicoidales hibridas instaladas en caja de galerías

Generación y medición de evento dinámico El evento dinámico se realizó mediante explosivos. El principal objetivo fue posicionar la carga detrás de los sectores a evaluar, para esto se hizo una perforación paralela (tiro) a la horizontal,

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pero inclinada con respecto a la superficie de la galería. La configuración de los tiros aparece en la Figura 3.

Figura 3 Esquema geométrico de los tiros para eventos dinámicos

El PPV requerido para los eventos dinámicos es aquel que permite generar nuevas grietas, es decir, superar el PPV crítico definido en criterio de daño (Holmberg & Persson, 1979). La medición de esta variable se llevó a cabo con geófonos triaxiales (GS14LS de 28Hz) y un sismógrafo Darqlink III como sistema de adquisición de datos. El explosivo utilizado fue EMULTEX_CN (cartucho de emulsión con dimensiones de 1½” x 16”)

y con tacos de greda.

Sísmica de refracción Para la ejecución de la sísmica de refracción se utilizó un sismógrafo Darqlink III más 24 geófonos uniaxiales, para efecto de medición de los sectores se realizaron 8 perfiles tomográficos. Este último concepto se refiere a la configuración lineal de geófonos instalados en superficie para lograr caracterizar el sector de interés mediante sísmica de refracción. Considerar ejecución de la técnica de la misma manera, previa y posterior al evento dinámico.

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Tabla 2 Distancia entre geófonos por ventanas de prueba tomografía pre- tronadura Sector 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12

Perfil 1 1 2 3 4 4 5 5 5 6 7 8

Distancia entre geófonos (m) 1 1 1 1 1 1 2 2 2 1 2 2

Figura 4 Ejecución sísmica de refracción

Instrumentación de elementos de fortificación Complementando las técnicas ya descritas, se configuro un sistema sobre las barras helicoidales cuyo objetivo fue medir su deformación durante el evento dinámico. Esta técnica se ejecutó con un acondicionador de señal formado por 3 puentes Wheatstone independientes con resistencias fijas de 120 Ω, 3 amplificadores instrumentales de ganancia en base a circuito

integrado INA131AP, 2 strain gauge (uno posicionado en el sentido transversal y otro en el sentido longitudinal) de 350 Ω con factor de gauge 2,1 y sismógrafo Darqlink III como sistema

de adquisición.

RESULTADOS Y DISCUSIÓN Generación y medición de evento dinámico La generación de eventos dinámicos puede originarse a partir de distintas fuentes sísmicas, tales como fuente mecánica, fuente eléctrica o mediante explosivos, siendo esta última la opción considerada en la ejecución de las pruebas. Para medir la intensidad del evento

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dinámico se realizaron mediciones de PPV en la superficie del sector que posee los elementos de fortificación, este permitió reflejar la transmisión de la onda sísmica en el sector en cuestión. Medir esta variable permite interpretar la energía que está generando el evento dinámico sobre el sector evaluado. La magnitud de energía que solicite al sistema tiene que ser representativa de la demanda típica existente en condiciones in situ, tal como se representa en la Tabla 3 (Thompson, Villaescusa &. Windsor, 2012).

Tabla 3 Demanda típica del macizo rocoso sobre el sistema de fortificación y soporte Categoría de demanda Baja Media Alta

Nivel de esfuerzo (kPa) <250 250-1,000 >1,000

Energía (kJ/m ) <15 15-25 >25

La ejecución de las pruebas, bajo los alcances del proyecto, permitió obtener hasta el doble del PPV crítico estimado para los sectores en cuestión, obteniendo un promedio cercano a los 1650 mm/s, esta magnitud permitió generar nuevas fracturas y eyectar pequeños fragmentos de roca en la superficie analizada. Al realizar mediciones de PPV y complementarlo con información propia del macizo, es posible interpretar como se distribuye la demanda de energía dentro del sector analizado (Potvin & Heal, 2010), siendo relevante la presencia de geófonos triaxiales ubicados en lugares estratégicos para una correcta lectura e interpretación del efecto medido.

Sísmica de refracción Esta técnica permitió evaluar la disminución de la calidad de la roca producto de las vibraciones generadas por evento dinámico. Para distinguir la variación entre los valores de Vp de la roca antes y después de la tronadura se generó una imagen con variación porcentual de Vp obtenida a partir de la siguiente relación:

 ó   = 100 1−   

(1)

La ejecución de esta técnica in situ permite interpretar información tal como se representa en la Figura 5.

Figura 5 Variación porcentual Vp en sectores evaluados

66


De la Figura 5 se puede interpretar que los sectores dañados por la tronadura redujeron aproximadamente hasta un 50% el valor de Vp medido, es decir, la calidad del macizo se redujo. De esta información es posible además deducir que la solicitación ejercida sobre el perno no es uniforme debido a la anisotropía inherente del macizo para la transmisión de la energía, identificando zonas con distinta magnitud de daño. Con respecto a la calidad de roca, los mejores criterios a analizar son los índices geomecánicos y es por ello que existen varias relaciones empíricas que permiten relacionar la variable Vp con índices geomecánicos tales como el Q de Barton (Barton, 2007), nivel de deformación inducida en la roca Ԑ, entre otros.

Instrumentación de elementos de fortificación Los elementos instrumentados con strain gauge permitieron registrar deformación en los elementos de fortificación durante el evento dinámico. En la Tabla 4 y Figura 6 se muestran algunos resultados obtenidos.

Tabla 4 Resultados para elementos de fortificación instrumentados, durante el evento dinámico. Elemento de fortificación instrumentado En sector 7 En sector 9 En sector 10

Deformaciones en elementos de fortificación

Deformación en roca PPV/Vp

Με

με

199 396 227

393 397 350

Figura 6 Deformación en micro strain para elementos de fortificación instrumentado en sector 7

Los resultados obtenidos reflejan que mediante esta técnica es posible medir deformaciones en un elemento de fortificación frente a una solicitud dinámica en tiempo real. Con respecto a la precisión e interpretación de datos queda el desafío de investigar y evaluar la posibilidad de incorporar nuevas tecnologías, que permitan mejorar la calidad para este tipo de análisis.

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CONCLUSIÓN La sísmica de refracción demostró ser una técnica apropiada para poder dimensionar el daño provocado en el macizo rocoso frente a eventos dinámicos, ya que la principal variable a medir es Vp, que al relacionarla con índices geomecánicos, entregan una interpretación directa a la calidad de roca. Estas pruebas permitieron demostrar que a pesar de la disminución de la calidad en la roca como consecuencia de la tronadura, los elementos de fortificación no fueron afectados y siguieron cumpliendo su función. Los resultados del evento dinámico se ejecutaron en conformidad con lo esperado en función de los daños obtenidos en el macizo rocoso, validando esta configuración frente al objetivo propuesto. Además esta experiencia revela lo importante que es considerar el comportamiento del macizo rocoso ante solicitud de vibraciones ya que es el principal medio que transmite el efecto sobre los elementos de fortificación. La instrumentación de elementos de fortificación in situ permitió medir deformación propia de los elementos durante el evento dinámico, haciendo viable un sistema de monitoreo en tiempo real frente a solicitudes dinámicas, sin embargo se concluye que esta incitativa está sujeta a cambio aumentando la precisión y evaluación utilizando otras tecnologías afines.

AGRADECIMIENTOS Los autores agradecen el respaldo de CODELCO en el marco de la ejecución del Proyecto API M11DE12 “Conceptualización y experimentación de elementos de fortificación triturables” y al

Departamento de Ingeniería de Minas de la Universidad de la Serena por colaboración en la ejecución de las pruebas. A su vez, Hans Peñaloza agradece especialmente la valiosa colaboración de Juan Bugueño, integrante del staff de Ingeniería de Minas de dicha casa de estudios, que gracias a su dedicación sobresaliente permitió ejecutar un trabajo satisfactorio.

REFERENCIAS 1.

A. G. Thompson, E. Villaescusa, C. R. Windsor, Geotechnical and Geological Engineering 30(3) 2012, Ground support terminology and classification: An update.

2.

N. Barton, Rock mass characterization for excavations in mining and civil engineering, In C. Mark, R. Pakalmi, R.J. Tuchman (eds), Proceedings of the International Workshop on Rock Mass Classification in Underground Mining, Pittsburgh NIOSH, p 3-13, 2007.

3.

R. Holmberg, P. A. Persson, Proc. Tunneling ’79, Design of tunnel perimeter blasthole patterns to

prevent rock damage, IMM London, 1979.

4.

Y. Potvin, D. Heal, Dynamic testing of high energy absorption (HEA) mesh, In M. van Sint Jan, Y. Potvin (eds), Deep Mining 2010, Santiago, p 283-300, 2010.

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Sistema de perforación Wassara Johan Jeansson 1, Fredrik Egerström 2, Presentado por Andrés Duarte 3 1 Ingeniero de R&D LKAB 3 ACH

Wassara AB, 2 Ingeniero de diseño LKAB Wassara AB

Drilling Ltda. Chile

RESUMEN El principal problema de la perforación hoy es la deviación de los pozos. El sistema Wassara disminuye este problema al mínimo. Wassara es una empresa Sueca, cuyo dueño es la empresa LKAB (dueña de las minas Kiruna y Malmberget) que solo crea elementos para la perforación que no existen en el mundo minero y de la construcción, es decir; pura innovación sueca para la perforación. Un ejemplo de esto es el sistema de perforación Wassara, que es una de las más importantes innovaciones en la historia de la perforación. En el sistema Wassara el martillo DTH es propulsado por agua en vez de aire comprimido, esto permite que cada metro perforado sea económicamente más conveniente y amigable con el medio ambiente. Lo anterior se basa en su alto rango de penetración y bajo consumo de energía eléctrica. Existen varias ventajas y beneficios que este sistema ofrece, entre los principales se puede mencionar la gran profundidad de la perforación y su gran rectitud de los pozos. La perforación de tiros largos con desviaciones menores a 1% permiten aumentar la distancia entre sub niveles, perforación de slot y chimeneas que pueden ser “quemadas” en un evento o como VCR.

El consumo de energía eléctrica es aproximadamente un tercio de la utilizada por un compresor. El sistema Wassara ha perforado tiros slot, zanjas y otros en El Teniente. En División Andina se ha realizado perforación para el pre-acondicionamiento del block y pozos de servicio, en C.M San Gerónimo se perforan actualmente chimeneas. Hay experiencia en Chile de otras empresas, en el área de Obras Civiles, en las cuáles el sistema Wassara se desempeña con mucho éxito.

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INTRODUCCIÓN En el sistema Wassara el martillo DTH es propulsado por agua en vez de aire comprimido, esto permite que cada metro perforado sea económicamente más conveniente y amigable con el medio ambiente. Lo anterior se basa en su alto rango de penetración y bajo consumo de energía eléctrica. Existen varias ventajas y beneficios que este sistema ofrece, entre los principales se puede mencionar la gran profundidad de la perforación y su gran rectitud de los pozos. LKAB (Minera estatal sueca) es la empresa sueca dueña de Wassara. La razón de esto, es que éste es el único sistema de perforación usado en las Minas de Malmberget y Kiruna en el norte de Suecia. En minería, la perforación de tiros largos con desviaciones menores a 1% permite aumentar la distancia entre sub-niveles, perforación de spot y chimeneas que pueden ser “quemadas” como VCR o de un disparo (con emulsión y detonador electrónico). En Chile tenemos perforaciones para chimeneas con desviaciones de 0%. El consumo de energía eléctrica es aproximadamente un tercio de la utilizada por un compresor.

PROBLEMÁTICA ACTUAL EN LA OPERACIÓN En minería subterránea, normalmente la perforación empieza a desviarse a los 12 o 15 m siendo esta la limitante para la perforación de Chimeneas, usadas como “cara libre” en el

sistema Sub Level Stoping o la Chimenea que es la primera fase de una Zanja que recibirá el material del hundimiento. Esto limita entonces la perforación de Chimeneas más largas o bien las Minas deben usar un sistema más caro para hacerlas. Al desviarse la perforación, el explosivo no queda ubicado como fue calculado teóricamente, sino que por el contrario, queda con un espaciamiento muy grande en el fondo que no permite que la roca sea tronada, quedando “colgada” la Chimena o la zanja completa, como muestra el

esquema siguiente

Figura 1

70


Este es un caso común, donde una porción menor de la energía del explosivo se ocupa en fracturar la roca y la mayor parte de esta energía, se transforma solo en vibración que provocará daño a las labores cercanas por ejemplo: los puntos de extracción de las Zanjas. Ante esta problemática, es que se presenta la perforación con el sistema Wassara, puesto que permite hacer pozos largos con desviaciones no mayores al 1%.

DESCRIPCIÓN DEL SISTEMA WASSARA El sistema consiste en: 

Una bomba de agua para alta presión y caudal sobre 250 l/min



Un swivel y unidad de rotación adecuados para trabajar con agua.



Martillo, barras y bits Wassara

Este sistema puede ser montado en casi cualquier jumbo de producción de los modelos actualmente trabajando en Chile.

ALGUNOS PRINCIPOS PRÁCTICOS DEL SISTEMA WASSARA El pistón en el martillo Wassara trabaja con a una frecuencia mayor que el pistón del sistema neumático. Por esta razón, la sarta de barras debe rotar un poco más rápido que en el sistema neumático, para que los botones del bit estén siempre rompiendo roca “fresca” Si la velocidad de rotación es muy baja, los botones golpearan roca fracturada lo que disminuirá la velocidad de penetración. Si además, se perforara con una baja velocidad de rotación se producirá un incremento en el desgaste de los componentes del martillo. Por consiguiente, la velocidad de rotación debe ser aumentada hasta que el máximo rango de penetración sea alcanzado. Como es sabido, la velocidad de rotación óptima depende de la formación. La velocidad de rotación normalmente debe ser aumentada cuando se perfora en roca blanda. Si la velocidad de rotación es muy alta, los botones periféricos del bit se desgastarán prematuramente. La regla de oro es que la velocidad perimetral debería no ser mayor a 0,5 metros por segundo. Algunos valores recomendados, para este sistema se muestran en la Tabla 1:

71


Tabla 1 Parámetros de Perforación Martillo

Ø de perf.

Presión

Frecuencia

Vel. Rot.

Wassara

(mm)

(bar)

(Hz)

(RPM)

W 50

58 – 70

150

70

100 – 200

W 70

78 – 95

160

70

80 – 120

W 80

90 – 100

180

65

60 – 100

W 100

108 - 130

180

65

25 – 50

W 120

130 - 153

180

55

45 – 75

W 150

152 - 206

150

40

40 – 65

W 200

216 - 254

160

30

25 – 50

RAZONES DE LA PERFORACIÓN SIN DESVIACIÓN Debido al Martillo: La rectitud del pozo se mantiene debido al ajustado contacto del martillo con las paredes éste. Dado que el medio para barrer el cutting es agua, ésta necesita menos velocidad y espacio anular. Lo anterior permite al martillo Wassara tener un diseño similar a una barra estabilizadora cuyas “aletas” están separadas 2 mm de las paredes del pozo. Esto hace que el martillo no se desvíe (ver Figura 2)

Figura 2

Debido al Bit: La velocidad del barrido con aire es normalmente del orden de 25 m/seg. En el sistema Wassara (debido a la densidad del medio de barrido) esta velocidad es inferior a 1 m/s y la presión con que sale el agua del bit es menor a un bar de presión. Es importante recordar que

el agua es un elemento incompresible, por lo tanto no se expande al salir del bit.

72


Lo anterior significa que la poca presión del agua en el fondo del pozo no produce la sobre excavación de éste. Al no producirse un mayor espacio en el fondo del pozo, el bit no tiene opción de desviarse. Ver Figura 3

Figura 3

APLICACIONES EN PERFORACIÓN DE PRODUCCIÓN El sistema Wassara permite hacer perforaciones muy largas (sobre 100 m) y muy rectas (desviaciones menores a 1%). Lo anterior da la posibilidad de aumentar la distancia entre sub niveles de producción, con el consiguiente ahorro en labores de desarrollo, lo que implica ahorro de dinero considerable por este concepto. Un buen ejemplo de esto, lo constituye la minera estatal sueca LKAB dueña de de las Minas de Malmberget y Kiruna, donde el único sistema de perforación usado es el sistema Wassara. Cada año LKAB perfora más de 110.000 m con Wassara (a la fecha más de 14 millones de metros). El sistema de explotación usado por la estatal sueca es el Sub Level Caving. Lo anterior se fundamenta en: Hasta el año 1985 LKAB tenía una distancia entre sub niveles de 12 m. e igual distancia entre galerías. El diámetro de perforación era de 76 mm, su razón de preparación era de 1 200 ton/metro de desarrollo y usaban equipos L.H.D. con baldes para 8 ton. Entonces, esas condiciones eran inadecuadas para seguir siendo una operación eficiente y rentable por lo, aprovechando las ventajas que le ofrecía el sistema Wassara, aumentó la distancia entre niveles a 30 m. e igual distancia entre galerías. El diámetro de perforación aumentó a 115 mm, su razón de preparación aumentó a 3500 ton/m de desarrollo y se usaron equipos L.H.D. con baldes para 25 toneladas.

73


Esto le ha ayudado a LKAB a ser la empresa eficiente y rentable que es hoy. Este gigante sueco es también el dueño del 100% de Wassara. En la siguiente página se muestra un dibujo comparativo (ver Figura 4).

Figura 4 Comparación de la perforación antes y después de Wassara

APLICACIONES EN PERFORACIÓN SLOT, CHIMENEAS Y OTROS El sistema Wassara permite la perforación de tiros largos y rectos por lo cual es ideal para la perforación de slot para chimeneas y zanjas (puntos de extracción). El procedimiento es el siguiente: 1. Se perfora el barreno piloto con el martillo piloto. 2. Se cambia a la unidad Slot (ver Figura 5). Se inserta le tubo guía en el barreno piloto y se perfora el segundo barreno. Entonces se inserta el tubo guía en el segundo barreno y se perfora el tercer barreno. Este procedimiento se repite hasta que el Slot esté terminado.

74


Figura 5 Unidad Slot

3. Se remueve la unidad la unidad Slot y se perforan los barrenos a tronar (barrenos de producción). Ver Figura 6.

Figura 6 Slot y tiros de producción

4. Se “quema” contra el Slot. Ver Figura 7.

75


Figura 7 Resultado final de la tronadura

Existen otros diagramas de disparo muy exitosos con Wassara. El que se muestra es el usado originalmente. El éxito de las perforaciones de Slot para Zanjas y Chimeneas radica en que los pozos perforados son paralelos. En Chile se han perforado exitosamente Slot de 70 m (diámetros de perforación de 6 ½” en los piloto y 3 ½ en los de producción”) y Chimeneas de 25 m.

Es importante mencionar que la perforación de slot, tiros de producción y luego la zanja, se perforan con el mismo sistema. No es necesario cambiar de equipo.

APLICACIONES EN CHILE A través de empresas Contratistas, se ha usado el sistema para diferentes aplicaciones y faenas, como son: 

Perforación de tiros para pre acondicionamiento de bloques:

En Chile se han perforado estos tiros para ayudar el fracturamiento de la base del bloque. Las perforaciones para estos fines alcanzaron los 120 y 190 m de longitud en un diámetro de 5 ¾”. 

Perforación de pozos para Hidro-Fracturamiento:

En Chile se han perforado estos pozos en los cuales a través de “packers” se le introduce a la roca agua a alta presión. El largo de la perforación máximo es de 70 m y el diámetros es 3 ½”

(NQ). 

Perforación de Chimeneas.

Actualmente en Chile, en Cia. Minera San Gerónimo, se perforan Chimeneas de 15 m de largo, pudiéndose hacerlas más largas e inclinadas. Estas chimeneas se usan como cara libre para la explotación con sistema SLS que realizan. Ver Figura 8.

76


Figura 8 Pozos medidos con sistema Reflex en Nivel Daniela Norte 560 de C.M. San Gerónimo (Chile)

A mediados de 2015, otra faena minera en Chile, iniciará la perforación de chimeneas con este sistema, en reemplazo de un equipo Raise Borer. El costo del sistema Wassara en muy inferior a otros métodos. 

Perforación de pozos rectos en presas y embalses para chequeo del material y reforzamiento de éste mediante grouting. Ej: Proyecto Hidroeléctrico Angostura y Embalse Chacrillas.

OTRAS APLICACIONES En Europa se realizan perforaciones largas usando Casing. 

Perforación de Ante Pozos: Se perfora el estéril con Wassara y una vez alcanzado el cuerpo a muestrear, por medio de un testigo, se introduce la diamantina. Esto debido a su menor costo y mayor rapidez que la perforación con diamantina.



Perforación para aplicación de Jet Grouting (pilotaje, anclaje, lechada de cemento)



Geotermia (domiciliaria en Europa).



Perforación de pozos para servicios (drenaje, cableado, etc.) sobre 200 metros.

77


Coil tube (cable bobina): Esto es básicamente un “carrete” que co ntiene un tren de

barras de perforación continuo, el cual se va alineando a medida que se van desenrollando las barras.

Figura 9

WASSARA Y EL MEDIO AMBIENTE 

El agua “envuelve” el cutting producto de la perforación y otras partículas creando un

lugar libre de polvo. 

No hay presencia de aceite en el aire ni en el agua.



Los sistemas tradicionales de perforación se lubrican agregando un poco de aceite en el aire que entra a la perforadora. El sistema Wassara no necesita aceite para su lubricación, por lo cual no aporta este material al medio ambiente.



El sistema Wassara produce un menor nivel de ruido durante la perforación.



Este sistema produce un entorno de tr abajo más “fresco”. El agua refrigera el ambiente.



La visibilidad es mejor en el entorno puesto que no hay polvo ni aceite durante todo el ciclo de perforación.

BENEFICIOS DEL SISTEMA WASSARA EN LA PRODUCCIÓN 

Permite hacer perforaciones largas y rectas.



Consume menos energía.



Permite un mayor desarrollo específico (toneladas extraídas por metro de desarrollo).



Dado que las perforaciones son rectas, permite optimizar la distribución del explosivo en el pozo, disminuyendo el consumo de éste.



Permite disminuir los costos de los accesorios de perforación. El barrido del cutting no produce el “baño de arena” que desgasta a las barras y martillo.



Tiene una mayor velocidad de penetración. El martillo propulsado por agua tiene tres veces más energía que uno propulsado por aire. En Chile se obtienen velocidades de penetración de 1 m/min en diámetros de 3 ¼” y 0 .8 m/min en diámetros de 5”.

78


CONCLUSIONES La experiencia del sistema Wassara en Chile, ha demostrado que reduce la desviación en las perforaciones, siendo el mejor resultado, el obtenido en la perforación de pozos para chimeneas donde la desviación es de 0%. Lo anterior, ha permitido la perforación de Chimeneas de 15 y 27 m de longitud las cuales son tronadas en un solo evento, cono todas las ventajas de seguridad y operacional que esto significa. El costo del metro de Chimenea, obtenido hasta ahora en Chile, no supera los USD 900 incluyendo explosivo. Finalmente, el sistema Wassara es una opción para la perforación de Chimeneas en forma segura, rápida, eficiente y económica.

REFERENCIAS 1.

Quinteiro, C. (2004) ‘Borehole deviations in production boreholes at Kiruna Mine’, Internal Report

(in Swedish), 39 pages, LKAB. 2.

Experiencia de terreno en faena mineras en Chile. 

Codelco División Andina.



Codelco División El Teniente.



Proyecto Hidroeléctrico Angostura.



Proyecto Embalse Chacrillas.



Cía. Minera San Gerónimo Ltda.

