Libro Articulos Simin 2017

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XX Simposium de Ingeniería en Minas

SIMIN 2017 Productividad, Innovación y Minería

XX Simposium de Ingeniería en Minas

16 – 18 de agosto, 2017 Santiago – Chile

EDITORES Alejandro González T. Sebastián Herrera Camila Ojeda C. Jorge Méndez B.

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

CONTENIDOS COMITÉ ORGANIZADOR ................................................................................................... 15 COMITÉ ASESOR .............................................................................................................. 16 COMITÉ REVISOR .............................................................................................................. 16 PRÓLOGO ......................................................................................................................... 18 AGRADECIMIENTOS .......................................................................................................... 19 CAP.1: “REDUCCIÓN DE COSTO Y PRODUCTIVIDAD” .......................................................... 20 AUMENTO DE LA PRODUCTIVIDAD Y REDUCCIÓN DE COSTOS MEDIANTE LA MEJORA EN LA GESTIÓN DE CARGUÍO, “PAYLOAD MANAGEMENT” .................................................................................. 21 OPTIMIZACIÓN DE PLANES DE PRODUCCIÓN EN BLOCK / PANEL CAVING INCLUYENDO ACTIVIDADES DE DESARROLLO Y PREPARACIÓN ............................................................................................. 29 AHORRO DE COSTOS EN PERFORACIÓN Y VOLADURA A TRAVÉS DE LA INNOVACIÓN EN EMULSIONES GASIFICABLES .................................................................................................................. 42 DISMINUCIÓN DE LA VARIABILIDAD DE INFORMACIÓN REPORTADA EN DESPACHO CON ZONIFICACIONES POR BLOQUES ....................................................................................................................... 52 NUEVA ESTRATEGIA DE TRANSPORTE FF.CC TENIENTE 8 ............................................................. 68 DEFINICIÓN DE ENVOLVENTE ECONÓMICA PARA MINAS EXPLOTADAS POR CAVING UTILIZANDO ALGORITMO GENÉTICO ...................................................................................................................... 77 ALGORITMO SUAVIZACIÓN DE ALTURAS DE EXTRACCIÓN POR ALGORITMO GENÉTICO ........................ 74 ALGORITMO DE DEFINICIÓN FOOTPRINT POR ALGORITMO GENÉTICO ............................................. 75 ALGORITMO DE DEFINICIÓN ENVOLVENTE MÚLTIPLES NIVELES ..................................................... 76 EXPERIENCIA OPERACIONAL CAMBIO VARIANTE EXPLOTACIÓN PANEL CAVINF HUNDIMIENTO AVANZADO A CONVENCIONAL, SECTOR RESERVAS NORTE DIVISIÓN EL TENIENTE .............................................. 87 COMPLEJIDAD OPERACIONAL EN PLANIFICACIÓN DE LARGO PLAZO DE RAJO ABIERTO. UN MÉTODO PARA REVISAR PLANES MINEROS. ............................................................................................... 104 SISTEMA DE NAVEGACIÓN AUTÓNOMA PARA LHD EN MEDIANA MINERÍA ..................................... 206 ANÁLISIS MULTIVARIABLE EN LA DEFINICIÓN DE LA ENVOLVENTE ECONÓMICA PARA BLOCK CAVING ..... 123 ¿POR QUÉ CAMBIAR LA FORMA DE HACER MINERÍA EN CHILE? ................................................... 133 SISTEMA GESTIÓN EN EL CONTROL DE MINERAL MINA ZALDIVAR ................................................. 149 CONSTRUCCIÓN DE CHIMENEAS CON PERFORACIÓN Y TRONADURA- RESUMEN HISTÓRICO MINA EL TENIENTE ................................................................................................................................. 163 MODELO PROBABILÍSTICO DE ESTIMACIÓN DE COSTOS PARA LABORES HORIZONTALES EN MINERÍA...... 176

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ESTUDIO Y REDISEÑO DE ESTACIONES DE VENTILACIÓN EN PARALELO, MEDIANTE MECÁNICA DE FLUIDO COMPUTACIONAL ........................................................................................................... 190 CAP.2: “INNOVACIÓN MINERA” ...................................................................................... 208 MEJORAMIENTO EN LAS PRÁCTICAS DE SEGURIDAD EN EL CARGUÍO DE EXPLOSIVOS EN BASE A ANFO EN ZONAS CON ROCAS REACTIVAS EN CHILE ............................................................................... 208

TELE-OPERACIÓN HÁPTICA EN TIEMPO REAL DE MANIPULADOR ROBÓTICO PARA APLICACIONES MINERAS ................................................................................................................................. 233 CRITERIO DE DAÑO BASADO EN VIBRACIONES Y CARACTERIZACIÓN DE MACIZO ROCOSO, Y SU IMPACTO EN EL NEGOCIO MINERO ....................................................................................................... 245 CARACTERIZACIÓN, DISEÑO Y MONITOREO GEOMECÁNICO RAMPA DESDE ADIT 74 A NIVEL TENIENTE 8, MINA EL TENIENTE .......................................................................................................... 276 IMPLEMENTACIÓN DE "CARGAS FOCALES" EN LA REDUCCIÓN SECUNDARIA ................................... 290 SISMICIDAD ASOCIADA A DISCONTINUIDADES GEOLÓGICAS Y SU INCLUSIÓN EN MODELOS NUMÉRICOS 302 ADAPTAR VERSUS ADOPTAR, TECNOLOGÍAS DE APOYOS A ESTÁNDARES DE PREVENCIÓN DE FATALIDADES EN COLLAHUASI ................................................................................................................. 316 ESTACIÓN DE CHANCADO CON EQUIPOS MMD SIZERS - MINERÍA SUBTERRÁNEA ............................. 326 UTILIZACIÑON DE MAPAS DE SINIESTRALIDAD GEOTÉCNICA Y DE LEVANTAMIENTO DE ESTÁNDARES DE SOPORTE, APLICADO A EXCAVACIONES SUBTERRÁNEAS ............................................................ 340 PRUEBA INDUSTRIAL PROYECTO EXTRACCIÓN AGUA BARRO ....................................................... 350 EVOLUCIÓN DE LOS SISTEMAS DE MONITOREO Y CONTROL: RUMBO A LAS MEJORES PRÁCTICAS .......... 362 AEROSPHERE: SISTEMA DE MAPEO 3D DE TÚNELES ROBUSTO A COLISIONES ................................... 372 IMPLEMENTACIÓN DE LA TÉCNICA DE MEDICIÓN DE ESFUERZOS CON EMISIÓN ACÚSTICAS (AE), MINA EL TENIENTE DE CODELCO CHILE ............................................................................................. 384 DESARROLLO DE CARGADORES Y CAMIONES PARA MINERÍA SUBTERRÁNEA "PASADO, PRESENTE Y LA VISIÓN DEL FUTURO" ................................................................................................................ 386 USO DE ALGORITMOS EVOLUTIVOS GENÉTICOS EN LA PLANIFICACIÓN ESTRATÉGICAS Y TÁCTICAS DE MINAS A

.............................................................................................................. 387 SÓLIDOS GEOLÓGICOS 3D UTILIZADO TÉCNICAS DE MODELAMIENTO HÍBRIDO ................................ 388 CIELO ABIERTO

CAP. 3: “INNOVACIÓN MINERA”...................................................................................... 389 IMPORTANCIA DE LA ETAPA DE RELACIONAMIENTO PREVIO EN EL DESARROLLO DE PROYECTOS MINEROS

................................................................................................................................. 390 FORMANDO TÉCNICOS MINEROS EN PERÚ............................................................................. 396 MIGRANDO HACIA LA MINERÍA DEL FUTURO .......................................................................... 400 ¿DÓNDE ESTÁ LA CULTURA DE PRODUCTIVIDAD MINERA?......................................................... 415 HUELLA DE CARBONO COMO INDICADOR PARA LA OPTIMIZACIÓN SUSTENTABLE DE PROCESOS MINEROS

................................................................................................................................. 434 MONITOREO Y PLAN DE ALERTA TEMPRANA EN RIESGOS GEOTÉNICOS .......................................... 451 DESARROLLOS DE TÚNELES DE GRAN SECCIÓN BAJO ALTOS ESFUERZOS… ¿LO CONOCÍAMOS TODO? .... 461 EVALUACIÓN E IMPACTO PRODUCTIVO EN LA OPERACIÓN POR CONDICIONES INVERNALES EN CMDIC ... 484

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EVALUACIÓN DE FACTIBILIDAD TÉCNICO-AMBIENTAL DE UNA PLANTA DE EXTRACCIÓN DE TIERRAS RARAS EN CHILE .......................................................................................................................... 492 APLICACIÓN DE LA TEORÍA DE CONTROL ÓPTIMO PARA LA MINERÍA SUSTENTABLE ........................... 507 MODELAMIENTO AVANZADO MAGNETOTELÚRICO (AMM) PARA LA CARACTERIZACIÓN GEOELECTRICA EN YACIMIENTOS MINEROS ................................................................................................... 519 TECNOLOGÍA DE ESCANEO LASER APLICADA AL MONITORIO DE TRANQUES DE RELAVE ...................... 529 HERRAMIENTA DE ANÁLISIS PARA DAR SOPORTE A DECISIONES DE CONSTRUCTIBILIDAD EN DISTINTAS CONDICIONES GEOMECÁNICAS

.......................................................................................... 530

CAP. 4: “PROYECTOS NACIONALES E INTERNACIONALES” ................................................. 532 PRODUCTIVIDAD Y MEJORAS OPERACIONALES APLICADAS AL DESARROLLO DE TÚNELES CON CONDICIONES COMPLEJAS

.................................................................................................................. 533

MODELOS CUANTITATIVOS DE GESTIÓN DEL RIESGO ASOCIADO AL DISEÑO DEL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN POR HUNDIMIENTO ........................................................................................................ 548 ESTRATEGIAS DE SELECCIÓN RÁPIDA PARA EL DESARROLLO DE TÚNELES SISTEMAS DE VENTILACIÓN AUXILIAR

................................................................................................................................. 560 INNOVACIONES TECNOLÓGICAS QUE GENERARON UN VALOR AGREGADO AL PROYECTO EN PEÑA COLORADA

................................................................................................................................. 575

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COMITÉ SIMIN 2017 COMITÉ ORGANIZADOR El XX 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 2017. Dagoberto Obreque Ciudad Presidente

Departamento de Logística

Felipe Aguilera Baeza Vicepresidente

Camila Ojeda Castillo Cristina Paillal Pilquinao

Miembros Directores

Jorge Méndez Barria Patricio Arcos Shin

Claudia Sepúlveda Jaramillo

Roberto Alfaro Alcayaga

Directora de Adquisiciones

Sebastián Herrera González

Felipe Sierpe Alvarado

Sebastián Muñoz Cayufilo

Director de Gestión de Proyectos

Sebastián Riffo Castillo

Alejandro González Tapia Director de Logística y Gestión de Contenidos

Departamento de Marketing

David Moscoso Contreras Director de Marketing

Ignacio Arce Álvarez

Francisca Pérez

Max Blondel Buijuy

Directora de Relaciones Públicas

Departamento de Adquisiciones

Departamento de Relaciones Públicas

Dayanna Bissa Quispe

Abraham Ruíz Ávila

José Orquera Cruz

Alonso Núñez Meza

Valentina Mora Zapata

Andrés Baza Orellana Cristóbal Arroyo Zárate Cristopher Morales Arnaiz

Departamento de Gestión de Proyectos

Ignacio Vargas Lagos Joaquín Reyes Díaz Jorge Mamani Rocco

Jorge Palacio Abarca Pedro Arias Faundez

María Fernanda Vidal Gálvez Nicolás Muñoz Valdés Nicolás Pacheco Neckel Richard Jaimes Córdova Shannen Bruyer Geis

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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 2017. Germán Flores González Gerente de Proyecto Chuquicamata Subterránea, Codelco Hernán Menares Day Vicepresidente de Operaciones, Grupo Antofagasta Minerals Juan Pablo González Presidente, Instituto de Ingenieros de Minas de Chile Marcos Márquez Vicepresidente Mina, Compañía Minera Doña Inés de Collahuasi Patricio Picero Espinoza Ex Gerente General Minería, Minera de Candelaria y Ojos del Salado

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 2017. Edgar Adam Ingeniero Senior en Planificación, Barrick Gold Corporation Herman Aguirre Profesor Investigador Escuela de Minas, Universidad del Desarrollo Moises Álvarez Ingeniero Especialista en Planificación Minera, Tetra Tech Metalica Francisco Arcos Regional Engineer for Latin America & Caribbean Region, AIG José Ascencio Profesor Asociado, Departamento de Ingeniería en Minas, Universidad de Santiago Patricio Cavieres Ingeniero Especialista, Gerencia de Proyectos, División El Teniente, Codelco Fernanda del Castillo Mining Engineering McGill University, Canada Francisco Fernández Gerente Recursos Mineros, Codelco Ronald Gúzman Director, Escuela de Minería, Universidad del Desarrollo Felipe Hidalgo Jefe de Ingeniería de Mediano Plazo, División El Teniente, Codelco

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Patricio Lledó Gerente Técnico Derk Ltda Roberto Martínez Ingeniero de Proyectos, Tetra Tech Metalica Claudia Monreal Presidente Women in Mining, Gerente General Core Mining Studies Leonardo Palma Gerente Minería Minerals & Metals, Ausenco César Pardo Superintendente de Estudios Geomecánicos, División El Teniente, Codelco Sebastián Pérez Profesor Asistente, Departamento de Ingeniería en Minas, Universidad de Santiago Pablo Rojas Jefe de Ingeniería, División El Teniente, Codelco José Salchidrian Catedrático, Departamento Ingeniería Geológica y Minera, Universidad Politécnica de Madrid Manuel Tejos Socio – Director Anagea Consultores José Antonio Valdivieso Consultor Medioambiental, VERSE Consultores Miguel Vera Profesor Asociado, Departamento de Ingeniería en Minas, Universidad de Santiago Juan Cristóbal Videla Superintendente de Innovación, División El Teniente, Codelco

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PRÓLOGO El presente de la industria minera ofrece desafíos que nos obligan a trabajar en la reducción de costos y aumentar la productividad, para lo cual es de vital importancia que las innovaciones tecnológicas cumplan con los estándares ambientales y permitan sostener nuestra actividad como uno de los pilares fundamentales del desarrollo del país. Al revisar las temáticas de la presente versión del SIMIN 2017 “Reducción de Costos, Sustentabilidad, Innovación y Proyectos Mineros”, se identifica claramente la relevancia del Simposio y su correcta lectura de la minería nacional e internacional, reflejado esto en la cantidad y por sobre todo en la calidad de los trabajos recibidos.

El liderazgo en temas de innovación y desarrollo debe estar en estas nuestras nuevas generaciones de mineros y queda claro al ver la calidad de los trabajos presentados que esta versión de SIMIN presentará una gran oportunidad para mantener la conversación minera al más alto nivel, como ha sido desde 1979 en la primera versión del Simposio.

Edgar Adam R. Representante Comité Revisor SIMIN 2017 | XX 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 XX versión de nuestro Simposium de Ingeniería en Minas "SIMIN 2017 – Productividad, Innovación 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 expositores 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 Juan Pablo González, el Vicepresidente de Operaciones de AMSA, Señor Hernán Menares, el Vicepresidente de la Compañía Minera Doña Inés de Collahuasi, Señor Marcos Márquez Delgado, el Gerente de Proyecto Chuquicamata Subterránea, Señor Germán Flores, y el Ex Gerente General Minería, Minera de Candelaria y Ojos del Salado, 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: Collahuasi. Auspiciadores Plata: Antofagasta Minerals, Mine-Class, Gecamin. Bronce: ACH Equipos Mineros, Codelco, Atlas Copco, Freeport McMoran, Moly-Cop, Hexagon Mining. Auspiciadores Sociales: ENAEX y Famesa Explosivos. Patrocinadores: Ministerio de Minería del Gobierno de Chile, Comisión Chilena del Cobre, Sociedad Nacional de Minería, Instituto de Ingenieros en Minas de Chile, Colegio de Ingenieros de Chile, Centro de Estudios del Cobre y la Minería, Concejo Minero, Fundación Minera de Chile, Ingeniería 2030, Innovo, Aprimin, Minnovex, Empresa Nacional de Minería, Women in Mining, UMining 2018, Instituto Brasileiro de Mineração (IBRAM), Encuentro Universitario de Mujeres en Minería, Departamento de Ingeniería en Minas de la Universidad de Santiago de Chile, Fundación de Egresados y Amigos, y el Departamento de Comunicaciones de la misma casa de estudio. Medio Oficial: Nueva Minería y Energía. Radio Oficial: Radio USACH Medios Asociados: Área Minea, Portal Minero y Minería Hoy.net Los asistentes de todas las universidades nacionales e internacionales, tales como: Pontificia Universidad Católica de Valparaíso, Universidad de Santiago de Chile, Pontificia Universidad Católica del Norte, Universidad de Chile, Universidad de Concepción, Universidad de Antofagasta, Universidad de Atacama, Universidad de La Serena, Universidad Arturo Prat, Universidad Andrés Bello, Universidad de Las Américas, Universidad Católica del Perú y Universidad Técnica de Oruro, además del Instituto Profesional IP 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 XX Simposium de Ingeniería en Minas, SIMIN 2017, organizado por las y los estudiantes del Departamento de Ingeniería en Minas de la Universidad de Santiago Dagoberto Obreque C. Presidente SIMIN 2017 | XX Simposium de Ingeniería en Minas

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Cap.1: “INNOVACIÓN Y DESARROLLO MINERO

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Aumento de la productividad y reducción de costos mediante la mejora en la gestión de carguío, “Payload Management” Percy Loayza 1 (*), Carlos Erazo 2 (*), Carolina Toro 3 1

Superintendente de Gestión Operacional Mina, Compañía Minera Centinela

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Managing Director, Haultrax SpA

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Business Development Manager, Haultrax SpA

RESUMEN En la actualidad la gestión de carga útil no ha sido foco prioritario para la industria minera. Uno de los sistemas que actualmente se utilizan son los pesómetros de los camiones, los cuales poseen una gran variabilidad y a la vez existe una falta de confianza por parte del operador del sistema actual. Luego del proceso de búsqueda y análisis, se logró encontrar la tecnología para el control preciso y exacto de carga útil del camión, que además permite entregar información operacional en tiempo real del factor de carga al operador de la pala. La correcta implementación de esta tecnología se logró mediante la aplicación del método de gestión del carguío, que consiste en mostrar al operador la información en tiempo real de manera simple y rápida tanto de su gestión de reportabilidad constante a los jefes de turno, como en el resumen de desempeño de todos los operadores pala. La adopción y sustentabilidad de la tecnología se logró mediante una correcta gestión del cambio. El resultado fue una mejora de un 3,4% en el uso de la capacidad de carga.

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INTRODUCCIÓN La gestión de la carga útil en camiones mineros representa uno de los tres factores claves para el aumento de la productividad. Es comparable con el aumento del tiempo efectivo y con el mejoramiento del tiempo de ciclo. Si bien se conoce su valor, no ha sido utilizado como palanca de mejoramiento por dos motivos fundamentales: 1. Calidad de información 2. Temporalidad inadecuada de la información Los métodos utilizados para capturar la información de la carga de los camiones son: a) romanas o básculas, b) pesómetros en los camiones. Si bien las básculas son precisas y exactas, la rapidez con que la información llega al operador del equipo de carguío no permite que sea útil para corregir o reforzar positivamente su desempeño, dado que el contexto operacional es siempre cambiante. Por otro lado, los pesómetros de los camiones, poseen menor precisión y exactitud que las básculas, ya que envían información a los operadores de equipos de carguío con un desfase de tiempo que en muchos casos es mayor al tiempo utilizado para cada baldada. Es decir, que la información al final del ciclo de carga no llega a tiempo para remediar situaciones de bajo carga. En cuanto a la precisión y exactitud de las romanas, se espera un error dentro de un 1%. Sin embargo, su frecuencia de uso es baja dado que requiere que los camiones pasen por una ruta específica, por lo que dependiendo de su nivel de automatización y tecnología, puede requerir que el equipo pase a baja velocidad o se detenga del todo para lograr capturar mediciones competentes. En tanto los pesómetros presentes en los camiones, poseen un error de 10% en el punto de carga. Su principio de funcionamiento está basado en la suspensión trasera, el cual necesita de tiempo para lograr estimar la masa cargada sobre el camión, se estima que el error al momento de la descarga puede ser de un 3%. Estos sistemas requieren de mantenimiento y calibración, que, si bien no es complejo, consume tiempo y recursos del equipo de calibración. Esta situación está presente en un gran número de operaciones donde sólo extremando la frecuencia de uso de básculas, calibración de pesómetros y retroalimentación diaria a los operadores, es posible obtener resultados consistentes y positivos que utilice en parte la capacidad útil de carga camión estipulada en la política de sobrecarga del fabricante. Por ejemplo, la “política de sobrecarga 10/10/20”, indica que el 10% de las cargas transportadas por el camión deben estar entre un 110% y 120% de la capacidad nominal y 0% sobre el 120%. Esto quiere decir que el camión podría llevar más del 100% de carga nominal en promedio. Por otra parte, el no cumplimiento de esta regla puede conllevar a multas de parte del fabricante, afectar aspectos de seguridad, operación y mantenimiento. En la práctica, el trabajo necesario para gestionar “la carga útil” no se ejecuta correctamente, ya sea porque no es valorizado o no se tienen los recursos necesarios. Esto hace que los sistemas

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS no sean confiables para los operadores de equipos de carguío, lo que se traduce en prácticas basadas en los sentidos del operador y no en mediciones objetivas. En cuanto a Minera Centinela, parte del grupo AMSA, ubicada en la región de Antofagasta, a 1.350 kilómetros al norte de Santiago de Chile, se identificó que el promedio de capacidad de carga utilizada de los camiones era de un 95%. Esta situación fue identificada y entendida por AMSA, la cual buscó una tecnología que pudiese ayudar a cerrar la brecha existente. Para situar el valor de la brecha, en función del costo operacional, hacemos el siguiente ejercicio: una pérdida de un 5% en la carga útil de los camiones de una flota de 20 es equivalente a 1 camión; el costo de operación de un camión de 300t es de 2 millones de $USD anuales, por lo que utilizar al 100% la capacidad de carga de los camiones ahorraría el costo de operar un camión adicional por cada flota de 20 camiones. La tecnología encontrada, fue un sistema de monitoreo en la pala cuyo pesómetro permite el control preciso y exacto de la carga del camión en tiempo real. Este sistema, además, recolecta y consolida los datos sobre la productividad y esfuerzos de la pala, y sobre cada operador; entregándole información clave a la jefatura para la mejora del desempeño de su equipo de trabajo. El sistema utiliza como principio la medición de la deformación de los miembros tensores que soportan la pluma de una pala de cables (marco A), y que al combinar la posición del balde permite el cálculo de la masa del material que este contiene. El sistema consta de celdas de carga, que fueron instaladas en el “marco A”, antenas RFID, HPGPS y conexión al PLC de la pala; además de una pantalla táctil para el operador, con la cual es informado de su desempeño baldada a baldada. El RFID permite al sistema reconocer el camión que se está cargando, posibilitando cargar cada tipo de camión a su capacidad nominal. Esta información es mostrada al operador al momento del aculatamiento del camión en el sector de carguío. El HPGPS de geolocalización más la información del PLC, posibilita al sistema saber la ubicación exacta del balde. Esta tecnología fue instalada a modo de piloto en una pala eléctrica P&H 4100 XPC de 73 yd 3, con el propósito de probar que la tecnología puede entregar el valor esperado en el Rajo Esperanza de Minera Centinela. El éxito del piloto dependería de indicadores, a) obtener una mejora del uso de la capacidad de carga del 1,5% y, b) que el sistema cumpla con una disponibilidad del 90%.