79


Cap.2: “SUSTENTABILIDAD Y ENERGÍA”

Cap.2:“SUSTENTABILIDADYENERGÍA”

80


Análisis de la sustentabilidad laboral en ingeniería en minas Juan Pablo Hurtado* 1, Andrés Sánchez 1, Juan Pablo Vargas Norambuena 1 1 Departamento de Ingeniería en Minas, Universidad de Santiago de Chile

RESUMEN En Chile han existido varias unidades académicas tradicionales que han formado a miles de ingenieros en minas a lo largo de la historia de nuestro país. A partir del año 2010 comenzaron a generarse múltiples proyectos académicos entorno a la carrera de Ingeniería en Minas, basados en la gran inversión y alta demanda de mano de obra calificada que organismos gubernamentales proyectaban entre 2010 y 2025. A partir de esto, tanto universidades públicas como privadas e institutos profesionales comenzaron a abrir carreras ligadas al área minera, alentados por una prensa que ponía en sus páginas principales la gran cantidad de dinero que percibían los profesionales de la minería, por sobre cualquier otro profesional en el país. Desde entonces, el aumento de la oferta académica ha crecido de forma abrumadora y descontrolada. Sin embargo, las proyecciones que generarían la demanda laboral en relación a las carreras profesionales de ingeniería en minas no están siendo como se había predicho inicialmente. En este trabajo se hace un repaso de la formación tradicional que ha tenido la profesión, se muestra la oferta académica vigente a 2015, las proyecciones de los egresados a 2023 y la oferta laboral según las proyecciones en la economía nacional e internacional. Posteriormente, se proyecta la oferta y demanda conjuntamente para mostrar la brecha que se proyecta habrá entre ambas situaciones. Todo esto deja en evidencia un desolador panorama en los egresados y titulados de las diferentes universidades e institutos profesionales debido a la inmensa sobreoferta que se avecina.

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INTRODUCCIÓN Este documento tiene como objetivo realizar un ejercicio académico para mostrar el horizonte hacia el cual se encaminan los egresados de ingeniería en minas de todo Chile en cuanto a empleabilidad, fundado en el acontecer actual y en las proyecciones hechas bajo los supuestos explícitos que se desarrollan en el texto. Antes de comenzar el desarrollo de este trabajo se debe aclarar que legalmente sólo cabe hablar de Ingeniero Civil en Minas (6 años), Ingeniero en Minas (5 años) e Ingeniero Ejecución en Minas (4 años). Pero hoy en día existe una cantidad significativa de nombres de la profesión en la que algunas universidades pretenden diferenciarse poniendo variantes al nombre de sus carreras, aunque finalmente pretendan ocupar exactamente los mismos cargos o realizar las mismas funciones. Por lo tanto, a modo de simplificar el desarrollo del documento se hablará de “ingeniería en minas”, sin hacer distinción de si es civil, ejecución u otra variante. La Tabla 1

muestra las vacantes el 1º año por tipo de carrera (SIES, 2015). Es necesario señalar que la Universidad Católica, Universidad de Chile y Universidad Adolfo Ibañez el ingreso el primer año es a plan común, accediendo a la especialidad recién en tercer o cuarto año de carrera.

Tabla 1 Vacantes el 1° año por tipo de carrera (SIES, 2015)

Carrera

Total

Ingenieria civil minas Ingenieria civil industrial (minas) Ingenieria ejecucion minas Ingenieria en minas Ingenieria Civil con salida intermedia Ingenieria en mineria

1655 70 395 1905 25 120

Hecha la aclaración, cabe decir que los análisis realizados se basan en los datos a partir de las diferentes fuentes que se citan y de los supuestos hechos que se expresan en el texto.

FORMACIÓN TRADICIONAL Y LA NUEVA OFERTA ACADÉMICA Hasta los primeros años de este siglo, la cantidad de ingenieros en minas que las universidades proveían parecía ser suficiente para abastecer la demanda que requería el país. La formación tradicional de ingenieros civiles y ejecución de minas (o en minas) ha sido proveída durante los últimos 40 años por cinco universidades estatales que son la Universidad de Chile, de Santiago, Atacama, La Serena y Antofagasta (estos últimos 4 eran parte de la exUTE), con una baja oferta académica y de titulación. Esto principalmente porque es una profesión que, aunque bien pagada, conlleva muchas veces sacrificios que otras carreras no exigen como la lejanía del puesto de trabajo, ausencias en el hogar varios días a la semana, condición física adecuada al trabajo en terreno, soportar condiciones ambientales a veces

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complicadas (frío o calor extremos, sequedad, oscuridad, insolación, exceso de polvo, gases tóxicos), largos tiempos de viaje, entre otros. Debido a esto, históricamente los puntajes o las opciones por entrar a esta carrera no han sido prioridad, quedando muchas veces en la cola de las preferencias de postulación. Además, desde el punto de vista del costo para la institución, ingeniería en minas es una carrera cara de mantener debido a la necesidad de contar con laboratorios adecuados y profesionales bien preparados que los acondicionen y mantengan los laboratorios de mecánica de rocas, mineralurgia, concentración de minerales, geología estructural, petrología, mineralogía, microscopía de mena, ventilación de minas, servicios mina, más las salidas o trabajo en terreno que exige tener transporte permanente y mantención de los vehículos y equipo utilizado en terreno. Todo esto aparte de las exigencias de las asignaturas de ciencias básicas y de la ingeniería genérica. Durante la década de los años 90 se añadieron proyectos educativos tales como Ingeniería Civil Industrial con Diplomado en Minería en la Pontificia Universidad Católica y el cambio de la tradicional Ingeniería Civil en Minas de la Universidad de Antofagasta por Ingeniería Civil Industrial en Minas. En instituciones privadas también surgieron otros proyectos educativos de corta duración como ingeniería ejecución en minas del instituto profesional Zipter. Sin embargo, a partir del año 2003 comienza un auge en la demanda de commodities por parte de una creciente China y, posteriormente India, que llevan a un superciclo en el precio del cobre que lo elevan desde 1.0 USD/lb a valores por sobre 2.5 USD/lb durante los últimos 9 años. Esto ha hecho aumentar la cantidad de proyectos mineros y permitió hacer rentables varios yacimientos que en el pasado eran considerados no rentables o sencillamente se consideraban lastre. Con esto, la empleabilidad de los ingenieros en minas llegó a su máximo siendo estos profesionales apetecidos en el mercado tanto por la empresas productoras mineras como por las empresas proveedoras y de servicios a la minería, lo que hizo aumentar la renta promedio. A contar del año 2007 los ingenieros en minas comenzaron a estar entre los profesionales mejor pagados del país, llegando a superar la renta promedio de geólogos, médicos y dentistas. A partir de información de diferentes medios se ha podido elaborar la Tabla 2 en la que se muestra la evolución en la escala de sueldos de los ingenieros en minas, llegando prácticamente a duplicar en 2015 el sueldo de 2007 para el quinto año de profesión (Laborum; trabajando; Universia; SIES, 2010, 2013, 2014 y 2015 -www.futurolaboral.cl y www.mifuturo.cl-).

83


Tabla 2 Evolución de los sueldos de los ingenieros en mina en los últimos años Año

Sueldo Promedio

2006 2007 2008 2009 2010 2011 2012 2013 2014 2015

$ 1,888,659 $ 1,800,000 $ 2,371,081 $ 2,827,519 $ 2,615,265 $ 2,880,000 $ 2,914,892 $ 2,996,688 $ 3,385,673 $ 3,676,112

Es así que en el período 2000 y 2009 surgieron nuevas ofertas académicas tales como la Universidad de Tarapacá, Universidad de Aconcagua, Universidad Pedro de Valdivia, Inacap, algunas de ellas con diferentes menciones y salidas que se adaptaban a las necesidades de los clientes. En 2010 la Dirección de Evaluación y Estrategia de Cochilco en el informe “Análisis de

Demanda – Oferta de Ingeniería de proyectos en la Industria Minera” estableció que en la década 2010-2020 se esperarían inversiones mineras por un valor superior a los 50 mil millones de dólares, cifra que al año siguiente se actualizó a 90 mil millones. Adicionalmente, en junio de 2011 el director de la Dirección de Evaluación y Estrategia de Cochilco realizó la presentación “Necesidades de Ingeniería para los Próximos 10 años” en el Instituto de

Ingenieros de Minas de Chile, en la que destacó la existencia de un consenso en el sector minero en proyectar un déficit de HH para los próximos años en la que la oferta debería crecer 40% anual en el quinquenio 2011-2015. Ante este panorama, a partir del año 2011 se genera una fuerte alza en la oferta académica por parte de varias universidades, tanto estatales como privadas, e institutos profesionales, que se puede ver reflejado en la Figura 1. En esta figura se puede evidenciar un explosivo aumento de la oferta a partir de 2011, año en que abrieron su oferta formativa la U. del Mar, U. Católica del norte y U. Adolfo Ibáñez; en 2012 lo hicieron U. La República, U. Andrés Bello, UCINF y U. Católica de Valparaíso; en 2013 lo hicieron el IP Dr. Virginio Gómez G., U. de Las Américas, U. del Desarrollo, U. de Los leones, U. de Talca, U. de Concepción y U. Santa María; en 2014 U. Santo Tomas, U. de Viña del mar, U. San Sebastián, U. Central de Chile, IP Libertador De Los Andes y IP CIISA (SIES, 2015). La tabla 2.2 muestra el número de universidades y los nombres de las carreras agrupados que han ido abriendo ingeniería en minas. Cabe destacar que en los datos que se muestran en la Figura 1 están consideradas la Universidad Católica, Universidad de Chile y Universidad Adolfo Ibañez con un ingreso adicional de 100 cupos debido a que el ingreso el primer año es a plan común, accediendo a la especialidad recién en tercer o cuarto año de carrera.

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XIX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS 12000

Total matriculados carrera

11000

Total Vacantes

10000

Total matriculados 1°año

9000

Total titulados

s 8000

e t n 7000 a i d 6000 u t s E 5000 º N

4000 3000 2000 1000 0 2006

2007

2008

2009

2010

2011

2012

2013

2014

2015

Año

Figura 1 Oferta académica, matriculados y titulados (SIES, 2015)

Tabla 3 Incremento en las carreras y sedes (SIES, 2015) Año

2010 2011 2012 2013 2014 2015

N° universidades e institutos profesionales impartiendo ingeniería en minas 9 12 17 24 29 29

Total Sedes

45 57 57 87 117 119

Los datos analizados provienen de la información disponible del Ministerio de Educación (SIES, 2015), cuya información sólo está disponible con una data reciente de los últimos 8 años. A partir de la Figura 1 se puede observar que la oferta académica ha hecho incrementar el número total de estudiantes matriculados totales, quintuplicando y más la cantidad de ingresos en primer año que había en 2007. También se puede observar una diferencia entre las vacantes y los matriculados el 1º año, lo que da a entender claramente que no siempre se completan las matrículas o bien hay sobrecupos. Otro dato importante es que el total de titulados proviene de ingresos a primer año de al menos 4 años antes para ingeniería de ejecución en minas, 5 años para ingeniería en minas y 6 años antes para ingeniería civil en minas. Por lo tanto, para relacionar las retenciones hay que considerar este tiempo de desfase a lo cual hay que añadir que el tiempo promedio real de titulación para ingeniería civil en minas

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es 18 semestres y en ingeniería en ejecución en minas e ingeniería en minas es 13 semestres –ver Tabla 4 con información facilitada por algunas universidades (SIES, 2014)-. Además, en la

Tabla 5 se muestra la oferta académica, número de sedes en el que se imparte la carrera y las vacantes totales ofrecidas para el año académico 2015 por cada institución (SIES, 2015). De estas, por lejos INACAP concentra la mayor oferta con 918 vacantes (21%) en 6 sedes a lo largo de Chile.

Tabla 4 Deserción al primer año y duración real carrera (SIES, 2014) Carrera

Universidad

Deserción primer año

Ingeniería civil en minas U. de Atacama U. de La Serena U. de Santiago de Chile U. de Antofagasta Ingeniería ejecución en U. de La Serena minas U. de Santiago de Chile IP INACAP

12% 12% 13% 29% 23% 26% 32%

Duración real (semestres) 18.6 17.1 14.9 12.7 11.1

Tabla 5 Oferta académica, Nº sedes y vacantes ofrecida para el año académico 2015 por cada institución (SIES, 2015). Institución Inacap IP DR. VIRGINIO GOMEZ G. IP Chile U. Santo Tomas U. La republica

U. de Las Americas U. Andres Bello U. de Viña del mar U. San Sebastian U. de Aconcagua U. de Los leones U. Central de Chile U. de Chile U. de Santiago de Chile U. de Antofagasta U. de La Serena U. de Talca U. de Atacama U. de Tarapaca U. Arturo Prat U. de Concepcion U. Santa Maria U. Catolica de Valparaiso U. Catolica del norte U. Pedro de Valdivia IP LIBERTADOR DE LOS ANDES IP CIISA U. Adolfo Ibañez U. del Desarrollo U. Catolica de Chile

Carrera INGENIERIA EN MINAS INGENIERIA EN MINAS MENCION PROCESOS MINEROS INGENIERIA EN MINAS MENCION METALURGIA EXTR ACTIVA INGENIERIA DE EJECUCION EN MINAS INGENIERIA EN MINAS INGENIERIA CIVIL EN MINAS INGENIERIA CIVIL EN MINAS INGENIERIA DE EJECUCION EN MINAS INGENIERIA CIVIL EN MINAS CON SALIDA INTERMEDIA DE INGENIERIA EN MINAS Y TECNICOS EN MINAS INGENIERIA EN MINAS INGENIERIA EN MINAS EXECUTIVE INGENIERIA CIVIL EN MINAS INGENIERIA CIVIL EN MINAS INGENIERIA CIVIL EN MINAS INGENIERIA EN MINAS INGENIERIA EN MINAS (PC E) INGENIERIA EN MINAS INGENIERIA CIVIL EN MINAS INGENIERIA CIVIL EN MINAS INGENIERIA CIVIL EN MINAS INGENIERIA DE EJECUCION EN MINAS INGENIERIA CIVIL INDUSTRIAL EN MINAS INGENIERIA DE EJECUCION EN MINAS INGENIERIA CIVIL DE MINAS INGENIERIA DE EJECUCION EN MINAS INGENIERIA CIVIL DE MINAS INGENIERIA CIVIL EN MINAS INGENIERIA DE EJECUCION EN MINAS INGENIERIA CIVIL EN MINAS INGENIERIA CIVIL DE MINAS INGENIERIA CIVIL DE MINAS INGENIERIA CIVIL DE MINAS INGENIERIA CIVIL DE MINAS INGENIERIA CIVIL DE MINAS INGENIERIA CIVIL EN MINAS INGENIERIA EN MINAS INGENIERIA EN MINERIA INGENIERIA EN OPERACIONES DE PLANTAS MINERAS E INDUSTRIALES INGENIERIA CIVIL EN MINERIA INGENIERIA CIVIL EN MINERIA INGENIERIA CIVIL DE INDUSTRIAS, DIPLOMA EN INGENIERIA DE MINERIA INGENIERIA CIVIL, DIPLOMA EN INGENIERIA DE MINERIA

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N° de sedes

Vacantes 2015

6

918

1 4 2

80 240 80

4

280

7

174

3 1 2

330 75 150

5

350

1 1 1

70 70 -

1

195

1

100

1

125

1

80

1

80

1 1 1 1 1 1

10 35 70 80 60 85

4

225

1

120

1

40

2 2

100

1

-


OFERTA Y DEMANDA PROYECTADA DE EGRESADOS: LA EMPLEABILIDAD En los últimos cuatro años, el comité de competencias del Consejo Minero, a través de la Fundación Chile, ha encargado el estudio de “Fuerza Laboral de la Gran Minería Chilena” en

sus diferentes versiones anuales (Innovum Fundación Chile, 2012; 2013; 2014; 2015). En este documento se da cuenta de los especialistas que se demandarán en los próximos 10 años en las diferentes áreas de especialización para la minería y de la oferta proyectada, de acuerdo a la oferta formativa del momento. A partir del estudio actualizado con datos a 2014, se obtiene la demanda total de ingenieros en mina que se proyecta tendrá la Gran Minería, tanto de empresas mineras como proveedoras, en sus diferentes roles tales como profesional de extracción, ingeniero especialista en extracción, supervisor de extracción y supervisor de procesamiento. Esta proyección se realiza tomando en cuenta tanto los proyectos en carpeta a desarrollar a futuro como las perspectivas económicas de demanda futura de commodities. Por otra parte, de acuerdo a la Tabla 4 que muestra la deserción (2014) en el primer año de carrera (12% en Ing. Civil Minas y 32% en Ing. Ejecución en Minas), más las tasas de titulación de los estudiantes ingresados a 6 años de 38% (2007-2012) y 51% (2008-2012), se puede trazar una proyección de los potenciales titulados que egresan en el período 2014-2023, asumiendo que la tasa de retención va en aumento y la duración real de las carreras se acorta debido a las exigencias actuales (y futuras) para la acreditación de las carreras. De esta manera, se proyecta la oferta a 30%, 40%, 50% y 60% de retención en las carreras a partir de 2014 y la demanda de ingenieros en mina en la Gran Minería, lo cual queda reflejado en la Figura 2. Para ello se ha supuesto que la cantidad de matrículas se mantiene constante (igual cifra que en 2014) por los próximos 10 años; no hay cierre de sedes, carreras o universidades (excepto por la Universidad del Mar que ya ha sido considerada en las cifras); los estudiantes comienzan a egresar al cabo de 5 años, lo cual es discutible en carreras de 6 años pero en el promedio se puede compensar con las de 4 años de duración; el tiempo de titulación (Tabla 4) es distinto al tiempo de egreso, considerando que los estudiantes egresados no titulados también compiten por puestos de trabajo, titulándose en muchos casos varios semestre o incluso años después de haber egresado. Del mismo modo, en la Figura 3 se obtiene la proyección de la oferta acumulada a 30%, 40%, 50% y 60% de retención en las carreras a partir de 2014 y la demanda de ingenieros en mina acumulados en la Gran Minería entre 2014 y 2023. Cabe destacar que en las Figuras 2 y 3 sólo se consideran los nuevos titulados a partir de 2014, llegando en 2023 cerca de 18 000 nuevos ingenieros en minas si se considera 60% de retención (peor de los casos) y casi 9 000 nuevos ingenieros en minas si se considera 30% de retención (mejor de los casos).

87


2500

Proyeccion oferta 30% retencion




Demanda Gran Minería o 2000 ñ a r o p s o d 1500 a s e r g E / s o 1000 d a l u t i T º N 500

0 2013

2014

2015

2016

2017

2018

2019

2020

2021

2022

2023

2024

Año

Figura 2 Proyección de la oferta de titulados/egresados de acuerdo a la retención promedio y la demanda de ingenieros en mina de la Gran Minería.

Proyeccion oferta 30% ret. acum.

20000

Proyeccion oferta 40% ret. acum.

18000 s o d16000 a l u m14000 u c a s 12000 o d a s 10000 e r g E / 8000 s o d a 6000 l u t i T º 4000 N

Proyeccion oferta 50% ret. acum. Proyeccion oferta 60% ret. acum. Dem. Acum. Gran Minería

2000 0 2013

2014

2015

2016

2017

2018

2019

2020

2021

2022

2023

2024

Año

Figura 3 Proyección de la oferta acumulada de titulados/egresados de acuerdo a la retención promedio y la demanda de ingenieros en mina acumulada de la Gran Minería.

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ANÁLISIS Y REFLEXIONES Haciendo un escueto análisis de los datos mostrados en las Figuras 2 y 3, la diferencia entre oferta y demanda otorgaría una empleabilidad en la Gran Minería a 2023 en el mejor de los casos de 20% (con 30% de retención) y en el peor de los casos 10% (con 60% de retención). Esto significaría que, en el peor de los casos, habría 1 de cada 10 ingenieros con trabajo y, en el mejor de los casos, 2 de cada 10. Sin embargo, se puede argumentar que la empleabilidad no considera la mediana y pequeña minería, más empresas de ingeniería, servicios y apoyo a la minería, o bien formación de empresas nuevas e innovación que pueda cubrir parte de la oferta. Lamentablemente, no se cuenta con datos de empleabilidad actuales o proyectados a este respecto, por lo cual se puede hacer un simple ejercicio, haciendo la suposición en la que se definen 3 casos: el pesimista, el moderado y el optimista. El “pesimista” sólo considera empleabilidad en la Gran Minería y sus proveedores o “x 1”, es decir los datos de demanda que aporta el estudio de

Competencias Laborales del Consejo Minero y que han sido proyectadas en las Figuras 3.1 y 3.2;

el “Moderado” considera que aparte de la Gran Minería existe un equivalente en la

mediana y pequeña minería más otros, que puede aportar el doble o “x 2” de lo que aporta la Gran Minería en empleabilidad; y el “Optimista” con sidera que aparte de la Gran Minería existe un equivalente en la mediana y pequeña minería más otros, que puede aportar el triple o “x 3”

de lo que aporta la Gran Minería en empleabilidad. De esta manera, se puede graficar este escenario considerando 40% y 50% de retención en la oferta de egresados/titulados respecto de las matrículas de 1º año y considerando una demanda Pesimista (x1), Moderada (x2) y Optimista (x3), tal como muestra la Figura 4. Se ha estimado 40% y 50% de retención en la oferta de egresados/titulados respecto de las matrículas de 1º año debido a que hoy en día puede ser superior a 70%, con el escenario económico mundial previsto y la tendencia a la baja en la empleabilidad que hagan aumentar la deserción, la retención pueda rondar valores entre 40% y 50%.

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Dem. G.M. x 3 /Ret. 50%

Dem. G.M. x 2 /Ret. 50%

Dem. G.M. x 1 /Ret. 50%

Dem. G.M. x 3 /Ret. 40%

70% 60% ) %50% ( d a d i 40% l i b a e30% l p m E

20% 10% 0% 2013 2014 2015 2016 2017 2018 2019 2020 2021 2022 2023 2024

Año Figura 4 Proyección de la empleabilidad en tres escenarios de acuerdo a la retención.

Bajo los escenario planteados, la empleabilidad llegaría en un escenario optimista a 43% de empleabilidad (con 3 veces el empleo proyectado por la Gran Minería y 40% de retención de las matrículas de 1º año), mientras que en el caso pesimista la empleabilidad sería de 12% (sólo con el empleo proyectado por la Gran Minería y 50% de retención de las matrículas de 1º año). En Chile ha habido una caída importante en la empleabilidad para recién egresados, de acuerdo al artículo de “El Mercurio” en el cual se i ndagan a varias empresas de reclutamiento tales como el portal First Job, Page Personnel y Adecco Profesional. Según esto “ las empresas proveedoras de la minería son las que más han restringido su oferta para gente sin experiencia entre abril de 2013 y abril de 2015 en un 93%. Le siguen las firmas mineras con una caída de 77%...” (El mercurio, 25/05/2015).

La encuesta realizada por Instituto de Psicología PUC para el Instituto Nacional de la Juventud (Instituto de Psicología PUC, 2014) muestra una tendencia en que los jóvenes prefieren hoy en día privilegiar un buen ambiente laboral, una buena relación con los colegas y satisfacción con el trabajo que desempeñan. Debido a las características que los profesionales en minas deben enfrentar, descritas previamente, se hace imperioso que aquellos que opten por estudiar ingeniería en minas lo hagan por verdadera vocación, dado que el futuro que se avecina es incierto y altamente probable que exista una baja empleabilidad. Es lamentable que alguien estudie algo que no le gusta sólo porque cree que va a percibir un sueldo alto, gastando recursos económicos muchas veces escasos para financiar su carrera y para terminar finalmente desempleado gran parte de su vida. Se podría inferir que en un escenario con baja empleabilidad hayan dos efectos importantes: la baja sustancial en los sueldos llegando a valores incluso inferiores a los mostrados en 2006 y, 90


por otra parte, habiendo tanta oferta de ingenieros disponibles éstos podrían desplazar a los actuales técnicos en minas, ocupando o compitiendo por los cargos que actualmente desempeñan tales como capataces y supervisores no profesionales. Finalmente, como corolario se puede afirmar que las carreras ligadas a la minería no son sustentables, en relación a la cantidad de carreras abiertas hoy en día y a la demanda proyectada a futuro, al menos para una gran cantidad de egresados y titulados.

CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES El ejercicio académico realizado en este trabajo permite visualizar la perspectiva laboral que enfrentarán los egresados y titulados de las carreras profesionales ligadas a la minería (ingeniería en minas, civil y ejecución). Basados en las fuentes consultadas y bajo los escenarios proyectados y los supuestos realizados, la empleabilidad al año 2023 podría, en el mejor de los casos, hallarse en valores cercanos a 43% y, en el peor de los casos, en valores cercanos a 12%. Se sugiere al Mineduc proyectar datos de empleabilidad futura y sueldos más realista para mostrar a los postulantes de instituciones de educación superior, puesto que es un grave error entregar orientación profesional con información del presente para un mercado laboral de 4, 6 o más años, en el cual el escenario será totalmente distinto. Esto es válido también para otros tipos de profesiones u oficios. Una última reflexión es que el Estado debe establecer políticas de desarrollo de país de mediano y largo plazo de modo de satisfacer preguntas tales como ¿qué queremos ser o dónde queremos estar en 10 y 30 años más? Esto permite establecer metas y, de acuerdo a ello, establecer políticas y planificar las acciones para alcanzarlas, por lo que se pueden aprovechar mejor los recursos para financiar, en el caso de la educación superior, aquellas carreras prioritarias que demandará el país para alcanzar esas metas.

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REFERENCIAS 1.

Cochilco Comisión Chilena del Cobre - Dirección de Evaluación de Gestión Estratégica, Análisis de Demanda – Oferta de Ingeniería de proyectos en la Industria Minera, Santiago, 2010.

2.

El Mercurio, “Ofertas de trabajo para recién egresados cae fuertemente por menor expansión económica”.

Capital

Humano, Economía y Negocios, B9, 25 de mayo de 2015.

http://impresa.elmercurio.com/Pages/NewsDetail.aspx?dt=2015-05-25&dtB=25-052015%200:00:00&PaginaId=9&bodyid=2 3.

Innovum Fundación Chile, “Fuerza Laboral de la Gran Minería Chilena 2011-2020”, Alder

Comunicaciones - Centro de Innovación en Capital Humano para el Consejo Minero. 2011. 4.






Comunicaciones - Centro de Innovación en Capital Humano para el Consejo Minero. 2014. http://www.consejominero.cl/consejo-de-competencias-mineras-ccm/estudios-de-fuerza-laboralde-la-gran-mineria-chilena/ 7.

Instituto de Psicología de la Pontificia Universidad Católica de Chile. “Sondeo Nº8: Trabajo Juvenil”. Instituto Nacional de la Juventud del Ministerio de Desarrollo Social, Diciembre de 2014.

8.

SIES, Servicio de Información de Educación Superior del Ministerio de Educación (2006-2015). Plataforma web www.mifuturo.cl; www.futurolaboral.cl

Sitios Web visitados 

Laborum, www.laborum.com



Universia, www.universia.cl



Trabajando, www.trabajando.com

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Eficiencia energética en minería: una oportunidad en tiempos difíciles Mauricio Jiliberto, Consultor en Eficiencia Energética Director Ejecutivo Ahu Newen RESUMEN Actualmente, la industria minera no está pasando por un buen momento. Donde, debido al bajo precio del cobre y una baja ley del mineral, las compañías mineras se han visto obligadas a frenar sus proyectos de inversión lo que ha repercutido fuertemente en las proyecciones de crecimiento del país. Por lo tanto, el optimizar los recursos existentes es muy importante para mejorar la competitividad, y dentro de los recursos, gestionar el uso de energía es necesario. Principalmente, porque la industria minera consume más del 10% de la energía que se produce e importa en Chile. Las oportunidades que han surgido a nivel corporativo son variadas como la implementación de ISO 50.001 correspondiente al sistema de gestión de la energía, el ingreso del modelo de financiamiento ESCO (Energy Service Company), incorporar profesionales y asesores expertos en estas temáticas, la nueva ley de eficiencia energética más el lanzamiento de programas en esta área por CORFO o instituciones internacionales, son grandes oportunidades para invertir poco y mejorar la utilización de la energía. Desde la mirada operacional, las aplicaciones dependerán del tipo de yacimiento (en Open Pit el foco debe estar en el combustible), y de la etapa del proyecto, donde es recomendable incorporar las medidas de eficiencia energética en el diseño. En términos prácticos, por ejemplo, cambiar a motores de alta eficiencia puede implicar un ahorro del 30%, y se pueden aplicar otras medidas como la instalación de variadores de frecuencia (VDF) o la instalación de energía solar, considerando el alto potencial de radiación en el norte de nuestro país. La incorporación de la eficiencia energética en minería debe ser obligatorio en todas las empresas proveedoras y en las propias mineras, sobre todo si se 93


estima que para el 2024, la inversión en proyectos, implicará un aumento en un 80% de la demanda energética de acuerdo a estudios realizados por COCHILCO.

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INTRODUCCIÓN Disponer de energía es una condición necesaria para el crecimiento y desarrollo económico de cualquier país. Según cifras de la AIE (Agencia Internacional de Energía), la demanda de energía mundial va a crecer un 37% hacia el 2040 y el desarrollo de Chile no es ajeno a esta realidad mundial, donde presenta niveles de consumos energéticos per cápita inferiores en un 50% al resto de los países miembros de la OCDE los cuales necesariamente deberán aumentar. Desde el punto de vista de los sectores productivos, la minería del cobre es la principal industria energo-intensiva, con un consumo anual de 34 742 Tcal que representan el 12% de todo el consumo total del país. Es por esa razón que en la industria minera, han surgido iniciativas públicas y privadas de financiamiento para potenciar el desarrollo de energías sustentables, principalmente eólico y solar fotovoltaica, y el desarrollo de planes de eficiencia energética.

PANORAMA ENERGÉTICO NACIONAL La matriz energética se divide principalmente entre derivados del petróleo y electricidad. El consumo del periodo anual 2013 fue de 296 600 Tcal y representa un aumento del 4,8% con respecto del periodo anterior, y refleja la tendencia al aumento sostenido del consumo energético, como se puede apreciar en la Tabla 1.

Tabla 1 Evolución de los consumos energéticos por sector. Fuente: CNE, Ministerio de Energía

Año

Transporte

Industria y Minería

1991

37 440

43 815

Comercial, Publico y Residencial 36 954

2001 2011

67 320 87 189

75 118 100 326

2012

87 707

2013

93 910

Sector Energía

Consumo Total

Variación %

4 255

122 464

N/A

56 282 71 410

5 595 12 504

204 315 271 429

66.8% 32.8%

99 278

73 591

21 429

282 933

4.2%

105 725

75 112

21 848

296 600

4.8%

También se puede desprender de la Tabla 1, que el sector industrial y minero representan en su conjunto más del tercio del consumo correspondiente a 105 725 Tcal distribuidos por energético y por áreas industriales y mineras consumidoras en la Tabla 2, donde se aprecia claramente que la minería del cobre es quien mayor gasto realiza.

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Tabla 2 Distribución de consumos por tipo de industria y de energético (en Tcal) ENERGÉTICOS PRIMARIOS Sector Industrial y Minero Cobre Salitre Hierro Papel y Celulosa Siderurgia Petroquímica Cemento Azúcar Pesca Industrias Varias Minas Varias TOTAL

Gas Natural. Carbon. Solar. Biomasa 1 229 437 0 14 537 0 1 527 55 701 25 11 251 46 29 807

DERIVADOS DE PETRÓLEO Diesel. Fuel. Kerosene. GLP. Etc. 14 670 1 165 399 2 198 39 1 759 2 459 13 2 248 12 436 1 545 38 929

ELECTRICIDAD

DERIVADOS DE CARBÓN

Electricidad

Coke Mineral

18 704 460 453 6 210 399 148 493 17 126 8 553 1 228 36 792

148 0 0 0 0 0 0 43 0 4 0 196

TOTAL

34 752 2 062 851 22 944 438 3 434 3 008 774 2 399 32 245 2 818 105 725

Fuente: Elaboración Propia, en base a BNE 2013. CNE.

Energía para el sector minero A raíz de la información presentada anteriormente, es importante señalar que la minería del cobre consumió 34 752 Tcal. Para el año 2014, según información preliminar de COCHILCO, se incrementó el consumo a 38 160 Tcal de los cuales un 48% corresponde a combustible y un 52% a electricidad. Es importante identificar en que se consume la energía, lo cual se puede ver en la Figura 1 que diagrama los procesos relacionados en la producción de cobre.

Figura 1 Procesos en la minería. Fuente Cochilco

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Sistema eléctrico Chile cuenta con una potencia instalada de 18 892 MW de generación, transmisión y distribución de energía eléctrica, que se localizan geográficamente, donde dos de ellos cubren el 99% de la demanda; corresponden al SIC y al SING, según cifras del Ministerio de Energía. Chile requerirá aumentar su capacidad de generación entre 7 000 MW y 8 000 MW hacia fines de esta década, debido a que el consumo eléctrico del país se proyecta que podría crecer entre un 5.5% y 6.5% anualmente hasta el año 2020.

Sistema Interconectado Central El Sistema Interconectado Central de Chile (SIC) opera desde Taltal por el norte (Región de Antofagasta), hasta la isla grande de Chiloé por el sur (Región de Los Lagos). El SIC es el mayor de los cuatro sistemas eléctricos que suministran energía al país, con una cobertura de abastecimiento que alcanza a cerca del 92.2% de la población nacional. De acuerdo a lo informado por los Centros de Despacho Económico de Carga (CDEC) a la Comisión Nacional de Energía, la capacidad instalada a diciembre de 2013 fue de 13 826 MW.

Sistema Interconectado del Norte Grande El SING es una red compuesta por centrales generadoras, líneas de transmisión y vías de distribución que abastece de energía desde Arica (XV Región de Arica y Parinacota), hasta Taltal (II Región de Antofagasta), maneja un 30.17% de la capacidad instalada en el país y la gran demanda que existe por parte de las empresas mineras de la zona, que se estima es de un 90%. De acuerdo a lo informado por los Centros de Despacho Económico de Carga (CDEC) a la Comisión Nacional de Energía, la capacidad instalada a diciembre de 2013 es de 3 759 MW. Este sistema eléctrico es esencialmente térmico, con una componente hidroeléctrica mínima, que no supera el 1%, y una termoeléctrica eficiente (carbón-gas natural) que se acerca al 90%.

Deficiencias del sistema energético nacional n acional En Chile se reconocen dos grandes problemas que afectan directamente al desarrollo industrial, el primero es que Chile importa el 64.8% de su energía primaria (Balance Nacional de Energía BNE 2013), por lo que somos un país subordinado a la inestabilidad y volatilidad de los precios en los mercados internacionales y las restricciones de abastecimiento que se produzcan por fenómenos políticos, climáticos o de mercado. El segundo problema es que, en los últimos diez años, las industrias (clientes libres) han visto duplicados los precios por sus consumos eléctricos, lo que resta competitividad a nuestra economía e impacta directamente en el crecimiento del PIB. En el caso de la minería, el sector enfrenta el segundo precio más alto con respecto a los países mineros a nivel mundial, y casi el doble con respecto a competidores directos, como Perú.

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SOLUCIONES ENERGÉTICAS SUSTENTABLES PARA LA MINERÍA Dentro de las oportunidades que existen para mejorar la productividad del sector minero se pretende en este estudio dar a conocer situación actual de las industrias y normativas vigentes respecto a: Energías renovables no convencionales (ERNC) y la eficiencia energética (EE).

Las energías renovables no convencionales (ERNC) en Chile En el año 2013 Chile se publicó la Ley 20 698, que establece que al año 2025, el 20% de la energía comercializada debe provenir de fuentes renovables no convencionales, e introduce mecanismos de licitación de bloques de ERNC para apoyar el cumplimiento de esta nueva meta. Hoy las ERNC son una realidad en Chile. Este año, al menos 1 000 MW se incorporarán a nuestra matriz eléctrica, con una cartera diversificada de proyectos eólicos, fotovoltaicos, de biomasa y de pequeñas centrales hidroeléctricas, alcanzando hacia finales del año un 10% de la capacidad instalada.

ERNC para el sector minero De acuerdo a la información de proyectos en construcción, que de concretizarse, las ERNC representarían un 37.6% del total de la capacidad instalada.

Tabla 3 Desarrollo de las ERNC

Tecnología Biomasa Biogás Eólica Mini Hidro Solar - PV Solar CSP Geotermia Total

Operación Construcción RCA aprobada. En calificación sin construir 466 0 134 69 43 0 1 8 836 165 5 225 2 179 350 134 337 215 402 833 8 146 4 008 0 110 760 370 0 2 097

0 1 242

120 14 723

0 6 849

De acuerdo a la tabla anterior, se puede apreciar claramente, que la mayor inversión de proyectos se está realizando en las tecnologías Solar y Eólicas, debido a las excelentes condiciones geográficas del norte de nuestro país, por lo que inyectarán energía al SING o directamente al sector minero.

La eficiencia energética (EE) en Chile Considerando el crecimiento en la demanda de energía, la dependencia energética, el cambio climático y la expansión del sistema eléctrico, entre otros desafíos, la eficiencia energética surge como una solución factible y sustentable para Chile.

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Institucionalidad en Chile A partir del 1 de enero de 2008, el Programa País de Eficiencia Energética (PPEE), pasa a depender administrativamente de la Comisión Nacional de Energía (CNE) que posteriormente, en el año 2010 pasa a ser el Ministerio de Energía que entre sus divisiones cuenta con la División de Eficiencia Energética, encargada de proponer las políticas públicas de Eficiencia Energética a nivel de Gobierno. Por otra parte, el Programa País de Eficiencia Energética da paso a la Agencia Chilena de Eficiencia Energética (AChEE), que cuenta con un directorio conformado por representantes del Ministerio de Energía, Ministerio de Hacienda y de la Confederación de la Producción y del Comercio. Así, la División de Eficiencia Energética y la AChEE trabajan de manera conjunta para mejorar la eficiencia energética.

Medidas de Eficiencia Energética para el sector Minero Las acciones a desarrollar en el sector son: 

Promover la implementación de sistemas de gestión de energía: Se debe implementar sistemas de gestión de energía basados en la norma ISO 50 001. Asimismo, de forma integrada, es necesario la realización de auditorías energéticas y de medición y verificación (MyV) de los ahorros proyectados.



Promover y fomentar la cogeneración: Los sistemas de cogeneración, permite generar vapor y electricidad, aumentando el rendimiento de equipos térmicos hasta un 90%.



Incorporación de tecnologías eficientes: Se apoyará la incorporación de nuevas tecnologías específicas y con mayores niveles de eficiencia sobre el sector, mediante la interrelación entre proveedores y consumidores, asistencias técnicas, cofinanciamientos y nuevas reglamentaciones.

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CONCLUSIÓN A través de las nuevas herramientas normativas y participativas que se plantean a largo plazo, se espera: 

Levantar las barreras existentes para las Energías Renovables No Convencionales (ERNC) del país, comprometiendo que un 45% de la capacidad de generación eléctrica que se instalará en el país entre los años 2014 a 2025 provenga de este tipo de fuentes, cumpliendo de esta manera la meta de un 20% de inyección de ERNC en nuestro sistema eléctrico para el año 2025, conforme a la ley vigente.



Fomentar el uso eficiente de la energía como un recurso energético, estableciendo una meta de ahorro de 20% al año 2025, considerando el crecimiento esperado en el consumo de energía del país para esa fecha, nos permitiría ahorrar al 2025 un total de 20 000 GWh/año. lo que equivale a una capacidad instalada a carbón de 2 000 MW.

Es necesaria la inclusión de proveedores expertos en temáticas energéticas y en los bancos trabajar con personal capacitado técnicamente para evaluar un proyecto mediante el sistema de financiamiento ESCO, lo que permitirá a las compañías mineras confiar en estos actores, disminuir la inversión inicial y finalmente disminuir sus costos productivos para mejorar su competitividad. En definitiva, Chile necesita que la energía sea un pilar del desarrollo económico del país, esto solo será posible, potenciando las energías sustentables para el sector minero y fortaleciendo las institucionalidades ambientales en lo técnico y fiscalizador.

REFERENCIAS 1.

Agenda de Energía. Ministerio de Energía (2014)

2.

Balance Nacional de Energía. Comisión Nacional de Energía (2013)

3.

Energía insumo crítico para la minería del cobre. Jorge Cantallops. COCHILCO (2015)

4.

Reporte ERNC Resumen 2014. Patricio Goyeneche. CIFES (2015)

5.

World Energy Outlook. International Energy Agency (2014)

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Cap.3: “PRODUCTIVIDAD Y COSTOS”

Cap.3:“PRODUCTIVIDADYCOSTOS”

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Modelo de costo basado en actividades para la gestión de operaciones de una mina subterránea Marcelo A. Vergara 1, José A. Botín 1 1 Pontificia Universidad Católica de Chile, Departamento de Minería

RESUMEN La gestión de costos de operación destaca por su complejidad e importancia para la sustentabilidad económica de cualquier empresa industrial. Mayor es su relevancia en una industria como la minera, caracterizada por ser tomadora de precios. Las metodologías tradicionales se basan mayoritariamente en técnicas y herramientas tradicionales que responden solamente a las obligaciones de reportabilidad financiera y contable de una empresa y carecen del detalle y profundidad necesarios para hacer gestión. Debido a esta situación han surgido diversas metodologías con un nuevo enfoque en base a las necesidades de cada compañía. Esta investigación tiene como objetivo plantear, diseñar e implementar una metodología de gestión Activity-Based Costing (ABC) a una faena minera subterránea explotada por Block/Panel Caving. La metodología ABC no asigna los recursos consumidos a un producto final, sino a las unidades de producción intermedias de las actividades unitarias necesarias para generarlo, entregando resultados más específicos, detallados y útiles. En el caso de estudio, el modelo logra mejores resultados que las herramientas tradicionales en la estimación del costo de operación reduciendo el margen de error a un 3.7%. Además, entrega de manera detallada cómo se construye el costo de cada actividad en cuanto a sus distintos gastos por naturaleza, brindando mayor capacidad de gestión y análisis. El modelo propuesto fue validado a partir de su aplicación en el III Panel de la mina subterránea de Codelco División Andina.

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INTRODUCCIÓN La gestión de costos es una tarea vital para toda empresa, independiente de la industria a la que pertenezca. Una buena estimación y control de los costos de operación son tareas fundamentales para mantener un proceso productivo a niveles rentables y poder orientar los esfuerzos hacia una mejora continua. Más importante resulta en la industria minera, la cual se dedica principalmente a la extracción de mineral para la producción y venta de commodities; y por ende las empresas son tomadoras de precio. Debido a lo anterior, aquellas capaces de extraer y/o procesar el mineral al menor costo, bajo escenarios de leyes similares, tendrán los mejores resultados económicos. El primer paso para poder hacer cualquier tipo de gestión es estimar de manera correcta cómo, cuándo y dónde se generará cada uno de los gastos. Los métodos de costeo tradicionales han planteado diversas metodologías de estimación basadas en técnicas y herramientas como el criterio experto o el benchmarking, pero siempre con un enfoque en la reportabilidad financiera y contable. El problema de dicho enfoque es que asigna los costos a un producto y no a las unidades de producción de las actividades unitarias necesarias para generarlo, reduciendo el nivel de detalle y comprensión en cuanto a la generación de costos. Además, cada actividad unitaria genera costos de manera distinta ya sea por el tipo de recursos que utiliza, la intensidad de uso de dichos recursos y el rendimiento en la ejecución de su labor. Esta investigación tiene como principal objetivo diseñar una metodología de costeo para determinar el costo de operación de una explotación por Block/Panel Caving que escape de las estructuras financieras y contables tradicionales y permita conocer el costo en detalle de cada actividad unitaria, subproceso y proceso minero. Más específicamente, la filosofía aplicada será el ABC, que plantea construir el costo de una actividad a partir de los recursos que consume y luego, usando un enfoque Bottom-up, integrarlos para determinar el costo total de operación. Este modelo permitirá conocer de manera más precisa dónde se generan los gastos y las desviaciones; por ende es una herramienta potente a la hora de querer optimizar los recursos y hacer gestión sobre los costos. El modelo será construido, validado y evaluado a partir de una investigación en terreno al interior de una faena real. A pesar de lo anterior, cabe recalcar que es genérico y por ende aplicable a cualquier explotación minera que utilice como método de extracción un Block/Panel Caving.

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METODOLOGÍA La metodología de investigación considera las etapas de construcción, validación y utilización del modelo.

Construcción Para implementar un sistema ABC a un proceso productivo, complementando las metodologías utilizadas por Lind (2001) y Michalska & Szewieczek (2007), se deben seguir los siguientes pasos: 

Identificación de las actividades unitarias: para construir el costo desde el detalle, es decir, bottom-up, se diferencia entre actividades unitarias, subprocesos mineros y procesos mineros. Las actividades unitarias se definen como el nivel más básico en cuanto a operación, como por ejemplo la perforación, la instalación de pernos, etc. Una combinación de actividades unitarias forma subproceso minero y, finalmente, una combinación de subprocesos mineros origina un proceso minero.



Identificación de elementos de costo: cada actividad se debe describir de manera detallada a partir de los principales recursos que consume a través de distintos costos por naturaleza. De esta manera el costo se tratará con un mayor nivel de detalle, permitiendo un análisis más exacto.



Modelar actividades: para cada uno de los costos por naturaleza se deben identificar las variables que permiten calcularlo para lograr modelar cada una de las actividades unitarias presentes en el proceso productivo. Se utilizan ecuaciones que incluyen variables de precio, rendimiento e intensidad de uso. El costo unitario estará indexado a un indicador específico de la actividad unitaria y no al indicador del proceso, que en una operación minera son las toneladas de mineral movidas. Dicho indicador también se debe definir para cada actividad.



Caracterización de variables: en los modelos tradicionales todas las variables son de carácter determinístico. Dado que los parámetros de rendimiento de los procesos productivos conllevan incertidumbre, siempre hay una desviación inherente y por ende es importante definir parte de las variables como probabilísticas (Taghavifar et al, 2009).

Validación Si bien el modelo propuesto considera construir el costo a partir de todas las actividades presentes en la operación, los sistemas de información que existen actualmente en las operaciones mineras no permiten obtener indicadores para todos los procesos unitarios. Debido a la dificultad implícita y a que los recursos no son ilimitados, cada faena determina cuales son las actividades más críticas para su proceso y las monitorean. En base a esta condición, se escogerán solo las actividades de las que se tenga información confiable para validar el modelo.

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Utilizando la información histórica disponible se asignarán valores a las distintas variables del modelo. Igualmente, se puede dar cuenta de qué parámetros poseen poca o nula información y por lo tanto es necesario comenzar a medirlos para lograr una mejor incorporación del modelo. Cabe recalcar que los datos deben ser analizados en forma exhaustiva para asegurar su calidad. Se contrastarán los valores obtenidos a partir del modelo con la información real disponible para un periodo específico de tiempo de la faena real donde se desarrolló la investigación. Cabe acentuar que dicha evaluación será solo en base a valores determinísticos donde el valor de las variables estocásticas será considerado como el valor esperado.

Utilización Finalmente, tras construir y validar el modelo, se utilizará para evaluar y hacer gestión con la información y detalle que este es capaz de proveer. Al construir las ecuaciones en base a variables de Precio, Cantidad y Rendimiento, los resultados del modelo permitirán no solo calcular las desviaciones respecto al presupuesto, sino que además al utilizar el enfoque propuesto a continuación, existirá la posibilidad de explicarlas. Si se define una expresión del costo presupuestado genérica como:

C = ×R Dónde R

C

es la cantidad utilizada de un recurso;

(1) P

es el precio unitario del recurso y

es el rendimiento de la actividad realizada con el recurso.