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METODOLOGÍA El piloto tiene como objetivo validar el funcionamiento y beneficio del sistema. El período de duración es de ocho semanas, la cual incluye la construcción de la línea base y la recolección de resultados, además del entrenamiento de los operadores en el uso del sistema. La construcción de una línea base permite conocer el uso de la capacidad de carga de los camiones antes de comenzar a utilizar el sistema, es decir, establece el punto de partida del piloto. Para esto se utilizó un procedimiento llamado “Pantalla apagada”; que consiste en utilizar el sistema, pero sin la intervención del operador, ya que la pantalla no está encendida, durante un período de un mes. En paralelo al comienzo de este método se inicia el entrenamiento de los operadores en el uso del sistema. La captura de los resultados del piloto comienza cuando se enciende la pantalla del operador, también llamado período de “Pantalla encendida”. En este momento los operadores ya han pasado la etapa de entrenamiento y por primera vez tienen interacción con el sistema, es decir, están siendo retroalimentados en tiempo real del tonelaje cargado baldada a baldada. Los datos capturados en ambos períodos reflejan el desempeño del operador de la pala en su gestión de carguío no utilizando y utilizando la tecnología. Durante el período que duró el procedimiento de “Pantalla apagada” y “Pantalla encendida” se recogieron en total 11,000 registros de datos de carga útil, de tres modelos de camiones Caterpillar 797B y 797F y Komatsu 930E, que fueron cargados por la pala P&H 4100 XPC.

RESULTADOS Y DISCUSIÓN Luego del análisis de los datos obtenidos en los periodos de “Pantalla apagada” y “Pantalla encendida”, considerando las flotas de camiones Caterpillar 797B, 797F y Komatsu 930E en conjunto, (Gráfico 1) se observa un uso de la capacidad de carga de 95,7% sin la utilización del sistema y 99% con el sistema, alcanzando una mejora de un 3,4%.

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Porcentaje de camiones cargados

Distribución de cargas flota completa Pantalla apagada 25%

95,7% uso de capacidad de carga

20% 15% 10% 5%

Item Subcarga

Pantalla apagada 40%

En rango

45%

Sobrecarga ligera

11%

Sobrecarga

4%

Item Subcarga

Pantalla encendida 7%

0% 70

75

80

85

90

95

100

105

110

115

120

125

Porcentaje utilizado de capacidad nominal del CAEX


Distribución de cargas flota completa Pantalla encendida 50,0%

99% uso de capacidad de carga

40,0% 30,0% 20,0% 10,0%

En rango

89%

Sobrecarga ligera

4%

Sobrecarga

0%

0,0% 70

75

80

85

90

95

100

105

110

115

120

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Gráfico 1 Distribución de cargas flota completa

Además, se rompen paradigmas operacionales. El camión Komatsu 930E se creía que no podía ser “llenado” a su capacidad nominal (286 toneladas), debido a que visualmente las tolvas de este modelo de camión parecían “llenas". Sin embargo, como podemos observar en el Gráfico 2, antes del uso del sistema los operadores cargaban los camiones Komatsu 930E con 265 toneladas, 92,6% de su capacidad, y una vez implementado el sistema, con 275 toneladas, 96,1% de su capacidad, que, aunque aún no es la capacidad nominal del camión, se demostró que si podían llegar a ser cargados a totalmente.

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Distribución de cargas flota K930E Pantalla apagada 40,0%

30,0%


20,0%

10,0%

0,0% 70

75

80

85

90

95

100

105

110

115

120

125

Item Subcarga

Pantalla apagada 66%

En rango

34%

Sobrecarga ligera

0%

Sobrecarga

0%

Item Subcarga




En rango

46%

Sobrecarga ligera

6%

Sobrecarga

0%

Gráfico 2 Distribución de cargas Komatsu 930E

Antes de la implementación del sistema, los operadores se guiaban por el número de baldadas para cargar un camión, es así que el Komatsu 930E, cuya capacidad nominal es de 286 toneladas, debía ser cargado en tres baldadas. Se observa en el Gráfico 3 con el uso del sistema aumenta el porcentaje de camiones Komatsu 930E cargados con tres baldadas. En la Tabla 1, se observa que existe una mejora en la carga útil del camión debido al aumento del tonelaje por baldada y además una optimización del tiempo de ciclo de la pala debido a la disminución del número de baldadas con la que es cargado.

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Número de baldadas K930E Pantalla apagada 100% 75%

80% 60% 40%

21%

# de baldadas

Pantalla apagada

1

0%

2

1%

3

75%

4

21%

5

3%

# de baldadas 1


20% 3%

1% 0% 1

2

3

4

5

Número de Baldadas


Número de baldadas K930E Pantalla encendida 100% 79%

80% 60% 40%

2

2%

3

79%

4

17%

5

2%

17%

20%

2%

2%

0% 0% 1

2

3

4

5

Número de Baldadas

Gráfico 3 Distribución de baldadas para cargar Komatsu 930E

Tabla 1 Baldadas para cargar Komatsu 930E Ítem Pantalla apagada Pantalla encendida

Uso de capacidad de carga (%) 92,6 96,1

Promedio de cargas (t) 265 275

Número de baldadas 3,27 3,19

Toneladas por baldada (t) 81,1 86,2

Al momento de la descarga del balde se sabe con cuánto se ha cargado el camión, lo cual permite que el operador utilice una baldada extra cuando es necesario, en contraste con los sistemas de pesómetro en camiones en que el peso de la ultima baldada es entregada al operador de la pala entre 10 a 15 segundos después de ser descargado el balde, momento en que el camion está en camino a su destino de descarga.

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CONCLUSIÓN Los resultados obtenidos del piloto fueron satisfactorios, 3,4% de aumento del uso de la capacidad nominal y de 93% de disponibilidad del sistema. La expectativa de los resultados de la prueba fue fijada en un 1,5% de aumento en el uso de la capacidad nominal de la flota de camiones. Se concluye que el control oportuno del uso de la capacidad de los camiones y la mayor precisión y exactitud en la medición mejora el resultado. La precisión del sistema fue comprobada con un estudio de “romanas” o básculas para pesaje de camiones mineros, que tuvo como resultado un error del 3%, lo que valida la robustez de la información entregada al operador frente a los pesómetros de camiones. Mediante el uso del sistema se reduce la dispersión de las cargas de los camiones, disminuyendo las “subcargas”, “eliminando de sobrecargas” y maximiza el uso de la capacidad útil establecida en la política de sobrecarga, “10/10/20” para el caso de Minera Centinela. Se observa, también, un cambio de paradigma, el paso de “carga por número de baldadas” a “carga a camión lleno”. El aumento en el uso de la capacidad de carga trae consigo la disminución de costos por tonelada, debido a que utilizando los mismos activos se transporta mayor tonelaje. Esto también conlleva la disminución de la flota necesaria para cumplir el plan de producción disminuyendo su riesgo material. Con una mejora de un 5% en productividad se reduce un camión de una flota de 20 camiones, considerando un costo por camión de 2 millones de $USD por año, lo que implica que para una flota de 50 camiones el ahorro en costos de operación sería alrededor de 5 millones de $USD por año, en el caso de una implementación del sistema de todas las palas de la mina. En cuanto a la aceptación del sistema por parte de los operadores de la pala, esta fue positiva. Las ventajas más apreciadas por parte de los operadores, es el poder saber que cuanto están cargando en forma casi instantánea, permitiéndoles hacer un mejor trabajo y ser más productivos. Para asegurar la sostenibilidad de la implementación del sistema, se implementarán los informes y tableros contenidos en la solución computacional de seguimiento en tiempo real que acompaña a la tecnología. Además, se debe realizar control y seguimiento del desempeño de los operadores, mostrar el valor producido por el sistema en forma constante, asegurar el correcto soporte y mantenimiento del sistema y capacitar a operadores nuevos. Basado en la experiencia en Minera Centinela, se esperan otros beneficios potenciales en la operación, mantenimiento y seguridad, tales como: disminución del tiempo de ciclo en la pala, disminución de sobre esfuerzos de la pala, mejora en la tasa de excavación, control de pérdidas en componentes mayores de camiones, mejora en el uso de los neumáticos, etc.

22

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS NOMENCLATURA Marco A: estructura de soporte de palas de cable donde van montados los cables de soporte de la pluma RFID: identificador de radio frecuencia HPGPS: Sistema de posicionamiento global satelital de alta precisión PLC: Controlador lógico programable

AGRADECIMIENTOS Los autores desean agradecer al equipo de Minera Centinela y Haultrax Spa que trabajaron en este proyecto, por su entrega y dedicación constante, sin ellos no podría haber sido realizado.

23


Optimización de Planes de Producción en Block / Panel Caving incluyendo actividades de Desarrollo y Preparación Javier Vásquez 1 (*), Nelson Morales 2, Javier Cornejo 3 1

Director Ejecutivo, Advanced Mining Technology Center (AMTC)

2

Director de Laboratorio de Planificación Minera Delphos, Universidad de Chile

3

Ingeniero de Planificación Largo Plazo, División El Teniente, Codelco

RESUMEN Los planes mineros en minería subterránea determinan dónde, cuándo y cómo extraer el mineral considerando factores técnicos y económicos. Sin embargo, usualmente, la planificación de la preparación es realizada separadamente de la planificación de la producción, lo cual puede afectar la factibilidad del programa de producción. Por lo tanto, para determinar planes mineros factible es necesario considerar la tasa de desarrollo y preparación en la planificación de minas, tal que considere las todas actividades necesaria para cumplir con dicho plan propuesto, tomando en cuenta la información operacional y geomecánica. El objetivo de este trabajo es resolver un problema de producción subterránea en una mina explotada por Panel Caving considerando actividades de desarrollo y extracción simultáneamente. La metodología considera la integración de los aspectos operacionales más relevantes en la construcción de un plan minero en una mina explotada por Panel Caving, usando programación entera mixta (MIP). Los resultados muestran que esta metodología permite obtener un plan minero óptimo, que integra, simultáneamente, las actividades de preparación y producción. Este plan optimiza la estrategia de consumo de reservas considerando una tasa de desarrollo y producción por periodo, tasas de extracción por condiciones del Caving y estrategia de apertura de puntos de extracción. Finalmente, permite al planificador de minas obtener un plan integrado y factible para la planificación a mediano y largo plazo de la mina.

24


INTRODUCCIÓN La planificación minera es el proceso de la Ingeniería de Minas que transforma el recurso mineral en el mejor negocio (Morales et al, 2012). Esto permite una constante búsqueda de valor, variando diseños mineros, tasas y velocidades de extracción, leyes de cortes y estrategias de desarrollo y extracción. Por lo tanto, la planificación minera establece el valor del negocio y responde a las preguntas dónde, cuándo y cómo extraer mineral considerando los factores técnicos y económicos.

ANTECEDENTES Uno de los aspectos más importantes de la planificación minera en minería subterránea de métodos por hundimiento es definir el orden de extracción de las columnas de mineral buscando siempre extraer las mayores leyes al inicio para maximizar el Valor Presente Neto (VPN). Para que esto ocurra, es necesario contar una infraestructura que permita recuperar el mineral en los puntos de extracción. Por lo tanto, el orden en el cual los bloques son extraídos y la construcción de los niveles productivos que aseguran el acceso y la extracción del mineral deben ser tomados en cuenta en la planificación de minas, además de los factores técnicos y operacionales propios del sistema de explotación. Lo anterior, significa que el proceso global de planificación minera es complejo, por lo que es una práctica común descomponerlo en diferentes tareas y, por lo tanto, abordar el proceso general y los planes específicos de forma discretizada e independiente. Desafortunadamente, la desagregación de los procesos de planificación en diferentes etapas significa que el plan de producción final no necesariamente captura el máximo valor de un proyecto. De hecho, como las etapas en los procesos de planificación se llevan a cabo secuencialmente, las decisiones se van realizando con información agregada en cada proceso y los modelos no capturan la complejidad de los próximos pasos aguas abajo, por lo tanto, las decisiones posteriores son sujetas a la inicial. En términos globales, los resultados son sub-óptimos. Un ejemplo de desagregación es realizar separadamente la planificación de la producción y la planificación de la preparación minera. Por lo anterior, la motivación de esta investigación proviene del desacople del programa de extracción (dónde, cuándo y cómo extraer un bloque) y agendamiento de preparación (conjunto de actividades de excavación, obras civiles, infraestructura y montaje llevados a cabo para realizar la extracción de mineral). Más específicamente, la motivación nace cuando este desacople causa un exceso de inversión en desarrollo minero porque el área preparada no es usada en el periodo o la extracción planificada se ve afectada debido a la falta de área preparada. Un ejemplo de esto lo entrega Díaz y Morales (2008), que indicaron que en 2002, Codelco El Teniente tuvo un 61% de cumplimiento de desarrollo y un 70% de cumplimiento en producción. Respecto a los estudios relacionados, Salgado (2009) presentó un secuenciamiento genérico para preparación minera. Rocher (2011) y Morales et al (2012), presentaron un modelo de

25

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS optimización para agendamientos de producción y preparación minera, modelo que posteriormente se convirtió en UDESS (Universal Delphos Sequencer and Scheduling). Alarcón (2014), utilizó esta herramienta para generar Planes de Producción con incertidumbre operativa. Finalmente, Oyanader (2016) propuso una metodología de análisis de constructibilidad con un software comercial con el fin de definir periodos de inversión, construcción y puesta en marcha de distintas estrategias. Este trabajo tiene como objetivo proponer una metodología que permite la optimización de un plan minero, considerando la estrategia de producción y desarrollo minero. El software de agendamiento UDESS (Universal Delphos Sequencer and Scheduling) es usado, en un modelo de optimización cuya función objetivo es maximizar el VPN en un horizonte de tiempo dado, sujeto a restricciones secuenciales y operacionales. Para llevar a cabo esta investigación, la construcción y producción de una mina Panel Caving es modelada y analizada.