Para el cálculo del costo real se utiliza la misma ecuación, pero se incorporan las desviaciones que puedan presentarse en cualquier de las tres variables, es decir:

CR = +∆×+∆ R+∆R

(2)

∆

∆ ∆R

Dónde C representa la desviación en cuanto a cantidad utilizada respecto al presupuesto; P representa la desviación en cuanto a precio del recurso respecto al presupuesto y

representa la desviación en cuanto a rendimiento de la actividad realizada con el recurso respecto al presupuesto. Trabajando la expresión se puede obtener el costo presupuestado más distintos sumandos que explicarían las desviaciones:

∆ ⌉ ∆ =  ×∆  ∆×  ⌈−× × +∆ Dónde

(3)

∆CN es la variación total de un costo por naturaleza real respecto al presupuesto;  ×R∆

es la variación del costo producto de desviaciones en el precio;

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∆ ×  es la variación del costo R


producto de desviaciones en la cantidad y

∆R ⌉ es la variación del costo ⌈− ×R  × R+∆R

producto de desviaciones en el rendimiento. Con esta expresión es posible evaluar, para cada costo por naturaleza, cuánto y cuál es la causa de cualquier desviación respecto al presupuesto y por ende se puede rastrear en detalle qué área debe ser responsabilizada y supervisada con mayor rigurosidad, o bien, cual está logrando ahorros respecto a lo presupuestado.

RESULTADOS Y DISCUSIÓN Finalmente el modelo genérico es representado por una matriz tridimensional que contempla un total de 38 actividades unitarias y 212 ecuaciones (Anexo). En el caso del III Panel de Codelco División Andina, la matriz contempla un total de 56 actividades unitarias. Respecto a los elementos de costo que modelarán a cada una de las actividades unitarias serán: 

Mano de obra de operación y mantención



Materiales de operación



Materiales de mantención



Energía



Otros

Para escoger con que actividad validar el modelo, se realizó un análisis de Pareto que considera los costos operacionales por área para el periodo comprendido entre enero del 2013 y agosto del 2014, representado por la Figura 1.

Análisis de Pareto Mina Subterránea 40% ) 35% % ( o30% i d25% e m20% o r p15% o t s10% a G 5% 0%

120% )

% 100% ( o d

a 80% l

78%

60% 40% 20% 0%

Figura 1 Análisis de Pareto

106

u m u c a e j a t n e c r o P


Debido a que la información del Nv. 16 (LHD – Producción) era mayor, finalmente esta fue la actividad escogida para validar el modelo. A continuación se detallan las ecuaciones que modelan a esta actividad:

ℎℎ  × 1%  −ó  ó = °  ×    

(4)

á × °á    −ó =  ×  ú á  

(5)

   −ó =    

(6)

∗ó    í = ó   

(7)

Resultando como el costo total de la actividad:

 = (1  2  3  4) ×1  

(8)

Para determinar qué variables conforma cada ecuación, se analizó la información histórica para el periodo comprendido entre octubre del 2013 y agosto del 2014. Posteriormente, reemplazando los valores para el periodo comprendido entre septiembre del 2014 y febrero del 2015, contrastando los resultados con la información real para el mismo periodo se obtuvieron los resultados representados por la Figura 2.

Gasto total acumulado LHD 2,500,000 2,000,000 D1,500,000 S U1,000,000

500,000 0 1

2

3

4

5

6

Mes Gasto Estimado

Gasto Real

Figura 2 Contraste de resultados modelados y reales

Gráficamente, el modelo se ajusta de manera satisfactoria a la realidad. Numéricamente, la diferencia porcentual del gasto total es de tan solo un 3.7%. Por lo que, debido a su precisión, el modelo queda validado. Utilizando la herramienta creada se puede obtener la información representada en la Figura 3, la cual permite entender cómo se genera la diferencia entre el costo presupuestado y el real.

107


Figura 3 Desglose de la desviación respecto al presupuesto

De la Figura 3, es posible desprender que se produce un ahorro en concepto de materiales de mantención y un mayor gasto en el resto de los gastos por naturaleza, por ende una subsidiación cruzada. Lo anterior evidencia que con la filosofía ABC, es posible conocer en detalle cómo se comportan los costos a distintos niveles de información. Pero este no es el límite que alcanza el detalle de la información, ya que puede ser analizada incluso a nivel de variables. A modo de ejemplo, se presenta a continuación el análisis correspondiente a los materiales de operación de la actividad unitaria estudiada. La Tabla 1 muestra las diferencias entre los datos con que es estimó el costo y los datos realmente obtenidos, mientras que la Tabla 2 evidencia cómo incide cada una de estas diferencias en la desviación del costo operacional.

Tabla 1 Desviación de las variables reales respecto al presupuesto

Variable

Materiales de Operación Presupuesto

Vida útil neumáticos (Hm) Neumáticos por equipo (#) Precio Neumáticos LHD (USD) Rendimiento (Ton/Hm)

108

Real

∆

1 253

1 183

-70

4

4

0

7 988

7 988

0

440

436

-4


Tabla 2 Efectos por variables en la desviación total Ítem

Desviación

Efecto Vida útil neumáticos (USD/Ton) Efecto Neumáticos por equipo (USD/Ton) Efecto Precio Neumáticos LHD (USD/Ton) Efecto Rendimiento (USD/Ton)

0.00343 0

Porcentaje explicado 87% 0%

0 0.00053

0% 13%

Desviación total (USD/Ton) Presupuesto (USD/Ton)

0.004 0.058

Total (USD/Ton)

0.062

De la primera tabla se extrae que son dos las variables que han sufrido una desviación respecto a su valor presupuestado, es decir, la vida útil de los neumáticos y el rendimiento del LHD. De la segunda tabla, es posible extraer que dichas variaciones no solo afectan en un total de 0.004 USD/Ton al costo unitario de la actividad, sino que además el 87% de dicha variación se debe a una menor vida útil de los neumáticos. Lo anterior, es posible gracias al enfoque expuesto en la metodología. Con la información a nivel de variables es posible evidenciar las debilidades de la operación y encausar la línea de investigación para la toma de decisiones. En este caso, por ejemplo, se debe apuntar a la operación ya que la menor vida útil de los neumáticos podría explicarse por diversos motivos tales como la falta de limpieza, exceso de derrames debido a una mala manipulación por parte del operador, o bien una falla de fábrica. Sea cual sea el real motivo, el nivel de detalle alcanzado permite escoger las variables clave para guiar la línea de investigaciones y toma de decisiones, responsabilizar a un área, tomar medidas mitigatorias y fijar nuevos compromisos de desempeño. En otras palabras, hacer gestión.

CONCLUSIÓN Se comprobó que la gestión de costos mediante la utilización de las técnicas y herramientas presupuestarias y de control aquí propuestas, efectivamente, permite conocer con mayor profundidad y de manera más precisa cómo, cuándo y dónde se consume cada uno de los recursos que necesita un proceso productivo para llevarse a cabo. Debido al enfoque del costo basado en actividades los costos se pueden analizar en detalle a todo nivel de información, incluso al más básico, es decir, al de variables elementales. La metodología ABC brinda dos ventajas considerables sobre los sistemas tradicionales. En primer lugar, al tener el enfoque de que son las actividades las que consumen recursos y no los productos, los costos se asignan, distribuyen y estiman de manera precisa. En segundo lugar,

109


la forma en que es posible reportar la información brinda un gran nivel de detalle, permitiendo entender cómo las distintas variables y actividades se relacionan entre sí, cuáles son las más determinantes para el costo total y qué gastos podrían eliminarse bajo un enfoque en la reducción de costos. El modelo aquí construido para una operación genérica explotada mediante Block/Panel Caving, es fácilmente adaptable a cualquier operación ya que, tal como se realizó para el caso de estudio, basta con generar una combinación distinta de actividades unitarias para la construcción de la matriz ABC tridimensional. Adicionalmente, los cálculos realizados se limitan a ecuaciones polinómicas simples que no requieren de un sistema informático con grandes capacidades de hardware y software para ejecutarlas. La dificultad de su aplicación radica fundamentalmente en la diversidad y calidad de la información que entregan los sistemas informáticos presentes en una faena, que serán por ende los datos que se puedan ingresar al modelo.

AGRADECIMIENTOS Especial agradecimiento a CODELCO División Andina por permitir llevar a cabo esta investigación en sus instalaciones bajo el marco del grupo CODELCO – Minería UC. Más específicamente a los Señores Herman Aguirre, Marcelo Barriga y Claudio Valenzuela por su constante apoyo dentro de la División. Por último al profesor José Botín por su constante aporte y guía a lo largo de este proyecto. Sin la colaboración de cada uno de ellos este resultado no hubiese sido posible.

REFERENCIAS 1.

Lind, G. (Abril de 2001) Activity Based Costing: Challengign the way we cost underground coal mining systems. The journal of The South African Institute of Mining and Metallurgy , pp. 77-82.

2.

Michalska, J., & Szewieczek, D. (2007) The improvement of the equality management by the activity-based costing. Journal of Achievements in Materials and Manufacturing Engineering , pp. 91-94.

3.

Taghavifard, M., Damghani , K., & Moghaddam, R. (2009) Decision Making Under Uncertain and Risky Situations. Enterprise Risk Managemente Symposium Monograph Society of Actuaries.

110


ANEXO Tabla 3 Matriz modelo ABC genérico Preparación y desarrollo

Proceso Minero MATRI Z ABC

s a i r a t i n U s e d a d i v i t c A

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 29 30 31 32 33 34 35 36 37 38

Subproceso Minero

KPI

Perforación Radial para socavación Acuñadura manual Acuñadura mecanizada Moneo Carguío y Tronadura de tiros radiales manual Carguío y Tronadura de tiros radiales mecanizado Carga, Transporte y descarga LHD Reducción Martillo Móvil Reducción Martillo Fijo Reducción secundaria con martillo móvil Perforación para tronadura secundaria Carguío y Tronadura secundaria Perforación para piques y zanjas Construcción de cama de mineral Carguío y Tronadura de zanjas manual Carguío y Tronadura de zanjas mecanizada Instalación marco en visera Perforación perno-cable Anclaje perno-cable Instalación perno-cable Limpieza de cámaras Transporte CAEX Limpieza pista Perforación de avance horizontal Carguío y Tronadura avance horizontal Marina Perforación radial para pernos Lechada de pernos Instalación pernos helicoidales Instalación malla Aplicación Shotcrete Hormigonado pista Carpeta de rodado pista Reparación de pista Raise borer drilling Ventilación Bombeo de Agua Supervisión

m/hr m/hr m/hr Paradas/hr Paradas/hr Paradas/hr Ton/hr Colpas/hr Colpas/hr Colpas/hr m/hr gr/Ton m/hr m/hr Paradas/hr Paradas/hr Viseras/hr m/hr Paradas/hr Paradas/hr m/hr Ton/hr m/hr m/hr Paradas/hr Ton/hr m/hr Paradas/hr Paradas/hr m/hr m/hr m/hr m/hr m/hr m/hr CFM m3 puestos

111

a í r e l e n u T

n ó i c a c i f i t r o F

Actividades auxiliares

Operación

s a j n a Z y s e u q i P

n ó i c a v a c o S

x

x

n ó i c c u d o r P

o s a p s a r T

e t r o s p j o s i n F a r T

x x

o y o p A

X X x x

x x x x x x

x

X X X X

x x

x x x x x x x x X

x x x x

X

x x x x x x x X x x x x


Plan de productividad y costos – Mina Subterránea – División Andina (2012 – 2014) Herman Aguirre* 1, Jorge Piñana 1, Gabriela Bravo 1 1 CODELCO, División Andina

RESUMEN La mina subterránea de División Andina es actualmente explotada por dos métodos: Panel Caving convencional (III Panel Río Blanco) y Open Sopes (Cuerpos de Alta Ley). El plan de productividad y costos implementado durante el 2012, buscaba incrementar el tonelaje de mineral transportado a planta, teniendo como consecuencia una mayor captura de valor por procesamiento. Dicho plan consistía en el aumento de la utilización efectiva y rendimiento de equipos LHD-CAEX, un plan de desarrollo de competencias de los operadores y directrices con información económica correctamente actualizada y orientada a resultados. Durante el año 2014 se incluyeron métricas y funciones de cumplimiento compartido entre Mina Subterránea y Planta Convencional, permitiendo la confluencia entre un proceso discontinuo minero y uno continuo de procesamiento de minerales. Esta situación fue enfrentada como uno de los principales cuellos de botella entre Gerencia de Minas y Gerencia de Plantas debido a la restricción física de almacenar mineral en stock con capacidad menor a un día de autonomía. La gestión económica-operativa se sustentó en un sistema de reportes en línea de KPI por actividad, diálogos de desempeño semanales (Metodología Lean Manufacturing) y una planificación de corto plazo inmiscuida y empoderada en las decisiones operacionales. El quiebre generado por el plan de aumento de productividad fue transitar de las 33 000 tpd el 2012 a 35 500 tpd el 2014, considerando que el promedio del segundo semestre fue de 37 800 tpd.

112


Ante el escenario descrito, División Andina logró cumplir con su meta de cobre fino alcanzando 232 444t, 6 874t de molibdeno comercializable, a un costo por debajo de lo presupuestado de 139 c/lb y excedentes por 443 M$US para el Estado de Chile.

113


INTRODUCCIÓN La mina subterránea de División Andina es actualmente explotada por el método Panel Caving convencional (III Panel 35.500 tpd) y Open Stopes (Cuerpos de Alta Ley – CAL 3.000 tpd). El plan de aumento de productividad implementado durante la medianía del año 2012 en este proceso productivo, buscó incrementar los niveles de mineral transportado 1 a planta2 para aumentar la oferta de cobre fino e impactar positivamente en los excedentes 3. Dicho plan consistía en una primera etapa en el aumento de la utilización efectiva y rendimiento de equipos LHD-CAEX y en un plan de entrenamiento y desarrollo de las competencias de los trabajadores4. Si bien hubo un incremento en los usos y en el aporte de mineral a planta, durante el año 2014 la mirada de proceso se amplió, incluyendo métricas y funciones objetivo de cumplimiento compartido entre Mina Subterránea y Planta convencional. Se entendió que el proceso Mina Subterránea por sí sólo no podía cumplir con una producción en línea con Chancado, siendo el aumento del coeficiente de marcha de toda la planta y la gestión de stock lo que permitiría la confluencia entre un proceso discontinuo minero y uno continuo de planta. Para llevar a cabo este plan se debió avanzar en una reportabilidad única e incuestionable 5, con KPI´s por actividad que involucraran el consenso de las partes. Datos útiles en línea y con acceso sin restricción para todos los ingenieros a cargo. La data ha sido capaz de soportar, un informe diario, semanal, diálogos de desempeño, cierros mensuales y cuatrimestrales. Lo más importante es que la mayoría de la información se mantiene en línea para ser consultada a cualquier hora del día. El quiebre generado por el plan de aumento de productividad fue pasar de 33 000 tpd en el 2012 a 35 500 tpd en 2014, y a 39 095 en el acumulado de 2015.

DIVISIÓN ANDINA – PRINCIPALES CARACTERÍSTICAS División Andina cuenta con una mina rajo abierto y una mina subterránea, estas descargan a una línea de molienda SAG y una línea de molienda convencional respectivamente. 1

Una práctica operacional instalada en División Andina era separar las líneas productivas en dos

unidades totalmente independientes. Mina Subterránea debía descargar a planta convencional y Mina rajo a línea SAG. La mina Subterránea siempre ha tenido la posibilidad de descargar camiones a línea Sag por medio de unos vaciaderos que interrumpen el flujo de mineral (interior mina) que viaja desde el open pit a la línea don Luis. Revisar Anexos A – Configuración de Línea productivas División Andina 2

Entre Mina Subterránea y Planta convencional no existen stock intermedios que permitan más de un

turno de autonomía. Dos tolvas: Norte DE 32 000 ton y Sur de 5 000 ton. 3

Aumento de excedentes por reducción de gastos y aumento de producción. Efecto combinado.

4

Nociones iniciales de proyecto LEAN en mina subterránea.

5

El modelo de captura de información fue realizado en el Centro Integrado de Operaciones de la

Dirección de Gestión Integrada DGIO de Andina.

114


Figura 1 Diagrama de proceso de División Andina. 2015.

La distribución espacial de los procesos mineros se indica en la Figura 2:

Figura 2 Distribución geográfica de procesos mineros de División Andina.

115


El tratamiento de la Planta de Procesamiento alcanza un promedio de 88 ktpd distribuidos entre molienda convencional (3 secciones), molienda Unitaria 1, Molienda SAG y molienda unitaria 2. El cobre fino producido alcanzó durante el año 2014 las 231 000 toneladas.

Figura 3 Distribución de tonelajes por molinos y producción de cobre fino por año con su ley de cabeza promedio respectivamente

DESCRIPCIÓN DE LA MINA SUBTERRÁNEA La mina subterránea produce actualmente 39 000 toneladas de mineral. Cuenta con un nivel de hundimiento, un nivel de producción de malla 13x17 y 8 LHD de 10 yd 3, un nivel de reducción con martillos (12 sistemas en total, que incluye un sizer), un nivel de transporte de camiones con 10 CAEX de 60 toneladas y 2 niveles de ventilación para producción y transporte. El mapa de valor del III panel de División Andina se puede resumir de la siguiente manera:

116


Figura 4 Mapa de valor confeccionado por Paola Ramirez Alarcón. Memorista de la mina subterránea 2014. Ingeniera Civil Industrial Universidad de Santiago de Chile.

PLAN DE PRODUCTIVIDAD Y COSTOS El plan llevado a cabo el en III panel de la mina subterránea de División Andina tuvo dos etapas diferentes de desarrollo, las cuales coinciden con los cambios de administración que la empresa tuvo durante el periodo 2012 - 2014. Las etapas fueron: 

Etapa 1: Identificación de KPI e implementación de estándares (2012)



Etapa 2: Modelo conceptual de KPI, integración proceso Mina-Planta y metodología de incentivo a la productividad. (2013 – 2014)

117


Etapa 1: Su principal actividad fue analizar las principales variables que podían ser gestionadas dentro de la mina, teniendo una clara inclinación al mejor uso de la utilización efectiva y disponibilidad de equipos. El cuello de botella en el año 2012 era el nivel de producción LHD, el cual no era capaz de aumentar su nivel de producción. La función de trabajo fue:

Fx=FKPI CAEX, KPI LHD, Inicio de turno, Colación, Coordinación entre niveles

El plan elaborado era rudimentario y apostaba a una organización eficiente del tiempo de los trabajadores por medio de 5 estándares de trabajo: 

1° estándar: primera baldada.



2° estándar: tiempos de colación.



3° estándar: coordinación entre niveles.



4° estándar: reducción secundaria en puntos de extracción.



5° estándar: última baldada.

Además se confeccionó una carta que planificaba el concepto y las principales variables que el negocio debía observar para aumentar el volumen de tonelaje movido:

118


Figura 5 Primera carta de trabajo comunicada a los trabajadores de la mina subterránea como ideal de producción y sus principales focos. Andina 2012.

El objetivo de crear una disciplina se logra, pero el aumento de producción no se alcanza en ningún momento. El “estado actual” que se quiso implementar no se concretó debido a que el

aumento de producción no creció en armonía con la capacidad de chancado en planta que se requería. Al tener un regimen de producción variable donde algunos días eran por sobre los 35 000 toneladas, la gestión de stock no era coordinada, por lo tanto las demoras por “pique lleno de plantas” comenzaron a aumentar. Los CAEX y LHD estaban disponibles a realizar más horas

de trabajo, pero la coherencia adecuada nunca se produjo. Por ello fue necesario una segunda etapa de gestión.

119


Etapa 2: La segunda etapa consisitió en un modelo de variables de mayor amplitud. La mina subterránea no podía ser concebida de modo independiente a su planta de chancado. La gestión de tolvas y su optimización de uso fue clave para aumentar realmente la producción. La función de trabajo fue:

1, Martillos, Sistemas de traspaso, Servicios, Contención de pérdidas, Fx=FKPI Etapa Control de tolvas, Gestión de vaciaderos, Coordinación MP, Incentivos

Figura 6 Gráfica de producción Mina – Planta. El objetivo era comparar los niveles de producción por día entre ambos procesos. La gráfica de la derecha representa un factorial de causas por pérdidas de producción.

El análisis de varibles se deja de hacer desde el interior de la mina y el modelo de seguimiento de información se crea desde la Dirección de Gestión Integrada de Operaciones DGIO de la Gerencia de Operaciones. La data capturada desde la mina subterránea se cruza con la data de chancado, e incluso molienda, estableciéndose un moldeo diario de seguimiento que busca comparar el nivel de producción de la mina subterránea al mismo tiempo que el nivel de producción de la planta de chancado. (cuadro izquiero de la Figura 6).

120


El seguimiento provoca el siguiente comportamiento:

Figura 7 Comparación de procesos mina planta. Coordinación de producción por día. Figura procesada por la DGIO - Andina

Los puntos se alinean y dejan su dispersión. Esto quiere decir que la producción es acordada 6, pero desde una perspectiva diferente en donde la producción depende de la capacidad de molienda. Si molienda alcanza su nivel de producción exige a chancado mineral y este a su vez exije a la mina mayor capacidad de movimiento de mineral. Fue necesario aumentar el coeficiente de marcha desde 84% a 87% en la planta de procesamiento de minerales y gestionar todos los días lo niveles de tolva con la siguiente gráfica:

Figura 8 Gestión de tolvas. Ejemplo de un día de producción. (De izquierda a derecha) Cuadro de producción de Mina Subterránea, tolvas de alimentación a chancado, producción de chancado, tolva de gruesos de alimentación a chancado fino, tolva de finos para alimentación de molienda. Figurada creada en la DGIO - Andina

Todo este proceso de organización se tradujo en los siguientes resultados en la mina subterránea para el año 2014 6

Este acuerdo se establece todos los días a las 9:00 de la mañana. La reunión es dirigida por la DGIO y

asisten a ella el Gerente de Operaciones, Gerente de minas, Gerente de Plantas, Superintendentes de ambas gerencias y la dirección de Recursos Hídricos y Relaves. Duración máxima de 20 minutos.

121


Figura 9 Perfil de producción mensual 2014 en mina subterránea de División Andina. DGIO – Andina.

El plan inicial (etapa 1) de este proceso que comenzó el 2012 sólo se alcanzó las 39.000 toneladas promedio por día el año 2015 y la perspectiva histórica del proceso descrito se aprecia en la Figura 10.

Figura 10 Perfil de producción anual de mina subterránea. DGIO – Andina.

122


CONCLUSIONES El proceso mina subterránea y planta de procesamiento de mineral convencional de División Andina está limitado por la esta última. El trabajo siempre debió haber comenzado por análisis de cuellos de botella a lo largo de toda la División y no con un esfuerzo aislado desde la mina subterránea. Esto sólo fue posible cuando desapareció la mirada atomizada que impuso la mina subterránea y la observación fue realizada desde la Dirección de Gestión Integrada de Operaciones, ente que trabaja en paralelo con la Gerencia de Mina, Gerencia de Plantas y la Dirección de Recursos Hídricos y Relaves. La mirada sistémica y no analítica fue capaz de aumentar el volumen de procesamiento de todas los procesos unitarios y permitió a la División Andina cumplir el año 2014 en su producción de cobre fino, molibdeno, costos C1 y los excedentes entregados al país. La visión empírica es preponderante y de mayor utilidad que cualquier ingeniería técninca de detalle concebida desde una sola perspectiva. El juicio experto minero empleado durante años no tuvo resultados satisfactorios. Las ideas que sirvieron para resolver este problema y llevar a buen puerto a la División Andina no fueron concebidas por un grupo técnico de vasta trayectoria, sino que fue la suma de pequeñas intuiciones técnicas basadas en números y reunidas por un grupo compuesto por miembros de distintas edades y años de experiencia.

123


Minería continua de superficie con máquina de extracción Juan Carvajal Vermeer Chile RESUMEN Tradicionalmente, la extracción de mineral se realiza mediante el uso de perforación y tronaduras realizadas en bancos. Si por un lado este método puede mover áreas y volúmenes de roca grandes, por otro lado simplemente produce una mezcla de materiales y produce tamaños muy grandes de roca y también un mayor contenido de finos. Estas grandes rocas son difíciles de cargar y requieren el uso de grandes equipos cargadores y grandes camiones fuera de carretera, ya que el material muy fino no deseados en la mayoría de los procesos de producción en las plantas químicas debido a la necesidad de Métodos de separación de diferentes tipos de minerales. Después de la eliminación del corte por material explosivo, la superficie generada es muy desigual, por lo que el camino de apoyo y camión equipo, aumentando el coste de mantenimiento de estos equipos auxiliares. El uso de los mineros de superficie permite un cambio de concepto que la extracción. En primer lugar, la extracción se lleva a cabo en las plazas y el corte hecho por capas de hasta 60 cm de profundidad, este proceso permite una precisión en la separación de diferentes tipos de mineral o material estéril ya en el proceso de carga. El minerador continuo tiene un tambor de corte configurado correctamente posicionado con trozos de tungsteno para generar un material de tamaño de partícula uniforme con un tamaño máximo de 8 "(20 cm), que permite el uso de camiones y cargadores más pequeños, la reducción de los costos de operación y el funcionamiento inicial de capital de inversión. El ancho del tambor es 3.60 m y el extremo de cada banda de corte, el equipo gira sobre su eje para posicionar la nueva pista paralela de corte.

124


INTRODUCCIÓN Tradicionalmente, la extracción de mineral se realiza mediante el uso de perforación y tronaduras realizadas en bancos. Si por un lado este método puede mover áreas y volúmenes de roca grandes, por otro lado simplemente produce una mezcla de materiales y produce tamaños muy grandes de roca y también un mayor contenido de finos. Estas grandes rocas son difíciles de cargar y requieren el uso de grandes equipos cargadores y grandes camiones fuera de carretera, ya que el material muy fino no deseados en la mayoría de los procesos de producción en las plantas químicas debido a la necesidad de Métodos de separación de diferentes tipos de minerales. Después de la eliminación del corte por material explosivo, la superficie generada es muy desigual, por lo que el camino de apoyo y camión equipo, aumentando el coste de mantenimiento de estos equipos auxiliares.

MINERIA DE SUPERFICIE El uso de los mineros de superficie permite un cambio de concepto que la extracción. En primer lugar, la extracción se lleva a cabo en las plazas y el corte hecho por capas de hasta 60 cm de profundidad, este proceso permite una precisión en la separación de diferentes tipos de mineral o material estéril ya en el proceso de carga. El minerador continuo tiene un tambor de corte configurado correctamente posicionado con trozos de tungsteno para generar un material de tamaño de partícula uniforme con un tamaño máximo de 8" (20 cm), que permite el uso de camiones y cargadores más pequeños, la reducción de los costos de operación y el funcionamiento inicial de capital de inversión. El ancho del tambor es 3.60 m y el extremo de cada banda de corte, el equipo gira sobre su eje para posicionar la nueva pista paralela de corte. El tambor tiene característica especifica al girar en contra los sentidos del reloj y entregan las siguientes características que se detallan a continuación 

Habilidad de cortar roca más dura



Giro lento del tambor reduce el desgaste en los “dientes” (bits)



Permite cierta variación en los tamaños de corte



Mejora la efectividad de corte sobre el corte de abaja-para-arriba.

125


Figura 1 Corte de Arriba-para-Abajo

Con la planificación de la operación, crean áreas separadas para cortar con los mineros de la superficie y para la carga y el transporte de mineral, optimizar y aumentar la eficiencia de todos los equipos que participan en el proceso de producción. El minero superficie también puede estar equipado con sistemas de control de láser o GPS permitiendo la nivelación de alta precisión de la planta después de la eliminación del material cortado. Esto proporciona un gran ahorro en el mantenimiento de equipos y camiones encargados de transportar el material de corte de carga. El tambor de corte está inclinado cinco grados a cada lado permitiendo así la generación de una inclinada para facilitar el drenaje en las áreas de corte. Este método de extracción controlada también reduce la emisión de ruido y polvo en el proceso de corte de diversos tipos de mineral. Además podemos considerar diferentes ventajas desde el punto de vista operacional en las pilas. 

Granulometría homogénea



No existe existe la necesidad de realizar el fino lamina en pilas



Aumenta la recuperación en 5% en pilas de yodo yodo



Disminuye los costos operacionales por equipo equipo de extracción



El lugar lugar explotador la maquina puede ser utilizado como una nueva pila

126


A continuación se muestra unas fotografías en la cual se puede visualizar fácilmente la diferencia entre usar maquinaria de mineración y los proceso de tronadura y perforación. Y la comparación entre estos proceso destacando los tamaños de rocas para el caso de la tronadura y la distribución homogénea para el caso de uso maquinaria de extracción.

Figura 2 Con perforación y tronadura

Figura 3 Con máquina de mineración

La distribución granulométrica de la minería continua con máquina de extracción se presenta a continuación:

Tabla 1 Tabla general de peso Vermeer DDDRIVE 2 TAMIS PULG

MCC1223 LBS

%MCC1223

%PAS1223

12

10

11.62

88.38

4

32

37.2

51.18

8

10.66

2

6

6.97

44.21

5

1.5

8

9.3

34.91

1

5

5.81

0.5

25

29.06

SUMATORIA

86

MCC1231

%MCC1231

MCC1228

%MCC1228

%PAS1226

83

50.92

49.08

89.34

45

27.6

21.48

6.66

82.68

22

13.49

8.02

12

16

66.68

6

3. 68

4.34

29.06

10

13.33

53.33

5

3.06

1.22

0

40

53.33

0

2

1.22

0

75

%PAS1231

163

127


CURVA GRANULOMETRICA DIRECT DRIVE VERMEER 2 100 80 E T N 60 A S A P 40 %

CURVA MCC1231

20

CURVA MCC1223

CURVA MCC1228

0 0

2

4

6

8

10

12

14

TAMIS

Figura 4 Distribución granulométrica de una maquina transmisión directa

CURVA GRANUMETRICA CHAIN DRIVE VERMEER 1 100 80 60

E T N A S 40 A P %

CURVA MCC1136 CURVA 1137 CURVA MCC1129

20 0 0

-20

2

4

6

8

10

12

14

TAMIS

Figura 5 Distribución granulométrica de una maquina transmisión por cadena

128


Tabla 2 Tabla General de peso Vermeer DDDRIVE 1 TAMIS PULG

MCC1136 LBS

%MCC1136

%PAS1136

12

MCC1137

%MCC1137

%PAS1137

MCC1129

%MCC1229

%PAS1229

15

14.28

85.72

9

10.11

89.89

4

35

25.54

74.46

17

16.19

69.53

17

19.1

70.79

2

8

5.8

68.6

8

7.61

61.92

8

8.98

61.81

1.5

6

4.37

64.29

10

9.52

52.4

12

13.48

48.33

1

20

14.59

49.63

7

6.66

45.71

10

11.23

37.07

0.5

68

49.63

0

48

45.71

0

33

37.07

0

SUMATORIA

137

105

89

Fino lamina Luego podemos verificar para el caso de minería continua con máquina de extracción no es necesario la fabricación del fino lamina según muestra la Figura 3 ya que todo el material que es puesto sobre la pila es material lixiviadle, por el contrario, para el caso de tronadura y perforación se debe colocar 1 m sobre lamina de tal forma de proteger la carpeta de captación de soluciones o

lamina y que provoca la reducción

del

aérea de lixiviación y

permeabilidad de las pilas bajando considerablemente la recuperación.

Figura 6 Confección de pila de lixiviación sin fino lámina

129


Cap.4: “PROYECTOS MINEROS”

Cap.4:“PROYECTOSMINEROS”

130


Valoración de activos mineros por opciones reales bajo riesgo e incertidumbre PhD. Manuel D. Viera* CEO & Managing Partner Metaproject RESUMEN Las Empresas Mineras crean valor económico a través del descubrimiento, explotación, procesamiento y venta de recursos minerales, en un mundo con una visión tradicional de generación simple de materias primas (commodities), en donde el negocio se transforma en administrar eficientemente todos los costos. Con el fin de maximizar este valor, las empresas deben evaluar sus flexibilidades operacionales, diseñando procesos y operaciones unitarias inteligentes de bajo costo y alta productividad, y así lograr un alto grado de eficiencia en el proceso para convertir estos recursos minerales en riqueza para los accionistas. En general, la mayoría de los altos ejecutivos que administran las empresas mineras buscan la creación de valor para los accionistas (Value Based Management). Dentro de los criterios para la creación de valor existen diversas metodologías de medición, tales como: SVA (Shareholder Value Added) que mide cuánto vale la empresa y representa el valor presente de los f lujos de caja operativos disponibles para los accionistas generados a partir de una definición estratégica del negocio minero. Otro enfoque es el EVA (Economic Value Added)7 que es un complemento del anterior y el supuesto es que el Mercado bursátil valora una empresa según capacidad proyectada de generar EVA. En las decisiones estratégicas de valorar proyectos mineros, dependiendo del método que se aplique, el error que se comete puede ser: aceptar proyectos malos y rechazar proyectos buenos. Este error se deriva de la aplicación del método del flujo de caja descontado, VAN en donde se supone el futuro conocido y eso no es cierto, esto constituye una falacia histórica.

7

EVA Concepto introducido por Stewart, III, Bennett The Queso for Value: The EVA Management Guide, Harpercollins, 1991. 131


INTRODUCCIÓN El objetivo del trabajo consiste en la incorporación de conceptos modernos de incertidumbre y flexibilidad en la valoración de activos m ineros, se emplea el código VALMIN, y se discute otras técnicas de valoración en distintos estadios de la incertidumbre geológica. Se muestran 2 casos reales de estudio evaluado y valorizado por esta técnica, y modelo de reversión a la media con simulación de Montecarlo con saltos aleatorios, cuyos resultados permite una correcta toma de decisión. La alta incertidumbre y el riesgo asociado a la decisión de inversión del negocio minero, hace difícil pronosticar, si los flujos futuros provenientes de la explotación de un yacimiento traen como consecuencia éxito o fracaso de la inversión. En las decisiones estratégicas de valorar proyectos mineros, dependiendo del método que se aplique, el error que se comete puede ser: aceptar proyectos malos y rechazar proyectos buenos. Este error se deriva de la aplicación del método del flujo de caja descontado, VAN en donde se supone el futuro conocido y eso no es cierto, esto constituye una falacia histórica. Se considera que las opciones reales tienen en Chile un escaso desarrollo en la valoración de activos mineros como por ejemplo: un yacimiento, tranques de relaves, botaderos de ripios, tortas de yodo o un proyecto en particular, por esta razón se estima que un camino adecuado para resolver esta problemática es aplicar adecuadamente bajo un contexto metodológico las opciones reales. Las hipótesis aquí presentadas son las siguientes: 

Para yacimientos o activos mineros que presentan una alta incertidumbre en su ejecución, la aplicación del análisis de las opciones reales en complemento con el análisis de riesgo, es la técnica adecuada para apoyar una óptima valoración de los proyectos o activos, y las oportunidades de negocio en un mundo de turbulencias e incertidumbres de los precios de los metales, además modelar los precios de los principales insumos tales como: precio del petróleo, precio ácido sulfúrico, precio de la energía, precio del acero, precio del cemento, precio del petróleo, amo de obra.



Para aquellos yacimientos mal valorados económicamente, rechazados o abandonados por las técnicas tradicionales de valoración de flujo de caja descontado como es el VPN, TIR, la teoría de valoración por opciones reales constituye una mejor opción para las decisiones estratégicas.



El valor del yacimiento o activo minero, es un proceso complejo que depende de un gran número de drivers entre otras, de la modelación o pronóstico del precio de los metales, y sobre todo del método de valoración que se aplique, y del modelo de toma de decisión.



Los errores y malas decisiones en la valoración de activos mineros corresponden a la aplicación de malas prácticas de evaluación.



Validar el criterio propuesto por los autores en base a la siguiente premisa:

-

   =  × é ×1 132

(1)


Dónde VPN corresponde al valor presente neto de los flujos futuros del negocio minero; P

(éxito) a la probabilidad de éxito del negocio; VO al valor de la opción real por flexibilidad; y Ic al valor del capital intelectual expresado en porcentaje de todos los activos que posee la empresa. 

Aplicar la extensión a la fórmula de Hoskold plus propuesta por Viera-Lamothe.

 =    × é −  −  =    =  

(2) (3) (4)

Donde VT corresponde a el Valor total del yacimiento o propiedad minera; VP el Valor presente de las reservas económicamente explotables y debidamente certificadas por un Qualified Professional; VANp al valor actual neto que generan la explotación de las reservas medidas o conocidas expresadas en VAN tradicional; ORp al valor de las opciones reales que generan las flexibilidades identificadas con las reservas medidas o conocidas; VF a el Valor futuro, corresponde al recurso incierto del yacimiento; VANf es el valor futuro que generan la explotación del recurso inferido o incierto expresado en VAN tradicional ajustado por riesgo;

ORf el valor de las opciones reales que generan las flexibilidades identificadas con el recurso inferido o desconocido; P (éxito) representa la probabilidad de éxito de pasar las reservas inferidas y especulativas o hipotéticas a reservas económicamente explotables; S representa la desviación estándar como medida de riesgo; Pa corresponde al pasivo ambiental que el yacimiento genera como producto de sus operaciones durante su vida, además involucra los costos del cierre; y Ci corresponde a un intangible y es el capital intelectual que el comprador se adueña al comprar un yacimiento incluyendo a la mano de obra. 

Aplicar el modelo de precios de Merton simulación con reversión a la media con saltos aleatorios y la simulación del muestreo estratificado del hipercubo latino, es un buen método para valorar yacimientos mediante opciones reales.

Owners y Satakeholders necesitan conocer a priori, cuales son los atractivos económicos del proyecto, activo o negocio para tomar una correcta toma de decisión. Dentro del proceso de valoración de activos una de las consideraciones más relevantes son los siguientes: 

Conceptualizar muy bien el modelo geológico del depósito mineralizado, con información geo científica confiable.



Conceptualizar muy bien un modelo financiero aplicando herramientas científicas modernas y confiables durante toda la vida de la mina. La responsabilidad del perito o experto evaluador debe asegurar la modelación de variable de acuerdo a su origen aleatorias o regionalizadas o simplemente un cisne negro.

133


METODOLOGÍA De acuerdo con la teoría de opciones reales, se recomienda desarrollar las inversiones cuando el valor actual de los flujos de caja esperados excede su costo de adquisición e instalación (si se trata de un proyecto real) al menos en una cantidad que compense el valor de mantener viva la inversión. Las opciones reales son aplicables cuando: 

Existe una gran incertidumbre donde el equipo directivo puede responder flexiblemente a la nueva información. Si la incertidumbre fuese pequeña o no existiese (una inversión en bonos sin riesgo, por ejemplo) las opciones reales carecerían de valor puesto que serían inútiles.



El valor del proyecto está próximo a su umbral de rentabilidad) si el VAN es muy grande casi con toda seguridad el proyecto se realizará sea cual sea su flexibilidad; por otro lado, si el VAN es muy negativo, el proyecto será desechado sin hacer caso del valor de la flexibilidad). Imagine un proyecto con un VAN próximo a cero pero cuyo valor puede oscilar 300 millones de euros hacia arriba o hacia abajo, una opción de diferir el proyecto tendrá un gran valor porque permitirá esperar a ver por donde se decanta el VAN en el futuro. (Mascareñas, Julio 2004)

134


Incertidumbre Probabilidad de recibir nueva información Perfecta (VIP) Espacio para la flexibilidad operativa

Valor de la flexibilidad

Alta

Valor de la flexibilidad alto

moderado

Baja

Valor de la flexibilidad b a j o

Valor de la flexibilidad alto

En consecuencia la metodología de valoración de yacimiento correcta es la siguiente:

  =      

(5)

El VA se define como el valor actual de todas las opciones identificadas y correctamente valorizadas que agregan valor al negocio. La metodología aquí presentada ha sido aplicada con éxito en 5 megaproyectos aquí en Chile y en Perú para valoración o tasación económica de yacimientos mediante opciones reales, La ecuación de negocios y lógica de trabajo es la que conjuga rentabilidad o creación de valor y riesgo:

=    −  Rentabilidad

(6)

Costo del Riesgo

La metodología que se propone es la siguiente: Paso 1: Revisión de la estratégica del negocio minero y modelo de toma de decisión de los Stakeholders como por ejemplo: Fusiones y adquisiciones, oferta inicial de acciones en bolsa, como material de soporte para listar en bolsa, para ceder o adquirir derechos, para declarar impuestos, como parte de evaluaciones corporativas y expresar opiniones de razonabilidad. Paso 2: Definir el nivel de la exploración geológica y tipo de yacimiento. Greenfield, Brownfield etc. Determinar en qué estado se encuentra el yacimiento para su valoración: 

Yacimiento virgen



Exploración básica (define target)



Exploración intermedia (define cuerpos mineralizados)



Exploración avanzada (define yacimientos)

135


Yacimiento en explotación



Yacimiento en expansión



Yacimiento en proceso de cierre.



Tranque de relaves.



Botaderos.



Otros activos.

Paso 3: Definir nivel de información geo científica perfecta o incierta Aquí se analiza la confiabilidad de la información de recursos y reservas mineras, un profesional calificado deberá certificar la existencia, y corregir por incertidumbre geológica 

Información cierta (i1).



Información incierta (i2).



K = constante de atenuación de la incertidumbre

 +  = +

(7)

Paso 4: Certificar la cubicación y valoración de recursos mineros En esta etapa se deben certificar las reservas en categoría económicamente explotables mediante la Norma NI 43.101. 

Recurso medida (mayor certeza geológica)



Recurso indicado



Recurso inferido (mayor incertidumbre geológica)



Reservas probadas/probables

Paso 5: determinación del nivel de ingeniería (calidad de la información) 

Exploración básica (identifica blancos o target)



Exploración intermedia (delimita el cuerpo mineralizado)



Exploración avanzada (define el yacimiento) - Ingeniería a nivel de perfil - Ingeniería a nivel conceptual - Ingeniería a nivel básica - Ingeniería a nivel de detalle

Paso 6: Cálculo del ritmo óptimo de producción (R.O.P.) 

Criterio de Mackenzie.



Criterio de Taylor.



Criterio marginal de Vickers.



Criterio de Williams.

136


Criterio de simulación del VAN.



Determinación de las toneladas por día (TPD) que maximizan el VAN, y por ende el valor del activo.

Paso 7: Proyección del precio de los metales y principales insumos mediante el modelo de reversión a la media con saltos aleatorios, aplicarlos a las siguientes variables claves: 

Precio de los productos de titanio, precio subproductos, o cualquier precio de metales.



Precio de insumos.



Precio del petróleo.



Precio de la energía eléctrica.



Precio del agua.



Precio del acero.



Precio de la mano de obra, etc.

Nota: Para la proyección de estos precios se utilizara el modelo de simulación del Hipercubo Latino con reversión a la media con saltos aleatorios (Merton). Paso 8: Determinación de los riesgos y peligros del proyecto. (Riskmanagement) 

Definición y modelado de las variables claves o value driver: precio del cobre, precio del molibdeno, ley media del mineral, recuperación metalúrgica, costos operacionales, inversión, etc.



Contextualización de los riesgos geológicos.



Riesgos minero - metalúrgicos.



Riesgos de mercado.



Riesgos operacionales.



Riesgos de eventos naturales.



Riesgos tecnológicos.

Paso 9: Validación del proyecto o activo si es candidato a ser evaluados por opciones reales (grado flexibilidad v/s grado de incertidumbre) 

Alta incertidumbre.



Alta flexibilidad.

137


Grado Flexibilidad

Alta

Alta

> 3 Alta

Esta es la zona de mayor atractivo

Alta

<3 1

3

5

Paso 10: Configuración de escenarios para evaluar proyectos con opciones reales 

Caso base.



Casos alternativos.



Volatilidades.



Tipo de interés.



Tasa libre de riesgo.



Precio del activo subyacente.



Precio del ejercicio.



Tiempo o período.

Paso 11: Definición del árbol de decisiones 

Generación de macro alternativas.



Definición del tipo de opciones a emplear.



Heurística de decisión estratégica.

Paso 12: Selección de las flexibilidades y opciones estratégicas 

Opción de diferir la decisión.



Opción de expansión.



Opción de cierre.



Opción de conocimiento.



Opción de selección del paquete tecnológico.



Opción de ley envío a planta



Opción de la política de consumo de reserva y selección de la ley de corte



Opción de selección del ritmo óptimo de producción



Opción de mejoramiento del producto



Opción de adelantar preparación y desarrollo minero

138


Opción de selección del método de explotación



Etc.

Paso 13: Evaluación del proyecto o activo por opciones reales aplicando este enfoque metodológico que contiene: 

Simulación del precio del metal aplicando el modelo de reversión a la media con saltos y correlacionando el precio de metal y la tasa cambiaria de Merton. xt 1  xt e

 t

 x 1  e

 t

  

1 e

2 t

N  0,1

2

   x 2   t 1 0.5 1e    



Pt 1  e

t

  2  u  d · E  2         2     



Donde: Pt  e t x

y x  ln  P  

Definición de las variables claves y asignación de distribución de probabilidades a dichas variables.



Simulación del Modelo empleando el software @Risk, con el muestreo estratificado del hipercubo latino.



Número de simulaciones sugeridas, 10 000



Intervalo de confianza del 95% para la media muestral (Coeficiente= 1.96 para dicho intervalo) S n

 5%



Error relativo



Aplicación modelo de Merton.

Paso 14: Toma de decisión en base a creación de valor EVA, y riesgo controlado. Heurística d e decisión con Owner y Stakeholders. La valorización de proyecto se tratara como un activo transable en bolsa, la exploración y prospectos mineros , suelen ser muy subjetivo, razón por la cual las normas de presentación de informes de valorización, como el código VALMIN8, CIMVAL9 y SAMVAL y

enfatiza las

cualificaciones del tasador o evaluador, su experiencia y competencia, y el cumplimiento del informe sobre los principios de transparencia, materialidad y razonabilidad.

8

(CIMVAL) Canadian Institute Of Mining, Metallurgy and Petroleum on Valuation of Mineral Properties

9

VALMIN código, Australia: "Código para la evaluación técnica y valorización de los activos minerales y

de petróleo para los informes de expertos independientes", última edición 2005

139


En la Figura 1 se muestra las diversas metodologías existentes en el mercado para valorar activos:

Figura 1 Metodologías existentes

RESULTADOS Y DISCUSIÓN Se aplica a un caso de estudio real en un megaproyecto de CODELCO, nuevo nivel mina de El Teniente, con sus distintas flexibilidades operacionales: Primero se definen las flexibilidades operacionales en base a un taller estratégico con 30 especialistas según Hurwicz, luego se construye el árbol de problema de la Figura 2 con las opciones.