UDESS El software UDESS (Universal Delphos Sequencer and Scheduling) es un agendador y secuenciador de actividades que fue desarrollado por el Laboratorio de Planificación Minera Delphos, de la Universidad de Chile. UDESS es una herramienta de planificación y agendamiento basada en programación matemática que permite resolver agendamientos en minería subterránea, minería de transición y cielo abierto. El software es actualmente usado para propósitos académicos y de investigación. UDESS funciona bajo un concepto de actividades o tareas, las cuales se relacionan mediante precedencias, de forma que el inicio de ciertas actividades está limitado por la consecución de otras. Los resultados de UDESS corresponden a una carta Gantt en donde se especifica cuánto progresar en cada una de las actividades definidas sobre el horizonte de planificación. Esta salida es luego exportable a Excel para su análisis e implementación.

METODOLOGIA Aspectos Principales del Modelamiento UDESS trabaja con actividades entendidas como tareas que poseen atributos, velocidades de ejecución y beneficios, y se relacionan entre sí mediante precedencias. Algunos de los principales aspectos del modelamiento en UDESS son:  Tasa Máxima de Avance (Max Rate): Es la tasa de ejecución e indica la velocidad máxima factible que una actividad puede ser realizada en un periodo de tiempo. Por ejemplo, si una actividad demora 2 meses en completarse, entonces su tasa máxima realizable por mes es 0.5. El valor de este atributo debe ser mayor que cero.

26

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS  Costo o Beneficio: Estas variables están en la función objetivo a maximizar. Valores positivos (ingresos) son asociados con actividades de producción, mientras que valores negativos (costos) son asociadas a las actividades de desarrollo (note que, dependiendo del contenido de mineral, podría tener actividades de producción con un valor neto que es negativo).  Recursos o Atributos: Son atributos cuantificables de las actividades (largo de galerías, horas de equipos, tonelajes, etc.). Definen los límites o capacidades que deber ser cumplidas cuando se realizan las diferentes actividades.  Precedencias Físicas: Definen el orden en el cual las actividades deben ser realizadas durante el agendamiento (restricciones físicas). Son relaciones que definen qué actividades deben ser realizadas para permitir el comienzo de otras actividades. Dependen del layout de la mina.

Modelamiento de Preparación y Producción en Panel Caving en UDESS Los principales supuestos para el modelamiento en este artículo son:  Los niveles productivos incluidos son el nivel de producción y de hundimiento, sin embargo los niveles de transporte y ventilación son considerados desarrollados en etapas tempranas del proyecto y por lo tanto no se incluyen en la optimización de la planificación. Esta decisión no afecta la metodología dado que no tiene un impacto significativo en las soluciones del problema.  El layout (en particular, el piso de hundimiento económico, las alturas económicas extraíbles y el footprint) son informaciones conocidas. Como la herramienta UDESS trabaja basada en actividades, el modelo de bloques y el desarrollo minero son considerados como tal. La Figura 1 muestra un diagrama de flujo usado para apoyar la metodología.

Criterios de Planificación

Modelo de Bloques

Parámetros Económicos

Actividades de Producción

Consideraciones Geomecánicas

Precedencias de Actividades de Producción 1

2

Actividades

Layout de la Mina

Precedencias

Actividades de Desarrollo y Preparación

Precedencias de Actividades de Des. Y Prep.

Criterios de Desarrollo y Preparación

Secuencia de Apertura de Puntos

3

Restricciones

UDESS

Figura 1 Modelo Conceptual en UDESS

27


Paso 1: Definición de Actividades Actividades de Extracción (Producción) Las actividades de producción corresponde a las columnas de roca de mineral discretizadas según la altura de cada bloque, es decir, los bloques contenidos el modelo de bloques son las actividades de la metodología (bloques con atributos de tonelaje, ley, recuperación, dureza, etc). Según los parámetros económicos, cada actividad posee un beneficio, y contará con una velocidad máxima de ejecución (Max Rate), la cual representa la velocidad de extracción de cada bloque según la altura y estado de la columna de mineral (criterio de planificación; en quiebre o liberada) (Ver Tabla 1 y 4). Tabla 1 Actividades de Producción Actividad

X

Y

Z

Tonelaje [ton]

Ley [%]

Max_Rate [veces/periodo]

Beneficio [USD]

Bloque_i

xi

yi

zi

Ti

Li

MRi

Bi

Actividades de Preparación y Desarrollo Las actividades de preparación y desarrollo son definidas a partir de las tareas que se deben cumplir para construir los niveles productivos (ver Figura 2). Estás tareas son secuenciales y a partir de los criterios de preparación, cada actividad contará con atributos como el largo de la galería o cantidad de fortificación, y un costo por ejecutarlas. También, cada una tendrá una velocidad máxima de ejecución que representa el rendimiento de cada una de ellas (ver Tabla 2).

Figura 2 Actividades de Desarrollo y Preparación Minera Tabla 2 Actividades de Desarrollo y Preparación Minera

Actividad Galería_Prod_1.1

Max_Rate [/periodo] 𝑀𝑅𝑖

Costos [USD] -𝐵𝑖

28

Longitud [m] ℓ𝑖

Cantidad [unid] 𝑎𝑖


Paso 2: Definición de Precedencias Las precedencias son propias del layout de la mina y la secuencia de explotación. El modelo usa precedencias para representar varios aspectos de la construcción y producción en una mina, como interacciones entre actividades de una misma etapa (Producción - Producción o Preparación - Preparación) o entre ellas (Preparación - Producción). A continuación se muestran las precedencias usadas para modelar una mina explotada por Panel Caving.

Precedencias de Actividades entre Preparación y Producción Estas precedencias modelan la interacción entre las actividades de Desarrollo y Preparación Minera, y las actividades de Producción; para comenzar la extracción de una columna de mineral, se debe realizar los desarrollos mineros y la fortificación definitiva para abrir una batea (ver Figura 3).

Figura 3 Precedencias entre Actividades de Producción y Desarrollo y Preparación

Precedencias de Actividades entre Desarrollo y Preparación Minera Las precedencias dentro de cada nivel productivo son definidas. Para todos los niveles, este tipo de restricción es usada para modelar secuencias de actividades a ser seguidas en la construcción de todos los niveles. Por ejemplo, en el secuenciamiento de obras del nivel de producción de un Panel Caving con Hundimiento Convencional, es requerido que el desarrollo minero este 60 - 80 metros delante de la fortificación definitiva para evitar interferencias operacionales. A su vez, la fortificación definitiva debe estar 80 mts adelante del frente de hundimiento para asegurar la seguridad del personal (Jamett & Alegría, 2014) (ver Figura 3 y 4).

Figura 4 Precedencias entre Actividades de Desarrollo y Preparación

29


Precedencia para Ángulo de Extracción Este tipo de restricción es usado para modelar la extracción vertical de una columna de roca y la propagación del hundimiento considerando aspectos geométricos (ángulos de extracción entre 35° a 45°) (Cornejo, Pinochet & Caviedes, 2016). Además, permite controlar la entrada de dilución.

b) Resto de la Columna

a) 30% Altura de Columna

Figura 5 Precedencias: (a) 30% altura de columna and (b) Resto de la Columna de Roca

Paso 3: Definición de Restricciones Las restricciones usadas en la etapa de producción son para limitar la capacidad de producción por año. En el caso del desarrollo y preparación minera, las restricciones usadas permiten limitar las construcciones de galerías (en metros/año), pique de traspaso (unidades/año), fortificaciones del nivel de producción (unidades/año) y las construcciones de bateas (unidades/año).

CASO ESTUDIO Un caso de estudio fue seleccionado para implementar el modelo propuesto. Este caso estudio está basado en información proveniente de algunos proyectos y minas en explotación, y no representa alguna en particular. A continuación se muestran los principales supuestos aplicados al estudio.

Diseño Minero y Layout de la Mina El sistema de explotación escogido fue un Panel Caving con Hundimiento Convencional y un foot print de área basal de 300 m x 240 m fue seleccionado para desarrollar el estudio. La malla de extracción escogida es de 15 x 20 m, tipo El Teniente y se consideraron dimensiones con galerías de secciones 4.1 x 4.1 m2. También fue necesario dimensionar la construcción de los niveles productivos. En ese sentido, un dimensionamiento del layout de la mina fue propuesto, y las dimensiones y cantidades de obras son mostradas en la Tabla 3.

30

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Tabla 3 Plan de Desarrollo y Rendimientos Nivel Hundimiento Producción

Fortificación Definitiva en el Nivel de Producción

Desarrollos Galerías Estocadas Calles de Producción Galerías Zanjas Bateas Pique de Traspaso Fort. Intersección Carpeta de Rodado Fort. De Pilares y Muros de Confi. Punto de Extracción

Cantidad 9 3 9 22 120 18 154 -

Longitud (total) 3,962 m 725 m 4,000 m 4,156 m 30 m (each one) 3,260 m 2,440 m

Rendimiento 100 m/mes 100 m/mes 150 m/mes 150 m/mes 730 m/unid 1,2 unid/año 9 unid/mes 120 m/mes 3 unid/mes

240

-

6 unid/mes

Tasa de Producción y Socavación La tasa de producción y socavación fue estimada según la ecuación 1 y 2, respectivamente. 𝐸𝑒 [𝑡𝑝𝑑] = 𝐴[𝑚 2 ] ∙ 𝑉𝑒𝑥𝑡 [

𝑡 ] ∙ 𝑑 [%] 𝑑 ∙ 𝑚2

(1)

𝑚2 𝑀𝑃𝐶 [𝑡𝑜𝑛/𝑦𝑒𝑎𝑟] 𝑉𝑝 [ ]= 𝑡 𝑦𝑒𝑎𝑟 𝐻[𝑚] ∙ 𝛾 [ 3] ∙ 𝑑[%] 𝑚

(2)

Para el caso de la tasa de producción, una expresión matemática propuesta por Araneda y Gaete (2004) es usada; el área activa (A) considerada es de 30.000 m2, la velocidad de extracción efectiva (Vext) fue considerada en 0,5 t/m2-dia y la disponibilidad de los puntos de extracción en 80%. Por lo tanto, la producción estimada es de 12.000 tpd. Para el caso de la tasa de socavación, se estimó según la expresión propuesta por Ovalle, 2012. La velocidad de preparación es considerada como la tasa de socavación y para efecto de cálculo, se consideró una tasa de producción de 12.000 tpd, densidad promedio de 2,7 t/m3, una altura económica extraíble de 250 metros y una disponibilidad de 80%. Luego, la tasa de socavación promedio es de 8.000 m2 por año.

Velocidad de Extracción La tabla 4 muestra la velocidad de extracción utilizada para el caso estudio. Se definió una velocidad de extracción de 0,25 t/m2-dia para alcanzar el área crítica necesaria para generar hundimiento. Luego, las columnas de roca restantes utilizaron un perfil de velocidad de 0,35 a 0,75 t/m2-dia. Tabla 4 Velocidades de Extracción Velocidad de Extracción (ton/m2-dia) 0,25 0,35 0,55 0,75

Altura de Columna (m) 0 - 36 m (Área Crítica) 0 - 36 m (Área No Crítica) 37 - 72 m 72 – 250 m

31

Estado Inicio de Hundimiento En Quiebre En Quiebre Régimen (liberada)

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Dos diferentes situaciones fueron realizadas para determinar el impacto del agendamiento incluyendo desarrollos y producción: 

Caso Estudio 1: Agendamiento simultaneo de Desarrollo ý Preparación Minera y Producción.