140


Figura 2 Árbol de decisiones

A continuación se muestran en la Figura 3, el cuadro siguiente con los resultados obtenidos

Figura 3 Resultados obtenidos

A continuación se muestra otro proyecto de expansión valorado por opciones reales de la II región, Antofagasta, los resultados se muestran en la tabla siguiente, Figuras 4, 5 y 6:

141

XIX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS VALORACION YACIMIENTO MINERO OPCION DE AMPLIACION EN 15.000 TPM CASO BASE

VALOR OPCIÓN

Financiado (KUS$)

KUS$

56.492

36.175

87.199

43.312

246.737

66.979

OPCIÓN AMPLIACIÓN Financiado (KUS$)

Tasa de Descuento

Van Determinístico

92.667

Van @Risk

130.511

Van Modelo de Precios

313.716

10%

Van Determinístico

81.983

Van @Risk

116.268


Worst Case (KUS$)

66.832

Best Case (KUS$)

199.577

48.854

33.129

76.865

39.404

292.347

229.659

62.688

Van Determinístico

68.897

39.613

29.284

Van @Risk

98.796

64.249

34.547


265.415

208.261

57.154

12%

15%

58.472

48.275

178.949

153.579

Figura 4 Proyecto valorado por opciones reales

RESULTADOS DEL ANALISIS DE RIESGO VAN ( KUS$ ) OPCION SIN AMPLIACION Summary Information Workbook Name

Aplicación Risk.xls

Number of Simulations

1

Number of Iterations

1000

Number of Inputs

14

Number of Outputs

6

Sampling Type

Latin Hypercube

Simulation Start Time

12/06/2007 19:53

Simulation Stop Time

12/06/2007 19:53

Simulation Duration

00:00:06

Random Seed

Statistic

5%

243.842

10%

44.237

Mean

112.840

15%

56.775

-,06

KUS$ / US$/T/D73

FL UJO DE CAJA / -2/F233

, 024

LEY CUT / 1/ I37

-1

-0,75

,005

-0,5

-0,25

0

0,25

0,5

0,75

1

Std b Coefficients

90.266

40%

95.907

Mode

127.288

45%

103.076

Left X

30.235

50%

110.627

Left P

5%

55%

117.398

199.598

60%

125.511

95%

65%

132.812

169.363

70%

140.935

75%

149.672

Diff X Diff P

90%

80%

159.491

Filter Min

85%

168.217

Filter Max

90%

180.769

95%

199.598

0

0

Sensitivity Name Regr

Corr

#1

VALOR ESPER

0,956

#2

LEY CUT / 1 / $I

0,254

0,182

#3

VALOR ESPER

0,161

0,085

#4

VALOR ESPER

0,146

0,199

#5

KUS$ / US$/T /

-0,060

-0,064

#6

FLUJO DE CAJ

#7

LEY CUT / 1 / $I

0,005

0,039

#8

VALOR ESPER

0,000

0,012

#9

VALOR ESPER

0,000

0,048

#10

VALOR ESPER

0,000

0,028

#11

VALOR ESPER

0,000

0,057

#12

VALOR ESPER

0,000

-0,011

#13

KUS$ / US$/T /

0,000

0,004

#14

FLUJO DE CAJ

0,000

0,030

#15 #16

Figura 5 Análisis de Riesgo

142

84.783

35%

110.627

Rank

, 16 1

30%

2,458965983

Regression Sensitivity for VAN ( KUS$ )/D257

, 1 46

66.720 77.894

0,104700992

#Filtered

V A L O R E SP ER AD O / U S$ / TMS / A D66

20% 25%

Median

#Errors

V AL OR E SP ER AD O / US $/ TMS /AD 60

50.996

Kurtosis

Right P

,254

30.235

2600550450

Skewness

Right X

LEY CUT / 1/ I37

Value

-19.369

Maximum

Variance

, 956

Summary Statistics Value %tile

Minimum

Std Dev

VALOR ESPERADO / US$/ TMS/ AD52

1325422007

0,024

0,936

0,064


Opciones reales y Flexibilidad Método de análisis de Riesgo @RISK REAL OPTION

VAN CASO BASE V/S VAN CON AMPLIACIÓN a 60.000 TPM

Figura 6 Análisis de riesgo usando @Risk

CONCLUSIONES Las conclusiones de la aplicación son las siguientes 

En un primer análisis se muestra como las RO es una herramienta poderosa si se aplica bien en conjunto con el análisis de riesgos. EL método de flujo de caja descontado adolece la falta de confiabilidad, pero gracias a las opciones reales y el análisis de Riesgo debe ser lo más poderoso que existe en valorar activos mineros.



Aplicar opciones reales se le da valor a las flexibilidades operacionales existente en la Industria Minera.

REFERENCIAS 1.

Viera M. Valoración y gestión de yacimientos por opciones reales bajo escenarios de riesgos e incertidumbre. Tesis doctoral Universidad Autónoma de Madrid UAM, Madrid julio del 2007.

2.

Viera M. Valoración de activos mineros foro de análisis de riesgos para la toma de decisiones, organizado por Palisade Corporation, Hotel Ritz Carlton, Santiago Chile marzo 2013.

3.

Viera M. Cómo valorar activos en ambiente de riesgo e incertidumbre con nuevas metodologías, seminario de propiedad minera, Comisión Minera, Santiago, junio 2013.

4.

Viera M. Mining ore valuation by real option under uncertainty and risk. Copper World Congress Lubin Polonia, septiembre 2009.

5.

Lamothe & Viera. Desarrollo de una metodología de evaluación de proyectos por opciones reales para la gerencia de proyectos de CODELCO, documento interno enero del 2007.

6.

Lamothe & Viera. Mining ore valuation by real option under uncertainty and risk - Copper Toronto Canada 2007.

143


Estatus actual y filosofía operacional Proyecto Mina Chuquicamata Subterránea J. Sougarret*, A. Aguayo, L. Pizarro, D. Villegas CODELCO Chile RESUMEN El Proyecto Mina Chuquicamata Subterráneo (PMCHS) tiene por finalidad reemplazar la actual explotación a rajo abierto, de altos costos producto de su profundización, por la extracción subterránea de los recursos remanentes del cuerpo mineralizado de la mina Chuquicamata, extendiendo la operación de la división por 40 años más. Se ha planificado el inicio del hundimiento de la mina subterránea para el año 2019, seguidos por un Ramp Up de siete años hasta alcanzar su capacidad de diseño o régimen de 140 ktpd (ciento cuarenta mil toneladas por día). El proyecto inicio su etapa de construcción a mediados de 2011, con el desarrollo de su infraestructura principal, lo que contempló túneles de gran sección para acceso de personal, transporte de minerales y ventilación, además de facilidades constructivas en interior mina. Actualmente el proyecto registra un avance del 21.2% acumulado a Junio de 2015. Respecto a la filosofía de operación, la División se encuentra trabajando en establecer la forma de operación de la mina subterránea, que le permita garantizar un bajo costo, con alta productividad, de una manera sostenible y segura. Para lo anterior es fundamental asegurar los aspectos técnicos de la ingeniería para alcanzar los resultados comprometidos en este proyecto. La filosofía operacional propuesta está basada en la idea de un proceso productivo comandado por sistemas inteligentes, donde los operadores y servicios son asignados en el proceso productivo siguiendo decisiones tácticas en tiempo real, por medio de un sistema de gestión centralizado en línea. Esto puede implicar no solo que la productividad sea más alta, sino que las decisiones son hechas basadas en la información en línea y modelos de optimización, disminuyendo los gastos de explotación ya que los operadores serán capaces de controlar varios equipos, mediante asignación dinámica.

144


INTRODUCCIÓN El proyecto inició la construcción de la infraestructura principal a mediados de 2011, con lo que se denominó Obras Tempranas, esto debido a lo extenso de los túneles de acceso, transporte y ventilación, lo que requiere un tiempo importante para concretar su desarrollo, adicionalmente se inició el desarrollo de una serie facilidades constructivas en interior mina, para extracción de marinas, ventilación, drenaje y otros. En los próximos meses se adjudicarán contratos para el desarrollo masivo de la mina, lo que implicará un enorme desafío logístico y de coordinación para cumplir el programa de desarrollo establecido en el plan maestro del proyecto. La Filosofía de Operación del PMCHS definida como el “cómo va a operar la Mina” está conceptualizada en la vida de un Macro Bloque (MB) desde la etapa de Preparación, Puesta en Marcha, Operación y Estrategia de Cierre del MB, considerando toda la línea productiva Mina – Sistema de Manejo de Minerales y Centro Integrado de Operación y las actividades relacionadas de Servicios y Suministro, Mantenimiento y Ventilación. Para lo anterior se contempla el uso de tecnologías de Automatización, Telecomunicaciones e Informática Industrial que apoyen las actividades que contribuyen al cumplimiento de las metas productivas planificadas.

ASPECTOS TÉCNICOS PMCHS La configuración de explotación de la mina Chuquicamata Subterránea se caracteriza fundamentalmente por el método de explotación Block Caving , donde se han diseñado unidades base de explotación (preparación y producción) independientes denominadas macro bloques, distribuidas en cada uno de los cuatro niveles de explotación definidos. Todos estos niveles se encuentran bajo el fondo del pit final diseñado para la actual explotación de rajo, y se considera su incorporación paulatina, en función de la secuencia de explotación definida, permitiendo sustentar el plan de producción a lo largo de la vida útil del proyecto.

Figura 1 Isométrico de PMCHS

145


El nivel superior asociado a una configuración Block Caving , corresponde al nivel de hundimiento o socavación, cota donde se genera, vía perforación y tronadura, el corte basal el cual permite generar el espacio suficiente para el quiebre de los bloques de roca en altura y consecuentemente, permitir la propagación del caving o hundimiento, además de generar redistribuciones de esfuerzos e inducir esfuerzos que facilitan dicha propagación. Una vez inducido el hundimiento o caving sobre el macizo, el mineral baja gravitacionalmente hasta los puntos de extracción, lugar donde es reducido de tamaño si se requiere, para ser cargado y transportado por medio de equipos LHD semiautónomos (operados remotamente desde superficie) hasta los puntos de vaciado o piques de traspaso, los cuales conectan y conducen el mineral de manera gravitacional hasta estaciones de chancado localizadas en un nivel inferior.

Figura 2 Isométrico de Macro Bloque

Continuando con el proceso de manejo de minerales, luego que el mineral ha sido chancado, es conducido en correas transportadoras intermedias, una por cada Macro Bloque dispuestas bajo los chancadores, hasta la entrega de éste en las correas colectoras. Dichas correas colectoras, dos por nivel (norte y sur), reciben el mineral de todas las correas intermedias asociadas y convergen en la parte central del nivel, descargando en los piques de acopio y traspaso ubicados en cada nivel, que tienen por finalidad asegurar la continuidad operacional del sistema productivo. Cada uno de los cuatro piques de acopio (uno por nivel) está compuestos por dos piques de 9 m de diámetro y 30 m de alto. Posteriormente el mineral es descargado sobre la correa de nivel, para finalizar la descarga a la transportadora principal, formada por dos tramos en serie, con pendiente ascendente del 15%, que lo conduce a superficie en donde lo descarga en un sistema de correas overland que llega a un silo en superficie, previo a los chancadores que pertenecen a la División Chuquicamata actualmente.

146


Figura 3 Perfil Sistema manejo de materiales

El acceso a la mina estará constituido por un túnel de dos pistas bidireccional, de trazado descendente recto, con rasante única, de 7 451 m de longitud con sección tipo herradura de máximas dimensiones 9.30 m x 5,80 m (sección libre, incluye fortificación y carpeta de rodado), con una pendiente promedio de 8.7% descendente hacia interior mina, permitiendo conectar de manera directa desde superficie a la parte central del primer nivel de explotación, luego, y en dos rampas paralelas descendentes con trazados tipo zigzag se accede a los restantes niveles. El túnel de transporte principal, por otro lado, tiene un diseño de trazado descendente recto, de 6 341 m de longitud, con sección 8.7 m x 5.7 m, con una pendiente promedio de 15%. A la fecha (Agosto 2015), se han desarrollado 5 150 metros del túnel de acceso principal (70% aproximadamente) y 4 103 metros del túnel de transporte principal (65% aproximadamente). Se proyecta conectar el túnel de acceso principal con las obras de interior mina (bajo el rajo Chuquicamata), en marzo 2016.

147


Figura 4 Planta de Ubicación de Obras tempranas

La infraestructura principal de ventilación está constituida por un circuito principal de inyección de aire y otro circuito principal de extracción de aire, ambos circuitos con ventiladores en superficie que fuerzan o presurizan el circuito. El circuito de inyección de aire fresco, está formado por un conjunto de cinco túneles con una pendiente negativa del 15% y sección 10.74 m x 8.00 m, cuyos portales se localizan aproximadamente a cinco kilómetros al Noreste del actual rajo. Las rampas en conjunto con un arreglo de chimeneas alcanzan la cota del primer nivel, para luego, en chimeneas y rampas sucesivas conectar los niveles restantes; complementa el sistema de ventilación, el circuito de extracción de aire definido por dos piques verticales de casi un kilómetro de profundidad y once metros de diámetro los que junto a rampas y chimeneas atienden las necesidades de extracción de aire de los distintos niveles de producción. A la fecha (agosto 2015), se ha desarrollado más del 90% de dos de los cinco túneles que conforman el conjunto de inyección de aire fresco, estos dos túneles son los necesarios para abastecer de aire fresco al primer nivel de explotación.

148


Figura 5 Visión General Rampas de Inyección PMCHS

FILOSOFÍA OPERACIONAL PMCHS La Filosofía de Operación del PMCHS definida como el “cómo va a operar la Mina” está

conceptualizada en la vida de un Macro Bloque (MB) desde la etapa de Preparación, Puesta en Marcha, Operación y Estrategia de Cierre del MB, considerando toda la línea productiva Mina – Sistema de Manejo de Minerales y Centro Integrado de Operación CIO&G y las actividades relacionadas de Servicios y Suministro, Mantenimiento y Ventilación. En la etapa de Preparación se distinguen 2 etapas dentro del proceso, la primera que llamamos Facilidades Constructivas (FC), cuyo objetivo es avanzar obras que permitirán mejorar las condiciones de partida de las obras de preparación propiamente tal (accesos, manejo de marinas, insumos, servicios, etc.), las cuales corresponderán a la etapa posterior llamada Preparación Minera. Básicamente las obras de ambas etapas son similares, por lo cual no se hacen distinciones. Un elemento distintivo del PMCHS es su filosofía de operación, constituida en esencia por la creación de un Centro Integrado de Operación y Control (CIO&G). Este recinto, localizado en superficie, concentrará todas las actividades relevantes de operación de la mina, permitiendo operar, controlar, supervisar y gestionar cada una de las etapas del proceso de extracción descrito. De esta forma, se cumple con la misión de generar un proyecto acorde a los desafíos de sustentabilidad y captura de valor a través de la implementación de tecnología emergente disponible en Codelco. Los requerimientos funcionales de operación, mantención, supervisión, seguridad y gestión para la Mina Chuquicamata Subterránea serán definidos en las filosofías operacionales que cada disciplina realizará acerca de sus sistemas.

149


a) El Proyecto tendrá una Operación Centralizada, Integrada y Automatizada, con plataformas interfuncionales e interoperables, de operación continua basada en una infraestructura común que integre el negocio Mina Planta. b) La operación, supervisión y gestión será realizada en forma remota desde un Centro Integrado de Operación y Gestión (CIO&G), ubicado en el exterior de la Mina. En este centro se deberá poder monitorear, operar, gestionar y supervisar todos los sistemas que serán parte de la Mina CHS. c) El CIO&G constará con una “Plataforma de Operación y Gestión Integrada”, pla taforma

única, abierta e integrada de información para todos los usuarios definidos por el proyecto, permitiendo una toma de decisiones centralizada, colaborativa y en tiempo real. La cual deberá facilitar al menos el despliegue de información para facilitar la toma de decisiones de operadores, supervisores y encargados de gestión, el monitoreo de las variables críticas de operación, y el despliegue de los indicadores claves de gestión (KPI’s).

d) Los equipos de datos principales serán redundantes y deberán estar separados físicamente, para lo cual se contemplan dos Salas Principales de Datos y Comunicaciones, una al interior de la mina y otra contigua al CIO&G. e) Se considera la utilización de un Sistema Integrado de Seguridad y Protección de las Personas e Instalaciones que debe integrar al menos los Sistemas de Detección de Incendios, Control de Acceso y Monitoreo de Personas y Vehículos, CCTV y Detección de Presencia, para apoyar la toma de decisiones en eventos tipificados como “emergencias” el cual es tará ubicado

en el CIO&G. f) Se considera la capacidad intrínseca de diseño que permita realizar operación Semiautónoma Telecomandada operada desde el CIO&G para el control de LHD y Martillos Móviles. g) Se considera la capacidad intrínseca de diseño que permita realizar Ventilación en Demanda para el Sistema de Control de Ventilación, de manera de poder interactuar con el Sistema de Control Central y en particular con los Sistemas de Detección de Presencia y de Monitoreo de Gases. h) Se considera el monitoreo de signos vitales de los equipos principales para realizar un mantenimiento por condiciones o Mantenimiento Predictivo. i) Se considera el control de presencia de las personas y vehículos en todas las áreas y niveles del proyecto.

Figura 6 Indicadores y Flujos de Información para la Pantalla Principal del CIO&G.

150


REFERENCIAS 1.

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2.

Informe Técnico Filosofía Operacional del Centro Integrado de Operación &, by Vicepresidencia de Proyectos Codelco Chile, Abril 2012.

151


Panorama de la minería en Brasil: contextos y nuevas tendencias Dr. Carlos Enrique Arroyo Ortiz * Universidad Federal de Minas Gerais – Demin- UFMG RESUMEN El tema a ser abordado mostrará de forma amplia las particularidades de una importante actividad económica mundial, como es la minería en un país como Brasil, de poca tradición minera más enorme vocación debido a su potencial grandeza territorial como por la diversidad de recursos minerales que cuenta. El hierro es el principal producto de exportación de Brasil desde el año 2000, por lo que la depreciación de este mineral durante el último año tendría un impacto negativo sobre la economía del país, debido a que se estiman en el país reservas de mineral hierro que ascienden a 31 000 millones de toneladas, es decir, las segundas mayores reservas del mundo. Desde este punto de vista se mostrarán los avances, dificultades, desafíos y nuevas tendencias de una industria pujante. Entre las políticas de mayor importancia para tornar a la industria minera Brasilera competitiva, deben ser discutidas e implementadas políticas como: Gobernancia pública, para la consolidación del nuevo marco regulatorio del sector minero con la que permita realizar alteraciones en el modelo de concesión minera, creación de la agencia nacional de minería, revisión de la política para la compensación financiera por la explotación de recursos mineros. Así como también será fundamental la intensificación de los trabajos en reconocimiento geológico del territorio brasilero, a escalas diferentes, incluyendo metodologías directas e indirectas, además de realizar y proponer cambios e innovaciones en consonancia y respeto al medio ambiente de forma sustentable, la cual tiene como premisa la meta de propiciar una actividad minera que proporcione divisas y respete la calidad ambiental y social del territorio para las futuras generaciones.

152


INTRODUCCIÓN Actualmente, Brasil ocupa un lugar de destaque en el sector minero mundial. Esto se debe principalmente a sus más de 8.5 millones de km 2 de extensión territorial, compuestos por diferentes tipos de terrenos, formaciones geológicas y diversidad de recursos mineros. En la actualidad con esta gama de recursos mineros se explotan 67 tipos de los cuales 23 son metálicos y 45 no metálicos distribuidos en las diferentes regiones como es mostrado en la Figura 1.

Figura 1 Principales centro de producción mineral en el Brasil (Fuente DNPM 2014)

Frente a esta situación la tendencia es que surjan nuevos proyectos y se implanten nuevas minas. En el año de 2014 fueron registradas 8 870 tanto en operación como en régimen de licenciamiento divididas por región como se puede ser observado en la Figura 2.

Figura 2 Compañías mineras del Brasil (Fuente DNPM 2014)

153


Como se observa el sector minero, que comprende las etapas de geología, minería y transformación minera son base para las diversas cadenas productivas de la industria Brasilera. Pues este sector participa con aproximadamente 4.2% del PIB y 20% del total de exportaciones, generando aproximadamente un millón de empleos directos, lo que equivale al 8% de los empleos de la industria nacional brasilera. Así se prevé que las inversiones en exploración minera, explotación de minas y transformación minera (metalurgia y no metálicos), provenientes en su mayoría de la industria privada totalizarán US$ 270 billones en las próximas décadas, consecuentemente este aumento generará también el aumento de producción, lo que refuerza la necesidad de adoptar políticas integradas para la cadena productiva del sector minero brasilero, específicamente de los bienes minerales extraídos. Entre las políticas de mayor importancia para tornar a la industria minera Brasilera competitiva, deben ser discutidas e implementadas las siguientes: 

Gobernancia pública, para la consolidación del nuevo marco regulatorio del sector minero con la creación del consejo nacional de política minera, alteraciones en el modelo de concesión minera, creación de la agencia nacional de minería y revisión de la política para la compensación financiera por la explotación de recursos minerales.



Intensificación de los trabajos en reconocimiento geológico del territorio brasilero a escalas diferentes, incluyendo metodologías directas e indirectas.



Sustentabilidad como premisa, pues la meta es propiciar una actividad minera que proporcione divisas y respete la calidad ambiental y social del territorio para las futuras generaciones.

GOBERNANCIA PÚBLICA EFICAZ DEL SECTOR MINERO Una buena Gobernancia pública requiere una coordinación eficaz interministerial y entre las entidades de la Federación, así como la inclusión del sector privado y la sociedad civil. La Gobernancia del sector minero extrapola aspectos relacionados con la estructura organizativa abarcando inclusive gestión de la política mineral, elaboración e implementación de marcos legales, así como su regulación. La buena Gobernancia es una precondición para la construcción y mantenimiento de un entorno institucional propicio para atraer inversiones. En resumen, el buen gobierno es el requisito que garantiza el logro de otros objetivos estratégicos de los planes del sector minero Brasilero. En cuanto a las normas legales que rigen el sector, el Ministerio de Minas y Energía (MME) está coordinando un proceso de cambios que deberá ser consolidado y ampliado en los próximos años. Estos cambios se basan en el entendimiento de que el Código de Minería vigente (Decreto-Ley No. 227 de 1967) y las leyes relacionadas, son insuficientes para proporcionar un entorno regulatorio moderno y flexible para apoyar el desarrollo del sector minero de Brasil en consonancia con las necesidades e intereses nacionales.

154


A partir del diagnóstico de los principales problemas del marco jurídico actual y la identificación de las oportunidades derivadas de la legislación moderna, con mecanismos y dispositivos más eficaces, seguros, estables y con la reestructuración institucional de los servidores públicos que trabajan en este sector, el MME propuso dos proyectos de ley (PL). El primero se refiere a la creación del Consejo Nacional de Política Mineral (NMA), que debe incluir la participación de varios ministerios, y los cambios en el modelo de concesión minera. El segundo está dirigido a la creación de la Agencia Nacional de Minería (ANM), que será responsable de promover la regulación y supervisión de la actividad minera en Brasil. Las propuestas de estos dos proyectos de ley que consideran las siguientes condiciones: 

Fortalecimiento de la eficacia del Estado en el proceso de reglamentación, con el eje de la soberanía nacional sobre los recursos mineros.



Enfocarse en el desarrollo sostenible en todas las etapas de la exploración de los bienes mineros. Generar incentivos para maximizar la explotación económica de las minas, con la mejora de la salud, la seguridad, y el control del medio ambiente en todas las etapas, incluyendo después el cierre de mina.

 Creación del entorno propicio para atraer inversiones al sector y aumentar la

competitividad de las empresas en la industria minera. 

Alentar a agregar valor al desarrollo del P,D&I (Investigación, desarrollo e innovación) y a la disminución de la cadena de suministro de mineral.



Promoción y fortalecimiento de la minería formal.

Así, el nuevo modelo que se pretende implementar se basa en un sistema regulador capaz de eliminar los obstáculos que impiden el desarrollo de las actividades productivas y garantizar una mejor utilización de los recursos minerales en el Brasil. Otro aspecto de mucha importancia es el direccionamiento de la CFEM, Compensación Financiera a las Regiones Productoras, que deberá convertirse en una fuente de financiamiento para la sostenibilidad de estas regiones y no simplemente una agencia de repase de impuestos para esto será necesario realizar algunas acciones tales como: 

La adopción y consolidación del nuevo marco regulatorio para el sector minero, con la creación e implementación del Consejo Nacional de Política Minera y la Agencia Reguladora.



Reorganización del MME y reestructuración de la CPRM como resultado de mudanzas del modelo regulatorio.



Conclusión, aprobación y consolidación de la propuesta en el nuevo CFEM, que prevé cambios en la base de cálculo, el punto de incidencia, los precios y el uso de criterios, que permiten la calibración de las tasas.