Caso Estudio 2: Agendamiento de Producción solamente, sin tomar en cuenta Desarrollo y Preparación (excepto restricciones de capacidad).

RESULTADOS Y DISCUSIÓN Planes de Producción La figura 6 muestra los planes de producción obtenidos para ambos casos de estudio. La tasa de producción de ambos no muestra diferencias. De acuerdo a las leyes medias de cobre, presentan un comportamiento similar decreciente durante el horizonte de extracción sin desviaciones significativas.

14.000 12.000 10.000 8.000 6.000 4.000 2.000 0

1

2

TPD, Caso Estudio 1

0

0

1.303 4.029 6.925 9.389 10.68 12.00 12.00 12.00 12.00 12.00 12.00 12.00 9.000 5.000

3

4

5

6

7

8

9

10

11

12

13

14

15

16

TPD, Caso Estudio 2

0

0

1467 4029 6925 9389 10687 12000 12000 12000 12000 12000 12000 12000 9000 5000

Ley, Caso Estudio 1

1,31 1,34 1,37 1,41 1,37 1,39 1,05 0,88 0,89 0,54 0,47 0,43 0,43 0,49

Ley, Caso Estudio 2

1,31 1,36 1,41 1,45 1,35 1,28 1,12 1,07 0,63 0,56 0,51 0,46 0,43 0,47

1,60 1,40 1,20 1,00 0,80 0,60 0,40 0,20 0,00

Ley de CuT (%)

Producción (tpd)

Planes de Producción

Periodo (años) Figura 6 Planes de Producción para los Casos de Estudio 1 y 2

El caso estudio 2 fue simulado sin restricciones de Desarrollo ni Preparación. Este alcanza un VPN de $ 683 millones. Sin embargo, cuando el Desarrollo y Preparación son impuestos, el valor decrece considerablemente. Esta situación se debe a que la ejecución del plan no considera las restricciones de constructibilidad. En otras palabras, la producción propuesta por el modelo no puede ser ejecutada debido a la falta de Desarrollo y Preparación Minera. La Figura 7 muestra la envolvente de extracción para los casos de estudios 1 y 2. En ambos casos, se puede ver que las restricciones geométricas son satisfechas y que el ángulo de extracción es mantenido entre 35° y 45° en condiciones de régimen (Contreras, J. Cornejo, J. and Caviedes, C., 2016).

32

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Altura de Extracción Periodo 6 Con Desarrollo y Preparación

Altura (m)

1750

1560 1530 1500 1470 1440 1410 1380 1350

Norte

0-72 0-72

72-144

144-216

216-252

a) Caso de Estudio 1: Envolvente de Extracción Periodo 6

72-144 Norte

1550 1650 1750

144-216

Este

Altura (m)

Este

216 144 72 0

1335

1380

1470

1590

1425

1560 1515

216 144 72 0

Altura de Extracción Periodo 6 sin Desarrollo

216-252

a) Caso de Estudio 2: Envolvente de Extracción Periodo 6

Figura 7 Envolvente de Extracción

La figura 8 muestra el área incorporada, agotada y abierta para ambas simulaciones. Los resultados son similares para ambos casos de estudio y no presentan diferencias significativas.

AREA (M2)

Área Incorporada, Agotada y Abierta 60.000 50.000 40.000 30.000 20.000 10.000 0 1

2

3

4

5

6

7

8

9

10

11

12

13

14

PERIODO (AÑOS) Área Activa - Caso Estudio 2

Área Incorporada - Caso Estudio 2

Área Agotada - Caso Estudio 2

Área Incorporada - Caso Estudio 1

Área Agotada - Caso Estudio 1

Área Activa - Caso Estudio 1

Figura 8 Macro-secuencia por Año

Agendamiento de Desarrollos La Tabla 5 muestra las actividades de Desarrollo y Preparación para cumplir con la infraestructura requerida para la extracción de mineral. En el nivel de producción, las primeras actividades desarrolladas son las Calles de Producción y las Galerías Zanjas, las cuales alcanzan su máximo desempeño en los primeros años. Las bateas son las últimas actividades en realizarse, las cuales dan inicio a la producción. En el periodo 10, no hay Desarrollos ni Preparación Minera que realizar.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Tabla 5 Plan de Desarrollos y Preparación Minera

Prep. y Desarrollo

1

2

3

4

5

6

7

8

9

10 11

12-16

Total

622

0

0

0

0

0

0

0

6,977

Desarrollo Des. Horiz. NP (m) Des. Horiz. NH (m)

1,686 1,800 1,156 1,713 0

0

460

92

1104 373 179 1104 512

0

0

0

3,824

40

660

340

460

400

40

0

0

0

2,820

Fort. Definitiva Carpeta de Rod. (m)

240 400

280

Intersecciones (unid)

2

33

17

23

20

12

20

14

2

0

0

0

141

Pilares y Muros (m)

23

677

340

441

412

247 400

280

23

0

0

0

2,820

Puntos de Ext. (unid)

0

42

38

28

32

38

36

26

0

0

0

0

240

0

0

6

11

10

12

16

20

20

20

5

0

120

Producción Bateas (unid)

CONCLUSIÓN Una metodología para resolver un problema de producción subterránea incluyendo las actividades de desarrollo y preparación minera fue propuesta. Los resultados muestran que UDESS permite obtener un plan minero óptimo, que aborda, simultáneamente, actividades de Preparación y Producción, en los niveles de producción y hundimiento. Este plan incluye un agendamiento optimizado de los puntos de extracción dado una macro-secuencia. Por lo tanto, esto permite al planificador obtener un plan integrado y factible para etapas de planificación de mediano y largo plazo. Finalmente, este trabajo propone una metodología que resuelve un problema de agendamiento en métodos mineros con una vista integral entre DesarrolloPreparación y Producción, que logra acoplar ambos procesos en la planificación de minas a mediano y largo plazo. Trabajos futuros serán la inclusión del nivel de transporte y el subnivel de ventilación.

AGRADECIMIENTOS Agradecimientos a Laboratorio de Planificación Minera Delphos y al Advanced Mining Technology Center (AMTC) por apoyar esta investigación. Este trabajo fue financiado por AMTC (Proyecto Basal FB 0809).

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REFERENCIAS Araneda, O. Gaete S. (2004). ‘Continuous Modelling for Caving Exploitation’, MassMin 2004: 4th International Conference & Exhibition on August 22-25, 2004, Santiago, Chile, pp. 75-78. Contreras, J. Cornejo, J. Caviedes, C. (2016). ‘Metodología para Estimación de la Tasa de Incorporación de Área en Panel Caving, Codelco – División El Teniente’, 1st International Conference on Underground Mining on October 19-21, 2016, Santiago, Chile. Cornejo, J. Pinochet A. Caviedes, C. (2016). ‘Geometric Control for Strategic Mine Planning at El Teniente Mine’, MassMin 2016: 7th International Conference & Exhibition on May 9-11, 2012, Sydney, Australia. AusIMM, 2016. Díaz, G. Morales, E. (2008). ‘Tunneling and construction for 140,000 tonnes per day – El Teniente mine – Codelco Chile’, MassMin 2008: 5th International Conference & Exhibition on June 9-11, 2008, Luleå Sweden, Chile, pp. 83-96. Jamett, N. Alegría, RQ. (2014). ‘New growth strategy in Esmeralda Mine’, Caving 2014: third International Symposium on Block and Sublevel Caving, Chile, pp 98-105. Morales, N. Rubio, E. Madariaga, E. Alarcón, M. (2012). ‘Integrating constructability of a project into the optimization of production planning and scheduling’, MassMin 2012: 6th International Conference & Exhibition on June 10-14, 2012, Sudbury, Ontario, Canada. Canadian Institute of Mining, Metallurgy and Petroleum. Ovalle, A. (2012). ‘Mass Caving Maximum Production Capacity’, MassMin 2012: 6th International Conference & Exhibition on June 10-14, 2012, Sudbury, Ontario, Canada. Canadian Institute of Mining, Metallurgy and Petroleum. Rocher, W. Rubio, E. Morales, N. (2011). ‘Eight-Dimensional Planning – ‘Construction of an Integrated Model for Mine Planning Involving Constructability’, Apcom 2015, 35th Symposium of Application of Computers and operations Research in the Mineral Industry on 24-30 Septembre 2011, University of Wollongong, NSW, Australia. Salgado, J. (2009). Secuenciamiento genérico de obras para la planificación de preparación minera mina El Teniente – Codelco Chile, Universidad de Santiago de Chile.

35


Ahorro de costos en perforación y voladura a través de la innovación en emulsiones gasificables Carlos Muñoz 1, Claudia Valenzuela 1 (*), Rolando Orellana 1, Francisco Pérez 2 1

Gerencia Técnica, Famesa Explosivos Chile S.A.

2

Gerencia de Control de Calidad de Innovación y Desarrollo, Famesa Explosivos Perú S.A

RESUMEN Actualmente, con las fluctuaciones en los precios de mercado que existen en la minería metálica y no metálica, es importante gestionar los procesos productivos para hacerlos más efectivos. Por tal efecto, es primordial que los recursos humanos y operativos sean utilizados de forma controlada para identificar posibles optimizaciones y ahorros en los diferentes procesos mina – planta. Como es conocido, la perforación y voladura (P&V) son las primeras etapas para obtener el mineral de interés, siendo variables considerables al momento de reducir costos asociados a la cadena de valor del proceso. Lo que se busca en P&V es la obtención de un producto de calidad (fragmentación, desplazamiento, daño, etc) que logre generar beneficios en el proceso Mina-Planta. Distintas experiencias demuestran importantes beneficios en el ahorro de costos directos en P&V (beneficios >1 MUSD/año), aumento de la productividad en la mina (>1 USD/año) y la maximización del tratamiento en la planta (> 10 MUSD/año). Actualmente, las prácticas de voladuras se basan en simples palabras, en realizar una perforación en la roca, donde posteriormente, se introducirán explosivos, que mediante una iniciación, detonarán; emitiendo energía que fragmentará el macizo rocoso. El explosivo utilizado mayoritariamente en la mediana y gran minería corresponde por excelencia al ANFO y ANFO pesado, siendo las emulsiones utilizadas en menor medida en zonas con presencia de agua. Los parámetros energéticos, entre otros, del ANFO pesado versus las emulsiones y los costos de estas últimas justificarían este hecho. En el presente artículo se muestran los resultados obtenidos de distintos casos de estudio, en donde se han obtenido beneficios en productividad y ahorro de

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costo directo con la utilización del 100% de una emulsión gasificable especial, tanto en pozos secos, húmedos y con presencia de agua. Esta emulsión gasificable (SAN – G) está formada por una solución microscópica oxidante, dispersa en una fase combustible continua y estabilizada por un emulsificante; la cual, se sensibiliza en la operación, antes de que sea ingresada al pozo, mediante la dosificación de una solución gasificante que resulta una mezcla resistente al agua, muy viscosa y de mayor velocidad de detonación que el ANFO pesado. Es un explosivo flexible para trabajar en: diferentes densidades y energías, ya que las columnas explosivas se acoplan por completa, aprovechando en su totalidad la energía que se deposita en ellas. Los resultados obtenidos muestran beneficios en la productividad de los equipos de carguío, transporte y perforación (ampliación de malla en un 10%). Por su parte, el ahorro directo generado llegó hasta un 29% de los costos unitarios de P&V, de los cuales un 16% está asociado al cambio de ANFO pesado por SAN – G. Otros beneficios están asociados a los tiempos operacionales utilizados en el carguío del explosivo. La emulsión utilizada al no presentar nitrato ni petróleo en su formulación reduce los tiempos operacionales en el carguío de las materias primas, calibración del camión fábrica, etc. Respecto al impacto al medio ambiente, la emulsión gasificable no produce gases nitrosos y está libre de la presencia de hidrocarburos.