Normalización, para que los derechos mineros sean aceptos como garantía para la financiación de producción minera.



Datos Mejorados del sistema de información del sector minero. 155


Capacitación e implementación de comités con segmentos de la industria minera para apoyar las decisiones del Consejo Nacional de Política Minera.



Definición de herramientas e indicadores para el seguimiento del Plan 2030 y el PPA, con actualizaciones periódicas de las previsiones de demanda y la inversión de gestión.



Apoyar la creación o consolidación de las instituciones del Estado en el sector minero.



Coordinación interministerial para la creación de mecanismos de financiamiento con propósito de la exploración y líneas de actividades de crédito, además del financiamiento orientado al sector minero.



Apoyo a la creación de centros de desarrollo tecnológico en Brasil.

CONOCIMIENTO GEOLÓGICO En la última década, Brasil atravesó por cambios estructurales que le permitieron alcanzar algunas posiciones en su proceso de desarrollo debido principalmente a la demanda de materias primas por mercados como China. Otro factor relevante fue la evolución demográfica, que configurará la dimensión futura del mercado de consumo de productos de base mineral, pues según la proyección del IBGE “Instituto Brasileiro de Geografía y Estadística” la

populación brasilera al 2040 alcanzará aproximadamente 219 millones de habitantes. Considerando estas estimativas, se torna más urgente superar el déficit de consumo de materias primas que es de aproximadamente 1/3 en relación a la media mundial, lo que demuestra la existencia de un enorme potencial mercado interno en el futuro y según el World Business Council for Sustainable Development prevé que Brasil alcanzará la 7ª y 4ª posición, al

2030 y 2050 respectivamente, del PIB global. Al mismo tiempo viene mostrándose como una de las economías emergente más importante de América Latina, principalmente motivado por el mercado de los commodities y sus exportaciones que en los últimos años han crecido de manera importante. En minería, se encuentra entre los seis primeros países del mundo gracias a su gran riqueza en recursos naturales; extrae cerca de 50 minerales distintos de acuerdo con el Departamento Nacional de Producción Mineral (DNPM), entre ellos niobio (primer productor mundial con el 92% de la producción total), hierro, oro y cobre como puede ver en la Figura 3.

156


Figura 3 Importancia de Brasil en la producción mineral mundial (IBRAM 2014)

El conocimiento geológico del territorio brasilero actual es resultado de la participación de todos los sectores públicos y privados, teniendo un impulso mayor desde la creación de la Compañía de Pesquisa de Recursos Minerales - CPRM desde el año 2010 se tiene la carta geológica de Brasil al millonésimo, y el desafío para las siguientes décadas es de poder elaborar levantamientos geológicos a escalas de mayor detalle como por ejemplo 1:100 000. Los trabajos de Aerogeofísica ejecutados hasta el 2010 permitieron levantar el 50% del territorio Brasilero, a partir del año 2012 se recomenzaron los trabajos con la meta de mapear 1 012 000 km², que será suficiente para completar el levantamiento en alta resolución de los terrenos cristalinos brasileros con recubrimiento de magnetometría e gamespectrometría utilizados en trabajos de definición de ambientes geológicos con potencial minero. Entre los trabajos geológicos realizados por la CPRM cuentan también análisis geoquímicos con más de 370 mil registros y un incremento anual de más de 12 mil muestras, que sin duda es uno de los mayores bancos de datos geoquímicos. Otro ambiente poco explorado es la extensa plataforma continental, en donde además de las grandes reservas conocidas de petróleo y gas, también puede citarse el potencial de otros bienes minerales, como arena y cascajo para la industria de la construcción, ocurrencias minerales de carbonato de calcio, los que pueden ser aprovechados como insumos en la agricultura, industria de cosméticos, suplementos alimenticios, implantes óseos y nutrición animal. Finalmente, en lo referente al aspecto geológico del Brasil, tres factores son apuntados como responsables del conocimiento geológico aún limitado del territorio brasileiro: 

Ausencia, insuficiencia o discontinuidad de inversión por parte del gobierno por cerca de tres décadas.



Dificultades logísticas para la realización de trabajos de exploración en la región amazónica e plataforma continental.



Escasez de recursos humanos capacitados para esta actividad.

Las inversiones en exploraciones geológicas realizadas por la compañía CPRM desde el año 2004, revelan el importante aumento de recursos para esta finalidad, lo que será fundamental

157


para ampliar el conocimiento geológico del Brasil para los próximos 20 años, permitiendo así aumentar las reservas para atender la demanda de minerales en el futuro. Las inversiones previstas en el periodo 2010-2030 están estimadas en US$ 10.5 billones (Tabla 1).

Tabla 1 Previsión de inversión en exploración mineral – 2015/2022/2030, en US$ millones 2010-2015 500 71 451 19.4 20.3 10.0

2023-2030 784 98 705 30.4 32.3 16.5

2010-2030 1.587 76 1.426 62.3 65.7 32.7

1 399 233 78 117 6,1 4,0 193 844 156

2 640 377 124 219 9.86 6.44 400 1 628 252

3 990 499 194 354 16.4 10.7 661 2 334 419

8 029 382 396 691 32.3 21.1 1 254 4 807 827

76.47

59.2 9.9 19.1 0.91 18.8 0.57 7.88 0.20 0.01 11.2 0.50

96.0 13.7 30.9 1.34 31.2 0.85 12.49 0.33 0.01 18.0 0.82

158 19.7 51.4 1.96 51.4 1.29 20.32 0.54 0.02 29.7 1.32

313 14.9 101.4 4.21 101 2.72 40.69 1.07 0.04 58.9 2.64

2.98

18.5 3.08 18.5

11.8 1.69 11.8

29.6 3.70 29.6

59.9 2.85 59.9

0.57

3.16 0.45 3.16

5.07 0.63 5.07

10.25 0.49 10.25

0.10

Carbón

2.02 0.34 2.02

Otros Minerales Media Anual

89.1 14.8

162.6 23.2

248.3 31.0

499.9 23.8

4.76

TOTAL INVERSION

1 870 312

3 414 488

5 214 652

10 499 500

100.00

Mineral

Metales de Hierro Media Anual

Hierro Manganeso Niobio Cromo

Metales no Ferrosos Media Anual

Bauxita metalúrgica Cobre Plomo Estaño Níquel Oro Zinc

No-Metálicos Media Anual

Agua mineral Amianto crisotila Calcáreo Caolín Fosfato Gipsita Magnesita Potasio Rochas ornamentales

Gemas e Diamantes Media Anual

Diamantes

Energéticos Media Anual

Media Anual

2010-2015 303 50 271 12.6 13.1 6.2

Fuente: DNPM/ Secretaria Executiva do PNM030.

158

% (Σ)

15.11 13.58 0.59 0.63 0.31

3.78 6.58 0.31 0.20 11.95 45.78 7.88

0.97 0.04 0.97 0.03 0.39 0.01 0.00 0.56 0.03

0.57

0.10


RECURSOS HUMANOS Para satisfacer el crecimiento previsto de la industria minera de Brasil, uno de los retos es fortalecer el proceso de formación y cualificación de los recursos humanos. En los últimos años, el gobierno federal creó 20 cursos nuevos de Ingeniería de minas, Geología y Geofísica, los que aún son considerados insuficientes, pues la demanda para la ejecución de los diferentes trabajos que envuelve el sector minero abarca diferentes profesionales de nivel superior dependiendo de la etapa y actividad. En 2010, la Confederación Nacional de la Industria (CNI) llevó a cabo una investigación sobre la mano de obra, la cual mostró que la industria de la minería es uno de los sectores con los mayores problemas por la falta de mano de obra. De las empresas mineras encuestadas por la CNI, el 36% mencionó que la falta de mano de obra calificada afecta en la búsqueda de productos de calidad, el 25% afecta a la adquisición de nuevas tecnologías y el 23% el desarrollo de nuevos productos. Los programas de formación, como el Programa Nacional de Movilización de la Industria de Petróleo y Gas Natural (PROMINP), que trabaja con éxito para el área petrolera, deben ser considerados en la política de formación de recursos humanos. Las empresas del sector minero vienen asociándose y creando cursos de formación y cualificación. Por ejemplo: VALE (Maestría en Fortaleza y Río de Janeiro y una facultad en Marabá), Fosfertil y Bunge en Araxá MG, Kinross en Paracatu -MG, Sindirochas, apoyando al Centro Tecnológico del Mármol y Granito (CETEMAG) en Itapemirim – Espíritu Santo. También es importante citar que la principal empresa de minería en el Brasil creó en el año 2009 el Instituto Tecnológico Vale (ITV), una organización sin fines de lucro, de investigación y educación a nivel de postgrado. Teniendo como objetivo crear opciones de futuro a través de la investigación científica y el desarrollo tecnológico, la ampliación de los conocimientos y la frontera de los negocios de manera sustentable.

AMPLIACIÓN DE INFRAESTRUCTURA Y LOGÍSTICA Brasil aún carece de inversiones en infraestructura, lo que se constituye en una fragilidad desde el punto de vista del atractivo que puede ser el capital para el desarrollo de proyectos y transformación minera. Infraestructura y logística, son fundamentales para el aprovechamiento de los recursos mineros, los cuales no siempre están próximos al mercado o rutas de transporte e infraestructura, inhibiendo la factibilidad económica de emprendimientos de la industria minera, tanto para atender al mercado interno, como para aprovechar las oportunidades crecientes en el mercado externo, permitiendo así aumentar la competitividad del país, siendo necesario ejecutar las siguientes acciones: 

Participación efectiva del Ministerio de Minas y Energía en las acciones de planificación de la infraestructura brasilera, observando la inclusión de demandas asociadas a inversiones en áreas de gran potencial minero.

159


 Realización de estudios por la CPRM del potencial minero relacionado a los macro-ejes

de desarrollo nacional y grandes obras de infraestructura.

PROMOCIÓN DE LA PRODUCCIÓN SUSTENTABLE DEL SECTOR MINERO Los bienes mineros hacen parte de la mayoría de las cadenas productivas industriales que contribuyen con el desarrollo de las diversas regiones del país. Por lo que justifica que Brasil aproveche sus recursos minerales de forma adecuada y en conformidad con los principios de la sustentabilidad, es decir, llevando en consideración las actuales y futuras generaciones. Es bueno resaltar que todas estas acciones tienen como objetivo ser de largo espectro e ir desde iniciativas para el sector empresarial, hasta fomentar la producción, creando un ambiente propicio para la inversión productiva y el uso eficiente de recursos, como acciones de carácter sistémico en pro de prácticas sustentables que envuelve a funcionarios y comunidad en general; por lo que desde el punto de vista del Brasil deberán ejecutarse las siguientes acciones para alcanzar estos objetivos. 

Articulación interministerial entre los órganos envueltos y entidades empresariales de los trabajadores del sector minero para mejorar los programas de salud y seguridad ocupacional.



Apoyo e incentivo a la utilización eficiente de la energía eléctrica y térmica, así como incentivar a la disminución de emisiones de Gas Efecto Estufa en la industria minera, específicamente en las actividades de transformación minera.



Medidas de apoyo e incentivo a la utilización más eficiente de los recursos hídricos en los procesos productivos, incluyendo el tratamiento de efluentes y promoviendo la reutilización del agua, con trabajos de supervisión periódica sobre la utilización del agua en la industria minera.



Incentivo a la realización de un inventario de las minas abandonadas en todo el territorio nacional, incluidas informaciones geológicas y datos en relación a la mineralización, teniendo como objetivo crear un programa nacional para las áreas impactadas.



Apoyo a políticas de acompañamiento, fiscalización y control de barrajes en la industria minera.



Apoyo a programas de incentivo a reciclaje, uso del reaprovechamiento de los materiales provenientes de los recursos mineros.



Apoyo e incentivo a la producción más eficiente, utilizando mejores técnicas disponibles, en la explotación de mina.



Fomento e incentivo al uso del biomasa proveniente de la producción sustentable en la fabricación. Por ejemplo: Hierro gusa, Hierro-ligas, cerámicas y cemento.



Estimular la inserción de la minería a los planos directores municipales, especialmente a aquellos localizados en los perímetros urbanos que producen insumos para la construcción civil y arcillas para la fabricación de cerámicas. 160


CADENA PRODUCTIVA CON COMPETITIVIDAD Las políticas para el sector minero, en sintonía con la política industrial, deben considerar que agregar valor promueve generación de empleo y renta. Además, la producción doméstica está sujeta a una fuerte concurrencia con productos externos que procuran ser cada vez mayores en los mercados globalizados donde la minería y, principalmente, la transformación minera se posiciona. Por lo antes expuesto, se requieren estrategias competitivas del sector, incluso para aquellos productores que tiene como objetivo atender las demandas internas y así competir de igual a igual con los concurrentes externos; para lo que será necesario realizar e implementar las siguientes acciones: 

Elaboración de propuestas con el objetivo de incentivar y agregar valor al sector minero.



Estímulo, promoción de estudios, e investigación de procesos tecnológicos, teniendo por objetivo agregar valor a la industria minera y aumentar el conocimiento de la cadena productiva.



Instauración de programas para incrementar la participación de la industria brasileira, con el fin de crear el fortalecimiento de bienes y servicios para el sector minero, incluso contemplando la exportación

PROMOCIÓN DEL DESARROLLO SOSTENIBLE DE LA MINERÍA POR REGIONES La minería crea buenas oportunidades para el desarrollo interno, ya que la ubicación de los depósitos está determinada por la naturaleza. Sin embargo, la actividad minera en sí, no garantiza el desarrollo sostenible, local o regional, que se produzca de forma automática, ya que esto requiere políticas apropiadas. En el aspecto regional, llama particularmente la región Amazonas y el semiárido Noreste. El Amazonas, además de ser un importante productor de varios minerales como el hierro, cobre, níquel, oro, caolín y casiterita, es una región de gran potencial minero, pero con grandes privaciones de orden económico. Debido al potencial minero, se puede ampliar las oportunidades para la creación de empleo e ingresos reconocidos en una región con bajos indicadores de desarrollo. Por lo que desde nuestro punto de vista deberán ejecutarse las siguientes acciones para mejorar esta situación. 

Propuestas para estimular las formas de organización productiva que amplían los beneficios generados por la minería a favor del desarrollo regional, en articulación con los estados y municipios.



Apoyo a la formación del Foro Permanente sobre Minería y Desarrollo de la Amazonía, con el fin de: i) proporcionar un foro permanente de diálogo entre las partes con el Consejo Nacional de Política Mineral; y ii) establecer mecanismos para garantizar y mejorar los beneficios regionales de la minería.



Fomentar la cooperación entre los diferentes segmentos interesados en la explotación minera a favor de la sostenibilidad, la prevención de conflictos y proponer políticas de sostenibilidad minera en su región. 161


Fortalecimiento de la aplicación de la Zonificación Ecológica Económica (ZEE) en los estados y municipios, teniendo en cuenta la condición física, los distintos usos y ocupaciones de la tierra y el subsuelo en función del interés nacional.

 Fomentar la transparencia y la divulgación de la solicitud de la Sociedad de los recursos

provenientes de CFEM por el Gobierno Federal, los Estados y Municipios.

BIBLIOGRAFIA CONSULTADA DE ORGANISMOS E IDENTIDADES 1.

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162


Nueva estrategia de crecimiento de mina Esmeralda Nicolás Jamett Giese* 1, Rodrigo Quiroz Alegría 1 1 CODELCO Chile

RESUMEN El proyecto Esmeralda es el tercer gran panel emplazado totalmente en mineral primario que se desarrolla en Mina El Teniente y CODELCO. Su Ingeniería Conceptual se desarrolló durante los años 1992 y 1993, basada principalmente en éxitos, fracasos, experiencia y conocimiento adquirido de explotación de sectores antiguos de El Teniente. Mina Esmeralda es uno de los principales sectores productivos de la Mina El Teniente, con reservas de 205 Mt @ 0,92% Cu emplazadas en un footprint de 629 000 m 2. Diseñado para una producción a régimen de 45 000 tpd con el método de explotación Panel Caving Avanzado, inició su proceso de hundimiento en 1996 y la actividad de incorporación de área a producción en septiembre de 1997. Al inicio del año 1999 con 12 000 m 2 de área incorporada se produce el quiebre de la columna provocando el primer proceso de conexión de caving en niveles superiores lo que sumado al cumplimientos de las metas productivas hasta el año 2000 generó grandes expectativas por el alto nivel de calidad de en su operación y proyecciones auspiciosas para cumplir la producción de 45 000 tpd. Sin embargo, desde 2001 comienzan a manifestarse fenómenos de inestabilidad de tipo colapso que continuaron hasta finales de 2004 originando pérdidas de galerías e infraestructura, totalizando 26 600 m 2 de área colapsada detrás del frente de hundimiento. Dados los incumplimientos de los programas anuales se busca una nueva estrategia de crecimiento volviendo a retomar el hundimiento en agosto de 2008, sin embargo en diciembre de ese mismo año comienzan nuevamente los fenómenos de inestabilidad que continuaron hasta el año 2010 produciendo una detención total de la incorporación de área a producción. Este nuevo proceso de inestabilidad a diferencia de los eventos registrados entre los años 2001 a 2004, tienen la particularidad de estar localizados delante del frente de

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extracción declarando pérdidas de área que totalizan 30 605 m 2 y por ende una paralización total de la incorporación de área. Dada esta crítica situación el año 2010 se define un Grupo de Tarea con el fin de generar una propuesta técnicamente viable para retomar el crecimiento en mina Esmeralda. Como resultado se definió una secuencia vía módulos de explotación (bloques) y un cambio del método de explotación a un Panel Caving Convencional con la inclusión de preacondicionamiento vía fracturamiento hidráulico de todo el macizo rocoso a hundir. En julio de 2011 se retoma el crecimiento a través de esta metodología obteniendo continuidad y buenos resultados, cumpliendo con los planes de producción en 2012 y actualmente se están hundiendo 2 bloques de forma simultánea alcanzando un área de 30 000 m 2.

164


INTRODUCCIÓN Los procesos de colapsos vividos en mina Esmeralda entre los años 2004 a 2010, particularmente aquellos generados delante del frente de hundimiento en los años 2009-2010 comprometieron el cumplimiento del plan minero debido a la imposibilidad de realizar minería en los sectores afectados. Los daños generaron una detención en el proceso de incorporación de área e hipotecando todas las actividades relacionadas al crecimiento y sustentabilidad de Mina Esmeralda (área abierta y reservas disponibles). Como respuesta a esta crítica situación se genera un grupo especial de trabajo cuyo objetivo fue definir un plan de acción que permita retomar la trayectoria de crecimiento. Como resultado se genera una nueva estrategia de explotación, que involucra cambios radicales al proyecto original en términos del método, diseño minero, macrosecuencias y practicas operacionales. Este es el plan denominado “Esmeralda Sur” que consiste básicamente en una serie de módulos (Bloques) que son

explotados

de

forma

independiente

aplicando

Panel

Caving

Convencional

con

preacondicionamiento vía fracturamiento hidráulico (FH) en todo el macizo a explotar. El primer bloque a explotar corresponde al Bloque 1, el cual tiene un área de 43 250 m 2 y reservas de 29 Mt @1.04 %Cut.

OBJETIVOS El objetivo de este estudio es detallar los aspectos más relevantes de criterios, alcances, implementación y operación del Proyecto “Esmeralda Sur” profundizando en los resultados obtenidos en el Bloque 1.

ANTECEDENTES Geología Mina Esmeralda se emplaza en un sector mayoritariamente compuesto por roca Andesita y una serie de intrusivos y estructuras con predominio geológico con tendencia preferencial NE y subordinadamente NS a NNW (Ver Figura N°1). El Bloque 1 está constituido mayoritariamente por rocas de tres unidades litológicas, Complejo Máfico El Teniente (CMET) y Pórfido Diorítico, y por cuerpos menores de brechas hidrotermales e ígneas. El CMET corresponde a un

‐

complejo vulcano plutónico conformado por basaltos, andesitas, diaclasas y gabros. El Pórfido Diorítico o Diorita Hw corresponde a un intrusivo félsico de composición intermedia el cual ha sido asociado con el desarrollo de brechas magmáticas (ígneas) e hidrotermales. Relacionado al emplazamiento del intrusivo félsico Hw existen diferentes cuerpos de brechas ígneas e hidrotermales, algunos de los cuales están asociados con altas leyes de mineralización de cobre. Se definen 2 sistemas estructurales principales, el primero corresponde al Sistema Falla P y Dique de Lamprófido, la rama principal de este sistema corresponde a la Falla P que posee una persistencia estimada de 900 m en la horizontal, presentan rellenos de baja cohesión. El

165


segundo sistema es sistema NS-NNW (Falla J y Dique de Latita). Las fallas de este sistema presentan manteos que tienden a ser subverticales y rellenos de anhidrita, molibdenita, carbonatos, bornita y yeso. En este dominio se destaca la presencia de la Falla J la cual posee una persistencia estimada superior a los 300 m en la horizontal y de 200 m en la vertical.

Caving Front dec-2010

B1

B2

B3

B4

B6

B5 Future blocks to be incorporated

B7

B9

B8

Figura 1 Geología Mina Esmeralda y Ubicación de Bloques Esmeralda Sur

Estado Tensional En relación al estado tensional, se integró la información proveniente de las mediciones de esfuerzo in-situ y de la utilización de un modelo numérico tridimensional para interpolar y extrapolar el tensor de esfuerzo en aquellos sectores de interés en donde no existe información tomada in-situ (ver Tabla 1).

Tabla 1 Campo tensional pre-minería para los primeros bloques en Esmeralda. Bloque Bloque 1 (Hw)

Bloque 3 (Central)

Bloque 2 (Fw)

Esfuerzo

Magnitud

Trend

Plunge

S1 S2 S3 S1 S2 S3 S1 S2 S3

40 36 21 43 34 20 50 31 19

353 ± 30 257 ± 25 123 ± 40 202 ± 20 112 ± 40 353 ± 8 191 ± 13 95 ± 16 327 ± 23

1 ± 30 5 ± 25 81 ± 20 9 ± 23 5 ± 10 80 ± 20 10 ± 12 16 ± 17 65 ± 9

166


ESTRATEGIA Y MACROSECUENCÍA Después de una serie de análisis y estudios se determinó la opción de retomar el crecimiento bajo el concepto de módulos de explotación (bloques) con el objetivo de desacoplar desde un gran frente de hundimiento único a frentes de menor tamaño (ver Figura 2). Como diseño minero se establece el Método Panel Caving Convencional con preacondicionamiento de todo el macizo rocoso vía fracturamiento hidráulico (FH). Además, la orientación de crecimiento en estos bloques se realizaría en función de las estructuras principales buscando siempre evitar o reducir el paralelismo registrado anteriormente. Por último se definió que toda la explotación futura se realizara bajo sector hundido, es decir, bajo la mina Teniente 4 Sur. Para el caso del Bloque 1, la dirección del frente seria Sur-Oeste con el fin de afrontar de inmediato el sistema de falla P a través de un crecimiento perpendicular a ella. Esta estrategia también busca enfrentar de mejor manera el complejo Dioritico, junto con la falla J y H y de esta forma asegurar la conexión del caving en la zona más compleja en el sentido de estabilidad pero más favorable en la propagación de este. Asimismo, para el primer bloque se efectuó FH negativo desde nivel de producción en fallas y contactos litológicos relevantes (falla P, diorita Hw).

Figure 2 Macrosecuencia Bloques Esmeralda Sur

167


PLAN MINERO El plan minero para el sector Esmeralda Sur se definió por cada bloque de forma independiente, integrando toda la información recabada del back análisis de la Mina Tte-4 Sur, más los aspectos geológicos y geomecánicos, extracción, diseño minero y planificación. Se consideró que para cada bloque existiría un acceso norte y sur bajo sombra y dos líneas de sistemas de traspaso para el manejo de materiales en el nivel de acarreo (ver Figura 3). La capacidad productiva por calle de 3 500 tpd y en cruzados de trasporte 15 000 tpd. El Bloque 1 comenzaría con su producción en julio del 2011 y el año siguiente la explotación del Bloque 2 alcanzando 25 000 tpd en agosto de 2014 (ver Figura 4).