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INTRODUCCIÓN El deseo de aumentar el crecimiento en la economía del país, proviene del comportamiento globalizado que invita a competir mediante la optimización y efectividad de los diferentes procesos que tienen las empresas para obtener el servicio y producto deseado. Particularmente, en la minería se le está dando la importancia real que tienen las actividades extractivas en pos de un entorno saludable y sostenible en el tiempo, vale decir, sin el perjuicio de macro-entorno en que esta se ejecute (local – país – planeta). Para cada proceso es relevante controlar y participar en las variables mencionadas con el propósito de generar valor agregado más allá del trabajo asignado, utilizando las diferentes alternativas e innovaciones que existan en rubro. En el área de voladura se ha ido evolucionando e innovando en los productos y servicios asociados a esta materia; tales sean sus sistemas de carguíos 1 mecanizados y agentes de voladuras e iniciadores. Se sabe que al inicio del siglo XXI, se optimiza los sistemas de carguíos mecanizados con el descubrimiento de equipos que sean capaces de mezclar e incluir compartimientos para la fabricación del explosivo in situ en el pozo. Un año más tarde, mayo 2006 el químico biomolecular Gabriel da Silva patenta el invento “Gasificación de explosivos de emulsión con óxido nítrico”, dándose inicio a los diferentes tipos de gasificación del explosivos. En el marco de lo señalado anteriormente, Famesa Explosivos generó un explosivo basado en una emulsión que se sensibiliza mediante un aditivo químico (gasificante N-20), llamada SAN – G; una mezcla explosiva de menor densidad y mayor viscosidad, velocidad de detonación, energía y resistencia al agua; debido a que su resultado de la reacción química entre la emulsión matriz inerte y la solución gasificante N-20, produce gas de nitrógeno que queda atrapado en las burbujas dentro de la matriz y son estas burbujas las que sensibilizan la emulsión, lo que significa un ahorro en el proceso de voladura, ya que se ingresa una longitud de carga menor (20%) a la usada con otro tipo de explosivo, permitiendo reducir los costos asociados a esta tarea entre un 12 a 15%. En el presente artículo se mostrarán los antecedentes, resultados y conclusiones que se obtuvieron en pruebas realizadas en minas a rajo abierto de Perú y Chile para la Serie SAN-G.

OBJETIVO La finalidad de este artículo es demostrar la viabilidad del uso de la emulsión gasificada, serie SAN – G para los proyectos de voladura, como una alternativa viable de reemplazo de Anfo pesado (AP), tanto en zonas con aguas y secas sin necesidad de aumentar los costos unitarios de explosivos. Esto con la finalidad de optimizar el proceso de forma efectiva mediante el control de las variables: tiempos, recursos, costos, beneficios; las que permiten ahorrar en los otras Septiembre 2005, Ingeniero Gómez Segura publica su invento: “Proceso para la fabricación in situ de mezclas explosivas” *

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS actividades relacionadas con la voladura; inicialmente en perforación, carguío y transporte y continuando con la cadena de aguas abajo. El uso de 100% emulsión en las faenas permitirá reducir las complejidades logistico-operacionales de la dependencia de nitrato de amonio poroso utilizado en la fabricación de AP.

METODOLOGÍA Su manejo en operación y manipulación requiere el aprendizaje de nuevos conceptos, procedimientos y prácticas de control constante. Sin embargo, los resultados que logra impactan en el costo de todos los procesos directos e indirectos de la voladura, dejando una propuesta nueva que invita a no depender del nitrato de amonio como base de una emulsión para alcanzar los objetivos productivos del plan minero.

Concepto de la emulsión gasificada: Reacción de dos componentes Esto se inició a finales del 2008, cuando los explosivos basados en nitrato de amonio poroso eran escasos y su precio había aumentado considerablemente. Famesa Explosivos propuso la iniciativa de crear y probar otro agente de voladura como alternativa más económica llamada SAN – G, la cual, no requiere del nitrato de amonio ni de petróleo para que combustione debido a que está (emulsión), elaborada en base a la combinación de una solución sensibilizante (gasificante) mediante un reactor que es un mezclador de ambas componentes forma la emulsión gasificada.

Emulsión matriz gasificable La emulsión explosiva es del tipo agua-aceite y está compuesta principalmente por una fase oxidante (sales de nitrato), y otra fase combustible. Químicamente, está formulada para reaccionar con nitrito de sodio, que es el agente gasificante. Y, físicamente, está preparada para retener las burbujas de gas dentro de su masa, la que es más densa que una emulsión común al ANFO Pesado. Y otros aspectos como la viscosidad, balance de oxígeno, PH y tensión superficial juegan un papel importante.

Solución gasificante La solución gasificante (N – 20), es una solución acuosa de nitrito de sodio, en una concentración adecuada para su estabilidad. La coloración sirve como indicador, para notar que la emulsión gasificable está reaccionando con la solución de nitrito, siendo ligeramente más denso que el agua.

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Gasificación El nitrito de sodio reacciona con el nitrato de amonio que compone la emulsión, para formar el gas nitrógeno. La rápida producción de burbujas de nitrógeno, se conocer como proceso de gasificación, o “sensibilización química”, la cual, consiste en una reacción exotérmica, cuya rapidez depende fuertemente de la temperatura, el PH, la concentración de nitrito, la viscosidad de la emulsión y la homogenización, dependiendo de esas variables los resultados de la reacción serán las burbujas de nitrógeno que quedarán enfrascadas en la masa de emulsión.

Proceso de gasificación o sensibilización Durante la gasificación de una masa inicial de la emulsión, se va incrementando el volumen y reduciendo la densidad de la emulsión hasta llegar a estabilizarse en un valor más o menos constante, tal como lo muestra la Figura 1 Curva de gasificación con distintos porcentajes del sensibilizante N-20, a temperatura ambiente de 28°C, en un diámetro de 11”. La gasificación aumenta el volumen de la SAN – G, a este aumento de volumen se le conoce como esponjamiento y se calcula según la densidad del explosivo. El factor de esponjamiento dentro del pozo está ligado a las condiciones del terreno, tales como: fracturamiento, presencia de agua, ensanchamiento o imperfecciones del pozo, entre otros. 1,4 1,3

1,29

1,2 1,1 1,03

1

0,96 0,9

0,93

0,92

0,91

0,9

0,8 0,7 -10

10

1,3% N-20

30

1,2% N-20

50

70

1,1% N-20

Figura 1 El gráfico, muestra el comportamiento de la densidad según % del gasificante N-20 y el tiempo. Mientras que la imagen de la izquierda, se señala el esponjamiento

La influencia de la cantidad de solución gasificante y la temperatura Con respecto al aumento de la cantidad de solución gasificante N – 20, será mayor la producción de burbujas, la gasificación será más rápida y la densidad final será menor. Al igual que la variable de temperatura, si se aumenta esta variable se incrementa la producción de burbujas; la gasificación es más rápida y la densidad final puede ser menor para la misma cantidad de gasificante. La temperatura, actúa como un catalizador para la formación y expansión de burbujas.

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Velocidad de detonación (VOD) y la energía útil en función de la VOD y densidad Con respecto a la velocidad de detonación se han registrado y analizado estadísticamente una cierta cantidad de mediciones, teniendo valores máximos de 5.600 m/s; realizadas en diferentes diámetros de perforación, donde se puede concluir que para mayores densidades de 1 gr/cm 3 no se tiene una diferencia significativa en la VOD. Por lo tanto, la máxima VOD de la SAN – G, se da cuando su densidad está 1 gr/cm3 y puede alcanzar una VOD de 5.900 m/s en el fondo del pozo, la cual, irá disminuyendo a lo largo de la columna explosiva llegando a 5.100 m/s en la parte superior, donde se ven pocas interferencias o perturbaciones en el progreso de la detonación debido a que la SAN – G es una sustancia mezclada homogéneamente. A medida que aumenta la densidad, se tiene mayor energía por unidad de masa contenida en el pozo, lo que implica que, a medida que aumenta la VOD es mayor la presión y trabajo sobre el medio rocoso. En consecuencia, la energía útil se puede relacionar directamente proporcional a la densidad y al cuadrado de la VOD.

RESULTADOS Y DISCUSIÓN En el terreno o campo, sin duda, se han corroborados los antecedentes obtenido en laboratorio acerca de la emulsión, de los cuales se pueden ver que en la densidad del explosivo gasificado SAN – G, en el interior del pozo, una vez calibrados los camiones con la cantidad necesaria de N-20 y emulsión SAN – G; donde su densidad promedio dio 1,05 gr/cm3 a los 20 minutos, los que fluctuaron entre 0,95 a 1,1 gr/cm3, y cuyo esponjamiento alcanzó un rango entre 17,84% a 21,88%, lo que significa directamente un disminución de costo directa al proceso de voladura. Con respecto al monitoreo de todos los registros almacenados en la historia de pruebas y consumo se tiene que su VOD alcanzó un promedio de 5.130 a 5.300 (m/s); y su registro de monitoreo de vibraciones en 8 disparos registró la onda transversal con 5,33 mm/s y la PPV fue de 5,84 mm/s; donde esta particular voladura fue cargada con SAN – G y ANFO Pesado (AP), en una proporción de 53% y 47%, respectivamente, en que los sismógrafos se encontraban a una distancia promedio de 550 m. Tabla 1 “Resumen de Pruebas con SAN – G” Fecha 21/05/12

Proyect o 041

26/05/12

043

30/05/12

044/045

07/06/12

047

08/06/12

048

10/06/12

ET 02

19/06/12

052/049

Rajo Cala Orco Cala Orco Cala Orco Cala Orco Cala Orco Ethel Cala Orco

Banc o 3472

Nº Pozos 315

Tipo de Explosivo SAN - G

Carga Pozo (Kg) 27.514

PPV (mm/s) 3,408

Distanci a (m) 664

3460

101

SAN - G

9.077

3,175

526

3472

454

4.342

3,683

596

3460

292

25.483

5,482

635

3478

108

9.021

1,905

690

3464

205

32.683

1,524

-

3466

405

SAN - G (45%)/ A.P (65%) SAN - G (45%)/ A.P (65%) SAN - G (45%)/ A.P (65%) SAN - G (45%)/ A.P (65%) SAN - G (45%)/ A.P (65%)

38.285

0,000

-

41

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Se han realizados un sinnúmero de análisis granulométrico basado en registros fotográficos de las diferentes voladuras, las que fueron analizadas con distintos softwares, tales como: WipFrag y Split Desktop, quienes permiten obtener y analizar los tamaños mínimos y máximos de los resultados de la voladura. Asimismo, los porcentajes de pasantes para cada caso, según lo solicitado por Planta. Algunos análisis granulométrico realizado se obtuvieron los siguientes resultados, en comparación a las diferentes pruebas realizadas con SAN – G y la combinación de SAN – G/AP (45%-55%), de lo que se puede observar que el P90 está bajo 101,6 milímetros, dando un resultado de 89% y 57,2%, respectivamente, existiendo notoriamente la diferencia en ambos análisis. en la tabla N°2. se muestra los resultados obtenidos en los analizados realizados a las voladuras con SAN – G 100%y con combinación de explosivos SAN – G y ANFO pesado. Ahora bien, se muestra otros resultados obtenidos con otra emulsión (PYROSAN –G), perteneciente a la serie de SAN – G, dando los siguientes resultados solicitados por la planta, los que fluctuaron en un rango de P80 bajos los 116,8 y 104,1 milímetros, en mallas estéril – mineral, en la misma fase IV (banco 3372) y composición geológica. Por otro lado, se obtuvieron resultados del P80 bajo 154,9 milímetros en la fase V, de la misma mina (Codelco, División Andina), con similares composición geológica (Ver Figura 2)

Figura 2 Gráfico de Curva Granulométrica en distintas Mineras con explosivos de la serie SAN – G

La influencia del factor de potencia del ANFO pesado fue de 0,28 Kg/TM y con la SAN – G fue de 0,26 Kg /TM, lo que implica una reducción del 7,14%. Asimismo, cabe señalar que en las zonas de estéril de malla 6.1x7 m, se ha obtenido un factor de potencia de 0,17 Kg/TM, en una roca de densidad 2,5 TM/m3 (Anexo - Tabla 3. Parámetros de voladura y el comportamiento de Potencia SAN – G y AP 45/55).

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Tabla 2 “Resumen de Pruebas con SAN – G” Proyecto Descripción

Uni

P041; SAN - G

047; SAN G

047; A.P

Histograma Tamaño Mínimo

m

0

0

0

Tamaño Máximo

m

0,129

0,167

0,215

Número de bloques

uni

1.771

2.211

1.619

Curva Acumulativa P10

m

0,018

0,0259

0,0324

P25

m

0,0249

0,0383

0,0541

P50

m

0,0403

0,0565

0,0913

P75

m

0,0596

0,0791

0,1319

P90

m

0,104

0,1057

0,1792

Xmáx

m

0,062

0,0812

Tabla Acumulativa

0,1377 100% < 16"

100% < 8"

100% < 8"

96,4% < 8"

89% < 4"

89% < 4"

57,2% < 4"

82,5% < 3"

72,6% < 3"

38,7% < 3"

77% < 2,5"

58,9% < 2,5"

31,1% < 2,5"

Estadística, consumo de explosivos y evaluación económica El consumo total de explosivos de SAN – G durante las pruebas en Mina La Arena, fue de 100 toneladas, aproximadamente, que se distribuyeron en 379 pozos que se cargaron y tronaron el 100% con explosivo SAN – G. En cambio, hubo otros disparos que se cargaron partes con SAN – G (784 pozos) y Anfo pesado (45/55), 438 pozos. Por consiguiente, se si se considera la reducción obtenida en el factor de potencia de un 7,14% por pozo, se tiene un disminución del disparo de 95 Kg/pozo de SAN – G a 110 Kg/pozo con A.P (45/55), lo que implica una reducción de consumo de explosivo por pozo del 14% aproximadamente. Ahora bien, si se cuantifica económicamente este impacto de reducción de explosivo se tiene que el ahorro promedio calculado es de 4,24 USD/pozo (Ver Anexo – Tabla 3), donde si se hace el ejercicio de cuantificar los 438 pozos cargados con A.P (45/55), obtuvo un total adicional gastado de 1.857,12 dólares. Ahora bien, si se lleva a escala real de consumo mensual de Anfo pesado en faena, donde usualmente se consideran 3 mil pozos mensual, se tendría un ahorro de 12.720 dólares, y si se extiende al ahorro anual sería de 152.640 dólares; valor obtenido sólo por el cambio de explosivo, sin considerar otros parámetros que pueden involucrar este análisis, tales como ampliación de mallas, reducción de energía aguas abajo, entre otras. Por otro lado, si se realiza la siguiente simulación considerándose hasta cuándo podría ser el ahorro anual por el cambio de explosivo, que inicia desde un 10 % de ahorro correspondería a un poco más de 34 MUSD al año, a si esto fuese cambiando durante el transcurso del tiempo, a una implementación del 100% de uso del explosivo SAN – G, correspondería a un ahorro de 343 MUSD al año, aproximadamente (Figura 3), donde su punto de equilibrio, sería de 758,43 USD

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS la tonelada, lo que significa que los costos son igual a los ahorros e implicando que sería el mismo costo que actualmente tiene implementado para el proceso de voladura. Así mismo, se ha realizado un análisis de sensibilidad del nivel ahorrado bajo distintos escenarios del precio del nitrato de amonio y emulsión matriz; donde se visualiza que el ahorro podría alcanzar a 291 MUSD al año, en el caso que el nitrato, alcance un valor máximo de 750 USD la tonelada, y sea reemplazado en su totalidad por el explosivo de serie SAN –G (Figura 4).

PTO DE EQUILIBRIO SAN-G: 758,43

Figura 3 Gráfico de Reducción de costos anuales con explosivos de la serie SAN – G

Figura 4 Gráfico de Sensibilidad con explosivos de la serie SAN – G, en comparación al uso de Anfo pesado + Emulsión (45/55)

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REFERENCIAS Bieniawski, ZT. 1989 Engineering rock mass classification: a complete manual for engineers and geologists in mining, civil and petroleum engineering. New York: John Wiley and Sons Inc. Da Silva Gabriel, Mayo 2006, Gasificación de explosivos de emulsión con óxido nítrico. García, P. & López, C. 1999. Voladuras más eficientes, a través de un correcto diseño y control. Gómez de Segura, Septiembre de 2005, Proceso para la fabricación in situ de mezclas explosivas. López Jimeno, C, López Jimeno E. & García Bermúdez, P.2003, Manual de perforación y voladura de rocas. Mackenzie, A.S. 1967 Optimum blasting. In: 28th Annual Minnesota Mining Symposium.

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Disminución de la variabilidad de información reportada en despacho con zonificaciones por bloques Juan Barrientos 1 (*), Alejandro Larrondo 2, Jaime Díaz 3, Felipe Rojas 4 1

Ingeniero Planificación Mediano Largo Plazo, Superintendencia de Planificación y

Desarrollo, Minera Antucoya 2

Ingeniero de Despacho, Superintendencia Ingeniería Mina, Minera Antucoya

3

Superintendente de Planificación y Desarrollo, Minera Antucoya

4 Gerente

de Planificación y Desarrollo, Minera Antucoya

RESUMEN Las zonificaciones de las mallas de tronadura actuales, son de un tamaño considerable, y por tanto las leyes, densidades, consumo de ácido y recuperación, resultan de un promedio para todo un sector, esto en un yacimiento con alta variabilidad no es suficiente para un adecuado control y gestión del negocio. El presente trabajo presenta el beneficio, en la reducción del tamaño y simplificación de las zonificaciones de destinos para la mina Antucoya. En este yacimiento de óxidos secundarios de alta variabilidad, existen tres menas principales, dos elementos contaminantes de importancia, y distintas calidades físicas, que combinadas dan un número considerable de posibles agrupaciones o clasificaciones, por lo cual se requiere de simplificación y agrupación de éstas, bajo un criterio técnico-económico. Para disminuir esta variabilidad y lograr una simplificación, se incorporó la información de cada bloque del modelo de bloques de corto plazo en el sistema de despacho JIGSAW 2, que es constantemente actualizado en base a los pozos de tronadura. Las variables específicas de interés son las geológicas (mena,

2

Ref. http://hexagonmining.com/products/operations-suite

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leyes, densidad, calidad de los materiales) y metalúrgicas (recuperación, consumo de ácido), que son obtenidas en laboratorio, o en mapeos de campo. Esto fue posible dado el sistema de navegación de alta precisión de los equipos de carguío, que permite saber exactamente qué es lo que se carga baldada a baldada, y por ende lo que lleva cada camión, en línea. Esto permite tener un control del proceso de abastecimiento a planta en línea y poder, como primera aplicación principal, dosificar el ácido de acuerdo a lo que realmente requiere el mineral y no un promedio de una zonificación, con lo cual, se puede buscar un punto óptimo de equilibrio entre costo y recuperación

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CONTEXTO La contingencia económica actual de crisis y recuperación, tiene repercusiones directas en los precios de los commodities, aumentando la incertidumbre en los ingresos de la industria minera. Este escenario dificulta directamente la determinación de la estrategia más adecuada a seguir por el sector minero, por tratarse de un negocio a gran escala y de largo plazo, donde los cambios no pueden configurarse a la misma velocidad del escenario económico contingente, razón que conlleva al desafío de abordarlo de manera óptima en el corto plazo. Sumado a lo anterior, se presenta la incertidumbre geológica, donde las variaciones de las leyes día a día, se traducen en complejidades en el tratamiento de los minerales, ya que muchas veces los procesos no son adaptables a tal grado de variabilidad por la envergadura de la inversión en activos necesarios para esto, dificultando la obtención del mejor beneficio de dichos minerales. Dados los desafíos mencionados, la industria minera ha estado en la constante búsqueda de mejorar la productividad, teniendo en consideración que el tratamiento de los minerales es más bien rígido, por lo cual se precisa obtener el máximo retorno de los flota de equipos mineros de Antucoya, dentro de un cierto escenario.

INTRODUCCIÓN Durante la historia reciente, las mejoras que apuntan a la productividad de la industria minera hanido considerables, podemos mencionar entre otras: el gigantismo, la automatización de innumerables procesos, el monitoreo de información a través de sensores, Global Position System (GPS), cámaras, radares, drones, etc., utilizando la tecnología como gran aliado. A modo de ejemplo, cabe recordar que hace 30 años los camiones mineros eran administrados por el criterio y experiencia de profesionales, pero con el desarrollo de herramientas tecnológicas se logró implementar un software que permite realizar la gestión y asignación de los destinos de dichos camiones de forma automática, optimizando su función y disminuyendo los tiempos muertos, con el consecuente aumento de su productividad. Esto fue posible gracias al desarrollo de las redes MESH3, con las que se puede transferir y canalizar mucha información en tiempo real. En la actualidad es posible gestionar la asignación de los camiones desde una sala de control, pudiendo visualizar toda la operación de la faena de forma remota en cualquier lugar conectado a internet. Sin embargo, la abundante información generada en la minería, tanto por los sistemas de despacho del yacimiento, como por los sistemas de control de la planta, que capturan indicadores de productividad y monitoreo de signos vitales de los equipos, hacen nacer una nueva necesidad, de ¿Cómo utilizar toda esa gran cantidad de información para realizar la gestión necesaria para maximizar el negocio? Ya que dicha información requiere ser procesada para ser utilizada en la dirección de alcanzar un mejor rendimiento en términos productivos. Por ello se han creado áreas

3

Redes Mesh, red de comunicaciones inalámbricas.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS en las compañías, dedicadas a reportar dicha información, estas logran cierto grado de control sobre los procesos, y detectan tendencias, para que sean corregidas. Sin embargo, por tratarse de una gran cantidad de información, “Big data”, capturada en línea segundo a segundo, no es posible lograr un absoluto control sobre ella por parte de un equipo de personas, y en la actualidad, las prácticas se basan en la aplicación de medidas de corrección de tendencia posteriores a la ocurrencia de los eventos, es decir, solo sirven para corregir luego de ocurridas las pérdidas, y no para capturar buenas prácticas asociadas a experiencias exitosas. Con lo cual, hoy se tiene la oportunidad de aprovechar esta información, procesándola por medio de las tecnologías de información y comunicación, en favor de mejorar la productividad del rubro y disminuir la variabilidad de los resultados; constituyéndose así en la vía de solución al actuar reactivo y a posteriori, en el modo de corregir las desviaciones en el momento en que se van generando los datos, e incluso pudiendo llegar a configurar modelos predictivos, tanto para el mantenimiento de equipos, anticipando fallas, como para la operación minera y de la planta, buscando las mejores prácticas operacionales con procesos más estables y continuos, e inclusos llegar a tener modelos fenomelógicos. Cabe advertir que, actualmente, esta tecnología está disponible, y está siendo aplicada en otras industrias de forma muy exitosa, como, por ejemplo, las aerolíneas que usan los antecedentes arrojados por el comportamiento de sus usuarios para la planificación de los vuelos y optimización de flujos, consiguiendo predecir las preferencias de los clientes para maximizar la venta de pasajes al precio óptimo, otro ejemplo son los seguros donde califican a los clientes de acuerdo a un perfil de riesgo utilizando amplias bases de datos de información. Dado que existe este desarrollo en otras industrias, es que se plantea como factible de aplicar a la industria minera, porque en ésta se ha entendido la necesidad de capturar la información como algo esencial para mejorar el negocio, razón que ha llevado a que exista mucho monitoreo de indicadores, tanto de productividad como de los activos, por ende, es posible obtener de manera simple toda la información y utilizar esto como una oportunidad de mejora sin grandes complejidades, puesto que se estaría utilizando lo que ya existe pero de manera eficiente. Por la razón anterior, se plantea hacer uso de estas tecnologías y prácticas, ya que Antucoya, al ser una faena de bajas leyes, posee costos que deben ser controlados al máximo para continuar siendo rentable. Producto de esta condición pasa a ser una necesidad fundamental contar con información precisa y en el momento adecuado, para gestionar de manera eficiente los costos, y todas las variables para el tratamiento de los minerales en la planta. Este trabajo se realiza utilizando la información de la mina Antucoya. Corresponde a un yacimiento que se extrae con el método de explotación de rajo abierto, está ubicada en la región de Antofagasta, y considera en su explotación un solo rajo dividido en 9 fases. Antucoya, corresponde a un yacimiento de óxidos de cobre de baja ley con un promedio de 0,3% Cut, y una ley de corte de 0,16% Cut, siendo el resultado de un pórfido cuprífero que ha pasado por múltiples eventos geológicos, los cuales conforman un yacimiento con alta variabilidad en su mineralización. La mena consiste básicamente en un 60% de óxidos, de los cuales un 40% con

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS alto contenido de carbonatos, 30% de sulfatos, y un 10% de limonitas, ambos con bajas leyes de carbonato.