Diseño Bloques Fracturamiento Hidraulico

XC acceso 3 Slot

Nivel de Hundimiento

Z-29 Acceso Norte

Nivel de Producción

XC acceso 4

Z-40 Acceso S ur

XC28AS

XC23AS

Nivel de Transporte

Subnivel Ventilación

Figura 3 Diseño Bloques Esmeralda Sur.

OPERACIÓN UNITARIA Secuencia La secuencia de actividades correspondientes a las operaciones unitarias que se enmarcan en la preparación minera y operación de un Panel Caving Convencional, considera desarrollos adelantados respecto al frente de hundimiento a una distancia variable entre 100 a 150 m y una franja de seguridad o zona de transición de 70 m desde el frente de hundimiento en donde todas las construcciones y fortificaciones deben estar realizadas. Para el caso del bloque 2 esta zona se extendió a 100 m. En paralelo y mientras se avanza con la preparación minera en esta zona, se comienza con la perforación de bateas en el nivel de producción y paradas radiales en el nivel de hundimiento. Luego se procede primero con la tronadura de batea (dos fases) dejando una losa entre el techo de ésta y el nivel de hundimiento de 3 m. Posteriormente se

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realiza la extracción del repele de la zanja para originar la cara libre para la tronadura del nivel de hundimiento, y por último se realiza la tronadura de las paradas radiales hasta completar el área asociada a la batea.

Figura 4 Secuencia de tronadura de bateas en Bloque 1 de Mina Esmeralda.

Diseños de Perforación y Tronadura El diseño corresponde al utilizado en la mina Tte-4 Sur con algunas mejoras como la longitud de los tiros. El diseño de bateas en el nivel de producción (ver Figura 5) considera dos etapas, la central que corresponde al canalón es la 1° Fase de la tronadura y a esto se suman las partes laterales que forman la 2° Fase. El diseño posee 58 tiros con un alto de batea de 15 metros dejando un pilar de 3 m con el piso de las calles del nivel de hundimiento. El total de barrenadura es de 731 m, área incorporada de 588 m 2 y 1824 m3 de volumen a remover. En el nivel de hundimiento el diseño corresponde a paradas radiales tipo abanico (20 tiros/parada, 270 m total), espaciamiento y burden de 2 m y altura de socavación de 16 m. Este diseño cuenta además con tiros negativos que permiten conectar las bateas con el nivel de hundimiento, eliminando el pilar de 3 m (ver Figura 6).

Figura 5 Diseño de Perforación y Tronadura de Batea Estándar Bloques Esmeralda.

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Figura 6 Diseño de Perforación y Tronadura de Parada Radial Estándar Bloques Esmeralda.

Tronadura En marzo del 2011 comenzaron los trabajos de perforación en el lado Nor-Este del Bloque 1, dada la planificación del inicio de tronaduras en julio del mismo año, la cual se logra exitosamente el día 27 realizando la primera tronadura en Esmeralda Sur. De ahí en adelante se logra mantener una continuidad de las tronaduras a lo largo de toda el área de este bloque (tasas de 1500 m2/mensuales), unidas al cumplimiento de las metas productivas. Ya en junio del 2012 se logra la primera evidencia de conexión de caving en niveles superiores registrándose desplomes en galerías del nivel superior Teniente 5, bajo un área de 16.000 m 2 incorporados (5x5 bateas). De forma conjunta con este desplome se produce un alza sísmica, característica en los procesos de conexión, alcanzando pick de 300 eventos/día. Las tronaduras y extracción continuaron con normalidad hasta que tres meses después (octubre) con 19.000 m2 incorporados ocurre el segundo proceso de conexión con el Nivel Tte-4 Sur, el cual origina que se declare oficialmente la conexión del caving en Bloque 1.

Extracción La estrategia de extracción fue condicionada por la evolución del proceso de conexión. La velocidad aplicada a zanjas incorporadas a producción desde un comienzo hasta que se alcanzó el área crítica fue de 0.2 ton/m 2-día; ocurrido el primer proceso de conexión, se cambia la estrategia con el fin la acelerar la propagación de caving. Se definen dos zonas diferenciadas, la primera es la zona periférica del área en extracción que contempla una línea de bateas y la zona central compuesta por las bateas interiores de la zona periférica, en la cual se aplicó una mayor velocidad de extracción. La liberación de los primeros puntos de extracción

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se realiza en el mes de diciembre 2012, en donde se libera un total de 2 700 m 2. En términos productivos e incorporación de área claramente se logra la continuidad y crecimiento de ambos procesos (ver Figura 7).

Figura 7 Evolución de la incorporación de área y producción de Bloque 1.

RESULTADOS Desde el comienzo de la explotación del Bloque 1 y posteriormente el Bloque 2 los resultados tanto en incorporación de área como en producción fueron sobre lo planificado por su ingeniería, sus tasas superiores a los 1 000 m 2/incorporados por bloque y un ramp up de unos 10 000 tpd en su primer año generaron superávit en los cumplimiento en Esmeralda Sur. La producción del Bloque 2 comenzó en julio del 2012, su incremento no fue tan significativo en comparación al Bloque 1 dado su condición geológica y geomecánica, en Septiembre de 2014 con más de 60 000 m2 incorporados se logra el peak de producción alcanzando de forma conjunta en ambos bloques 30 000 tpd. En la actualidad, dado el agotamiento y el cierre operacional de algunas zonas en el bloque 1 la producción promedio es de 25 000 tpd.

171

XIX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS 35,000

1.6

30,000

1.4 1.2

25,000

1.0 ) %

e u 20,000 q o l B15,000 x d p 10,000 t

(

Tpd B2 Tpd B1 Ley B1

u 0.8 C y

e 0.6 L

0.4

5,000 0

0.2 1 1 1 2 2 2 2 2 2 3 3 3 3 3 3 4 4 4 4 4 4 5 5 5 1 - 1 - 1 - 1 - 1 - 1 - 1 - 1 - 1 - 1 - 1 - 1 - 1 - 1 - 1 - 1 - 1 - 1 - 1 - 1 - 1 - 1 - 1 - 1 l v e r y l v e r y l v e r y l v e r y u p u p u p u p j e o n a a j e o n a a j e o n a a j e o n a a s n e m m s n e m m s n e m m s n e m m

0.0

Figura 8 Evolución de la Producción y ley de Cobre en Bloque 1 y Bloque 2

RESUMEN De acuerdo con la experiencia registrada en las distintas etapas de implementación, extracción y continuidad en el crecimiento de área abierta y posterior conexión a régimen en Bloque 1 y Bloque 2, las proyecciones de esta nueva estrategia y macrosecuencia utilizada son auspiciosas. Lo anterior sin duda genera mayores expectativas para lograr finalmente los compromisos establecidos en el plan original de Esmeralda y por otro lado permite afirmar que la aplicación de Panel Caving Convencional es una alternativa viable en Teniente considerando las mejoras de pre acondicionamiento en el macizo rocoso, frentes de hundimiento a una escala de menor tamaño y orientación de crecimiento siempre considerando las estructuras geológicas principales. Por supuesto la disciplina operacional, el control de calidad y seguimiento de las actividades unitarias deben ser de un estándar robusto para el éxito y concreción de las metas e hitos definidos en el plan.

REFERENCIA 1.

Barraza M., Quiroz R., Vega H., et al. (2010) DPL-I-009-2010 “Esmeralda Sur Definiciones de Crecimiento”

2.

Cifuentes C., Díaz J., Orellana M. (2013) “Back Análisis Conexión de Bloque 1, Mina Esmeralda Sur”

3.

Cuello D., Gallardo M., Díaz S., Cavieres P. (2010) SGM-I-029/2010 “Ingeniería Geomecánica Proyecto Esmeralda Sur”

4.

Rojas E., Quiroz R., Leiva E., Gaete S., et al. (2005) SGM-I-024/2005 “Diagnóstico Mina Esmeralda”

172


Diseño de fortificación de bloques a partir de información geológica estructural, mina El Teniente Omar Riquelme* 1, Alejandro Espinosa 2, Diego Díaz 2, Roberto González 2 1 Dessau Chile Ingeniería 2 CODELCO Chile-División El Teniente

RESUMEN El estudio desarrollado para el sector Dacita de la mina El Teniente se fundamenta en la utilización de los antecedentes estructurales obtenidos a través del mapeo en detalle, para reducir el grado de incertidumbre en la estimación de los requerimientos de fortificación de intersecciones, ajustando los diseños de fortificación realizados durante las etapa de Obras Tempranas del proyecto al ambiente geológico geomecánico propio de cada intersección. La incorporación de información de estructuras geológicas en los diseños de fortificación, se llevó a cabo mediante una metodología de trabajo que considera 3 etapas: Consolidación de información geológica estructural, Análisis de estabilidad de bloques, y Diseños de fortificaci ón. De esta forma, se obtuvo como producto final los planos de fortificación de intersecciones, mediante 2 distribuciones selectivas de cables de acero, utilizando el concepto de presión de soporte como principal criterio de clasificación. Los resultados obtenidos muestran que al establecer un sistema fortificación selectiva, es posible reducir en un 48% los recursos considerados como ítem de fortificación y en un 37% los costos asociados a la instalación, dándole un nuevo uso a la información geológica que se encuentra disponible, sin incurrir en costos adicionales para la realización del estudio.

Correo: [email protected]

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INTRODUCCIÓN La mina Dacita corresponde a uno de los sectores productivos del complejo minero El Teniente, que se ubica al norte de la Pipa Braden y al oeste del sector Reservas Norte (ReNo), como se observa en la Figura 1, y se caracteriza por la presencia mayoritaria de roca primaria del tipo Pórfido Dacítico. Este sector se encuentra en explotación desde el año 2013 y considera un plan de producción que alcanza las 17 000 t/día con una vida que se extiende hasta el año 2025 [4].

Figura 1 Ubicación sector productivo Dacita en mina El Teniente [3]

En etapas tempranas de desarrollo de proyectos en Mina El Teniente, el cálculo de requerimientos de fortificación con cables para bloques potencialmente inestables, se realiza a partir de la estimación de la cuña máxima removible definida por la geometría, tamaño y orientación de las intersecciones. De esta forma, los diseños de fortificación se fundamentan en parámetros geométricos y registros históricos, al carecer de información que defina en detalle el ambiente geológico estructural para cada intersección. A partir del desarrollo de las obras tempranas del proyecto, es posible ajustar los diseños de fortificación mediante la consideración de información geológica recopilada en terreno. Como objetivo principal del estudio realizado se planteó diseñar el soporte para inestabilidades con control estructural a partir de la información de los sets que forman las estructuras geológicas, y aplicar la metodología en las intersecciones pertenecientes al nivel de producción del sector Dacita.

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METODOLOGÍA Consolidación de Información Geológico-Estructural Recopilación de Antecedentes

El levantamiento de los rasgos geológicos en terreno de las labores horizontales (galerías) se realizó a través de un método digital, en donde se registró la información geológica georeferenciada a una plancha topográfica, o en su defecto a la intersección de los ejes de dos labores cercanas. Las estructuras geológicas fueron mapeadas a la altura de la gradiente (1 metro del piso). Por lo mismo, al proyectar a la gradiente discontinuidades subhorizontales subparalelas a la labor, éstas pueden quedar registradas fuera de las labores. Las estructuras que se levantan en el mapeo son aquellas que atraviesan toda la labor, o que siendo subparalelas tienen una expresión en su longitud reconocible (> 4 m), en las cuales queda registrado: rumbo, manteo, tipo (vetilla o falla), planaridad, espesor mínimo, espesor máximo, espesor típico, origen de la información y relleno mineralógico [6].

Definición de Familias Estructurales La información geológico estructural asociada a cada intersección se obtuvo a partir de un filtro realizado mediante ventanas de muestreo, con bordes paralelos a los ejes de las galerías. La estimación de las dimensiones de las ventanas depende de la cantidad de información recopilada. De esta forma, se consideró que al establecer un radio de 20 metros, medidos desde el centro de cada intersección, el nivel de información estructural filtrada permite observar con claridad las tendencias de manteo y rumbo de familias estructurales del sector. Mediante la utilización del programa Dips [11], se generaron diagramas de rosetas y polos para los datos exportados del Xilab [1010], extraídos de las ventanas de muestreo de cada intersección. Para la generación de familias se consideraron sólo aquellas estructuras con rellenos blandos, excluyendo aquellas estructuras con cuarzo mayoritario o abundante por relleno [1]. Debido a la dificultad de la incidencia de planos horizontales en un mapeo realizado a nivel de gradiente, es necesario realizar una ponderación especial para las estructuras subhorizontales, de manera que pequeñas agrupaciones se consideran como una familia.

Análisis de Estabilidad de Bloques La metodología propuesta consideró un análisis de equilibrio límite, mediante la utilización del software Unwedge [12], basado en la teoría de bloques definida por Goodman and Shi [8]. El software Udwedge determina la ubicación y dimensiones de los bloques máximos que pueden formarse a partir de la información de sets estructurales y geometría de las intersecciones. Los cálculos utilizados para la estimación de los bloques asumen que las

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discontinuidades se presentan de manera ubicua, esto quiere decir, que pueden ocurrir en cualquier parte dentro del macizo rocoso [9]. La caracterización de cuñas máximas se realiza en base a parámetros geométricos como ápice, área basal y volumen, necesarios para estimar los requerimientos de fortificación. Parte de la caracterización de bloques corresponde al cálculo del factor de seguridad para éstos, dependiendo del mecanismo de falla. La distribución de los parámetros geométricos de las cuñas máximas se utiliza como base para definir las características de longitud y cantidad de cables de fortificación, además de establecer una primera aproximación a la distribución del pattern de cableado.

Diseños de Fortificación Estimación de Requerimientos d e Fortificación

La estimación de los requerimientos de fortificación se fundamenta en el cálculo de la presión de soporte, definida como la cantidad de presión aplicada en la base de la cuña, necesaria para alcanzar el factor de seguridad de diseño. En otras palabras, si se añade a la excavación una presión interna activa, con orientación normal a la superficie de la excavación y de magnitud igual a la presión de soporte, el factor de seguridad para la cuña será el factor de seguridad de diseño [13].

Planos de Fortificación Los diseños de fortificación se ajustan a los resultados obtenidos a partir de la estimación de requerimientos de fortificación. De esta forma, la cantidad de diseños (disposiciones de cables) queda definida por las tendencias observadas en los valores de presión de soporte. El dimensionamiento y distribución de cables se realiza considerando que existe un grado de incertidumbre en la ubicación y orientación de las discontinuidades que definen las cuñas. De esta forma, los diseños de fortificación se realizan con el fin de satisfacer un confiable nivel de estabilidad en términos de equilibrio de fuerzas y mecanismo de falla, permitiendo que la estabilidad de la cuña no se vea afectada por su posición con respecto al pattern de fortificación [14].

RESULTADOS Definición del Sector de Análisis La definición del polígono de análisis se encuentra condicionada por el grado de avance de los desarrollos, la capacidad de recopilación de información geológica, y el progreso de la instalación de fortificación con cables en intersecciones. De esta forma, se consideró como base para el análisis estadístico, un total de 62 intersecciones en el nivel de producción del sector Dacita, clasificadas en 5 tipos de acuerdo a la geometría de diseño. En la Figura 2 se 176


observa la clasificación de intersecciones de acuerdo a las geometrías identificadas dentro del sector de interés y en la Figura 3 se presenta el polígono de análisis en color rojo.

Figura 2 Clasificación de intersecciones

Figura 3 Polígono de análisis nivel de producción, sector Dacita

Definición de Familias Estructurales Los resultados de diagramas de polos y rosetas realizados mediante software Dips, para las ventanas de muestreo en cada una de las intersecciones, muestran una marcada tendencia de estructuras con rumbos ENE-WSW y en menor medida NNW-SSE. Escasamente se presentan estructuras con manteos horizontales a sub-horizontales, los cuales se consideraron de importancia para la generación de las familias. La escasa densidad de estructuras sub-horizontales está dada por el levantamiento estructural en planta en la misma cota.

177


Análisis de Estabilidad de Bloques Los supuestos de configuración utilizados en el análisis mediante software Unwedge se fundamentan en un criterio de estimación de carácter conservador para un análisis del tipo estático [7], complementado con información proveniente de los resultados de ensayos en celdas Mirve Cimm T&S10 para vetillas HT. Existen intersecciones donde la información recopilada en terreno no permitió definir más de 3 familias estructurales, por lo que la cantidad de intersecciones donde existe formación de cuñas se redujo a 58. A partir de los resultados obtenidos del análisis de estabilidad de bloques, es posible estab lecer la distribución de frecuencias para parámetros como: ápice, área basal y tonelaje de cuñas máximas, clasificadas de acuerdo a los distintos tipos de geometrías de intersecciones. El análisis estadístico del tamaño de ápice de cuñas máximas presenta una mayor cantidad de datos agrupados en los intervalos menores del histograma, con un 81% de los resultados inferiores a 4 metros. Igual tendencia se observa para la distribución de tonelajes de cuñas máximas, con un 74% de los datos inferiores a 100 toneladas.

Estimación de Requerimientos de Fortificación La estimación de los requerimientos de fortificación se fundamenta en el supuesto que en las intersecciones existe fortificación mediante sistema perno-malla-shotcrete. De esta forma, se considera adecuado de manera conservadora, realizar una reducción del 60% a la resistencia del sistema debido a deficiencias en la calidad de instalac.ión de los elementos de soporte, errores, y exposición a agentes de corrosión, entre otros. Por lo tanto, se estima una presión de soporte ejercida por el sistema perno-malla-shotcrete de 6.0 t/m 2. La Figura 4 muestra los resultados de presión de soporte por intersección. De esta forma, se definen 2 distribuciones de cables de acero para cada uno de los tipos de intersecciones: 

Distribución A: Para intersecciones con presión de soporte menor a 6.0 t/m2.



Distribución B: Para intersecciones con presión de soporte superior a 6.0 t/m2.

10

Ensayo que permite determinar la resistencia al corte mediante la aplicación de una carga de compresión axial sobre la celda, induciendo además el cizalle de ella a través de un plano determinado. 178

XIX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Presión de soporte (FS=1,5) 21

B n ó i c u b i r t s i D

18

15 ) 2

m / t ( 12 e t r o p o s e d n 9 ó i s e r P

6

A n ó i c u b i r t s i D

3

0

Intersección

Figura 4 Presión de soporte por intersección.

Diseños de Fortificación De acuerdo con información proporcionada por el proyecto, de las 62 intersecciones consideradas como base en el estudio, 36 se encuentran con fortificación completa instalada a fines de Diciembre 2014. De las intersecciones con fortificación pendiente, se consideró modificar solamente los diseños para intersecciones Tipo 1 y Tipo 3, correspondientes a un total de 20 intersecciones. Los diseños de fortificación para las intersecciones Tipo 1 y Tipo 3 se muestran en la Figura 5 y Figura 6, respectivamente, junto con el pattern de cableado vigente desde la etapa de Obras Tempranas (OOTT) del proyecto Dacita.

Figura 5 Disposición de cables para intersecciones Tipo 1

179


Figura 6 Disposición de cables para intersecciones Tipo 3

Para el proyecto Dacita se utilizaron planos de vulnerabilidad geomecánica para los distintos niveles productivos, con el propósito de identificar zonas con distintos grados de vulnerabilidad frente a las condiciones que impone el avance de la minería y las características de emplazamiento. Bajo este criterio se consideró asignar la Distribución B de cableado para las zonas clasificadas con vulnerabilidad "moderada" y "alta" [5].

Estimación de Recursos y Costos La Tabla 1 muestra una comparación entre la cantidad de metros de cables considerados por Diseño OOTT y los correspondientes a Distribución A y Distribución B, para intersecciones Tipo 1 y Tipo 3.

Tabla 1 Comparación metros de cables considerados por diseño Intersección Intersección Tipo 1 (m) Tipo 3 (m) Diseño OOTT

832 Distribución A 80 Distribución B 432

Total (m)

4.800 672

5.632 752

1.760

2.192

Para las 20 intersecciones en donde se realizó una modificación de los diseños de fortificación, se observa una reducción del 48% con respecto a la cantidad de cables considerados durante la etapa de Obras Tempranas. De igual forma, utilizando los costos estimativos de tarifas aplicadas por la Gerencia Obras Mina de la división El Teniente [2], se observa una reducción de un 37% en los costos asociados a la instalación de cables en intersecciones.

180


CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES Los resultados obtenidos del estudio, muestran las ventajas de la definición del ambiente geológico estructural en detalle para realizar la estimación de la fortificación de intersecciones potencialmente inestables, a través de un sistema que complementa los parámetros geométricos que definen las cuñas máximas con la utilización del factor presión de soporte y consideración de la resistencia asociada al sistema de fortificación perno-malla-shotcrete. La aplicación de la metodología en el nivel de producción del sector Dacita, muestra que es posible reducir en un 48% los recursos considerados como ítem de fortificación y en un 37% los costos asociados a la instalación, en comparación con un escenario sin información geológico estructural en detalle. Teniendo en cuenta que para el sector Dacita, el análisis de vulnerabilidad geomecánica condiciona la asignación de la distribución más densa de cableado para las zonas de mayor vulnerabilidad, siendo la decisión consistente con el carácter conservador utilizado en el estudio. A modo de mejora para el estudio, se considera incorporar las estructuras m apeadas en galería en su ubicación exacta con los modelos estocásticos del stockwork o DFN, haciendo uso de información disponible como orientaciones, distribución de largo de las estructuras e intensidad en el volumen (P32) de vetillas blandas. Esto para simular distintas combinaciones de estructuras que generan bloques potencialmente inestables. Además se considera necesario validar los supuestos utilizados para estimar la reducción en la resistencia del sistema pernomalla-shotcrete, producto de deficiencias en la calidad de instalación de los elementos de soporte y exposición a agentes de corrosión.

181


REFERENCIAS 1.

Brzovic, A., Villaescusa, E. (2007) Rock mass characterization and assessment of block-forming geological discontinuities during caving of primary copper ore at the El Teniente mine, Chile. In: International Journal of Rock Mechanics & Mining Sciences. Vol. 44.

2.

Codelco Chile - División El Teniente, GOBM (2014) Obras de preparación de mina largo plazo, minas Reservas Norte - Pilar Norte - Dacita. Planilla de datos in terna.

3.

Codelco Chile - División El Teniente, GPRO - DRN (2015) Resultados API T14E200: Explotación Recursos Norte Teniente pre-factibilidad. Presentación interna.

4.

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182

ÍNDICE DE AUTOR Piñana Jorge, 112

A

G

Pizarro L, 144

Aguayo A, 142 Aguirre Herman, 112

González P, 40

Arroyo Carlos, 152

González Pedro, 51 González Roberto, 173

B

Q Quiroz Rodrigo, 163

Gottreux Ismael, 51

R

Gutiérrez M, 40

Barrera V, 11, 61

H

Botín José, 102 Bravo Gabriela, 112

Riquelme Omar, 173 Rodríguez E, 61

Hurtado Juan, 81

C

J

Carvajal Juan, 124 Córdova Eduardo, 51

Jamett Nicolás, 163

S Sánchez Andrés, 81 Sougarret Jorge, 144

Jeansson Johan, 69

D

Jiliberto Mauricio, 93

L

Díaz C, 40 Díaz Diego, 173

Ll

Viera Manuel, 131 Villarroel César, 21

Lledó Patricio, 21

Egerström Fredrik, 69 Espinosa Alejandro, 173

Vargas Juan, 81 Videla Juan, 51

Duarte Andés, 69

E

Valenzuela Carlos, 33

Vergara Marcelo, 102

Lara P, 11, 61

Díaz Jaime, 21

V

P Peñaloza H, 11, 61 Pinilla G, 11, 61

Villegas D, 144

Libro Simin 2015

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