Figura 1 Ubicación mina Antucoya

Figura 2 Layout Mina Antucoya

La planta de Antucoya, es una planta de lixiviación de minerales oxidados de cobre, a través de una pila dinámica, para lo cual se cuenta con una línea de chancado primario, secundario y terciario, un aglomerador, una cancha de pilas de lixiviación dinámica, luego un proceso convencional de electro obtención, y el remanente de material se envía a un botadero de ripios, para tener un mejor entendimiento del proceso de obtención del cobre se presenta en la figura 3 un diagrama de la planta.

50

Fig.18 採掘状況

53 – 67 ---

火山岩

4.2 破砕工程 XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA破砕から浸出、 EN MINAS 生産までの工程を Fig.19 に示す。 Primary Crusher

Tertiary Crusher

Acid Water Secondary Crusher

Fig.17 ピット設計パラメーター

Agglomeration

Reffinate Heap Leaching

Spent Ore

Piles ER Tank ILS PLS

台（P&H 4100XPC）およびフ

Electrowinning Acid

E

Solvent Extraction

S

Water

（L2350）を用いており、運搬

Copper Cathodes Reffinate

7A）を保有している。

EP Tank

Fig.19 鉱物処理フロー

さによって 7.5～9m の間隔で調

は Caterpillar 社の MD6420 が

Figura 3 Diagrama proceso planta Antucoya

4.2.1 一次破砕工程

La flota de equipos採掘された鉱石は運搬機により mineros consiste en dos palas2 eléctricas P&H 4100 XPC y dos palas ラインからなる一次破

用台数をHitachi,砕投入口へ給鉱される。使用重機およびその使 hidráulicas además de la flota de 14 camiones Komatsu 930E, en la actualidad, además 投入された鉱石は Sandvik 社製エ

式

動力

de los respectivos equipos de perforación y apoyo. プロンフィーダーで開孔幅 22mm の Ludowici 社製振動グ Esta flota de equipos está controlada por un sistema de gestión denominado sistemas de リズリーに給鉱され、網上は 2 機の Sandvik 社製ジョー despacho, en el rubro minero, estas herramientas son hoy imprescindibles en todas las minas, 容量台数クラッシャー（定格消費電力 200kW）で 200mm まで破砕 puesto que con ellas es posible monitorear, controlar, gestionar y reportar la ubicación e indicadores de producción, utilización y disponibilidad de los equipos de forma individual y global, para poder tomar decisiones inmediatas ante alguna desviación. El sistema de despacho utilizado en Antucoya es JIGSAW4.

Figura 4 Sistema de despacho JIGSAW

4

Jigsaw, http://hexagonmining.com/products/operations-suite

51

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Además de lo anterior, este sistema de despacho permite conjugar y administrar la información proveniente de la mina, con el fin de indicar cuál será el destino de dicho material diferenciando el mineral del lastre que se está extrayendo, al mismo tiempo, se pueden incluir todas las variables que se requieran para obtener información adicional sobre su calidad, dosificación de aditivos, impurezas, dureza, entre otros. Los equipos son monitoreados en tiempo real de acuerdo a su posición espacial, para los equipos de carguío el monitoreo es con alta precisión con un error de 5 cm, y en el caso de los camiones el error es de 5 metros, por lo cual es factible enlazar la información del modelo de bloques con el carguío, y luego el destino donde son descargados por los camiones, para saber exactamente el contenido del mineral que se está enviando a la planta, pudiendo incorporar la información del modelo de bloques a los reportes del despacho, con el máximo nivel de detalle, que en este caso sería un bloque y no un polígono con el promedio de varios bloques. En la figura 5 se puede apreciar el sistema de alta precisión instalada en la pala eléctrica P&H 4100, de Antucoya, que está interpolada al centro del balde de la pala, obteniendo la máxima exactitud posible, en la posición desde donde se obtiene el mineral que será cargado en el camión.

Figura 5 Sistema de alta preción en pala eléctrica P&H 4100.

En Antucoya existe un modelo de bloques con tamaño de bloques de 10 x 10 x 16 metros cada uno, para el corto plazo, las dimensiones del modelo son 5.020, 5.160, 960, con un total de 248.670.720 bloques, que contiene la información de todas las variables que se considera preciso controlar, que pueden ser las mismas que se reportan a través del despacho, y que se caracteriza porque cada unidad o “bloque” tiene una dimensión y una posición espacial.

52

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Las variables que son de interés son: Cut

Cobre Total (%)

Cus

Cobre Soluble (%)

No3

Nitrato (%)

Co3

Carbonato (%)

Zmin

Zona Mineral (Oxido, Limonita Sulfato)

Cal

Calidad (Blando Medio Duro)

Fino

Cobre fino recuperable (tmf tonelada métrica fina)

Dens

Densidad (ton/m3)

Recovery

Recuperación (%)

Ch_neto

Consumo de ácido (Kg / ton)

De acuerdo a una definición de cuáles son los materiales con un comportamiento similar en la planta es que existen 3 tipos de zonas minerales, óxidos, limonitas y sulfatos, para las cuales existen recuperaciones y dosificaciones de ácido resultantes de los estudios realizados. En el caso de los óxidos, la dosificación de ácido sulfúrico tiene una fuerte correlación con las leyes de carbonato ya que a mayor ley de carbonato existe mayor consumo de ácido, razón por la cual es necesario tener la mejor información de esta variable para dosificar de forma correcta el ácido necesario para obtener la recuperación planificada. Ver gráfico 1.

Gráfico 1 Modelos de consumo de ácido para las zonas minerales.

Cabe apuntar que hoy en día el monitoreo de las leyes de los minerales, con las que se calcula la dosificación de ácido, se realiza cada 25% del avance de cada módulo de la pila, es decir con la información de una muestra representativa luego de cada 22 mil toneladas tratadas, pero la información se obtiene, 6 horas después.

53

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS En el caso específico de Antucoya, se determinó que el costo del ácido sulfúrico representa el 30,4% del costo de la planta, y un 13,8% del costo global del negocio, siendo el insumo más relevante para el negocio. Al ser este costo una de las variables con un alto impacto económico en el negocio, es que se determinó que existía la posibilidad de que aumentando el control se podría lograr un menor costo, por lo cual se lograría aumentar la competitividad de Antucoya. Para enfrentar este desafío de productividad, se identificaron cuáles eran las oportunidades existentes para disminuir costos y crecer en eficiencia, llegando a la conclusión de que una alternativa es la incorporación y uso de las TIC5, en conjunto con interconectar los datos originados en el carguío a través del despacho con el modelo de bloques, para disminuir la variabilidad de la información, obteniendo un detalle mucho más preciso, que permitirá mejorar el control y la gestión en sí. Así, por ejemplo, para la gestión de la dosificación de ácido, el uso en línea de la información sobre el lugar desde donde proviene el mineral, permitiría tener una baja variabilidad en la cantidad correcta de ácido sulfúrico a utilizar, consiguiendo un impacto directo en los costos de operación de una planta, ya que la correcta dosificación afecta la recuperación de los minerales oxidados de cobre. Esto además permite tener flexibilidad en la extracción, sin perder la trazabilidad de la información si es que fuera necesario realizar un cambio en la frente de extracción. Para realizar el análisis de cómo disminuir la variabilidad en la dosificación de ácido, se identificó que las fuentes de esta variabilidad son: 

La incertidumbre geológica



El modelo metalúrgico



La gestión de información de la dosificación



La variabilidad en su dosificación

El análisis se centrará en medir y comprender la variabilidad en la dosificación de ácido sulfúrico, para lo cual se cuantificará el impacto de una incorrecta dosificación del ácido, sobre una cantidad de información representativa para el yacimiento de Antucoya, en particular con información real de dos fases actualmente en operación. Con dicha cuantificación se realizará una propuesta para mejorar la trazabilidad de la información en conjunto con dar la solución a disminuir la alta variabilidad de la información en la gestión de la gestión de ácido.

OBJETIVO El principal objetivo es cuantificar el impacto económico de la variabilidad de la dosificación de ácido sulfúrico, utilizando la información de la unidad mínima del modelo de bloques, para maximizar la utilidad del negocio.

5

TIC, Tecnologías de información y comunicación

54


METODOLOGÍA La metodología propuesta es cuantificar de forma teórica el impacto económico de la variabilidad en el consumo de ácido sulfúrico, a través de la comparación de la información promedio que se genera en las zonificaciones geológicas, con la información de cada bloque. Para realizar este trabajo se recolectará la información de las zonificaciones geológicas de mineral del banco 1576 de la fase 2 (32 zonificaciones) y del banco 1640 de la fase 3 (30 zonificaciones), cada uno de estos polígonos, se cubicará con el modelo de bloques con fecha 13 de Julio del 2017, obteniendo la información del tonelaje y las leyes. Con dicha información se calcularán las toneladas de ácido promedio que se debieran agregar, y la recuperación ponderada para dicha zonificación. Luego se calcularán las toneladas de ácido por bloque, como la suma total del requerimiento específico de ácido de cada bloque, y se realizará una estimación de la recuperación con una menor dosificación de ácido que se obtendría para cada una de las zonificaciones por cada banco y por cada fase, con las fórmulas de estimación propuestas, en las ecuaciones 1 y 2. 𝑅𝑒𝑐 𝑚𝑜𝑑 = 𝑅𝑒𝑐 ∙

1 + (1 − ( ( (

𝐶𝑜𝑛𝑠𝑢𝑚𝑜 𝑑𝑒 á𝑐𝑖𝑑𝑜 𝑑𝑒𝑙 𝑏𝑙𝑜𝑞𝑢𝑒 ) ∙ 0,4) ∑𝑛1 𝐶𝑜𝑛𝑠𝑢𝑚𝑜 𝑑𝑒 𝑎𝑐𝑖𝑑𝑜 𝑑𝑒 𝑛 𝑏𝑙𝑜𝑞𝑢𝑒𝑠 ) 𝑛

)

Ecuación 1 Cálculo de la recuperación con menor dosificación de ácido de fase 2

𝑅𝑒𝑐 𝑚𝑜𝑑 = 𝑅𝑒𝑐 ∙ 1 + (1 − ( ( (

𝐶𝑜𝑛𝑠𝑢𝑚𝑜 𝑑𝑒 á𝑐𝑖𝑑𝑜 𝑑𝑒𝑙 𝑏𝑙𝑜𝑞𝑢𝑒 ) ∙ 0,15) ∑𝑛1 𝐶𝑜𝑛𝑠𝑢𝑚𝑜 𝑑𝑒 𝑎𝑐𝑖𝑑𝑜 𝑑𝑒 𝑛 𝑏𝑙𝑜𝑞𝑢𝑒𝑠 ) 𝑛

)

Ecuación 2 Cálculo de la recuperación con menor dosificación de ácido de fase 3

A continuación se realizará una comparación con la información de las toneladas de ácido de los bloques y la de las zonificaciones, del consumo de ácido total para ambos casos, con dicha información se valorizará el gasto de ácido. Para analizar el impacto de la recuperación se valorizará el fino obtenido asumiendo escenarios con una pérdida porcentual de fino producto de una inadecuada dosificación de ácido, con las fórmulas de las ecuaciones 1 y 2. Luego, se identificarán las oportunidades tecnológicas existentes dentro del modelo de bloques y del sistema de despacho JIGSAW, reconociendo las barreras tecnológicas existentes y planteando soluciones a los problemas, para la integración de la información, y de la gestión de la organización. Posteriormente, se deberá estudiar la forma de exportar e importar la información del modelo de bloques al del sistema de despacho JIGSAW, en el formato requerido, reconduciéndolo a los actores relevantes en la generación y aplicación de dicha información.

ANTECEDENTES En las tablas 1 y 2 se presentan los valores promedios de las zonificaciones. A modo de ejemplo se presenta la distribución del consumo de ácido de una en la fase 2, donde se aprecian dos poblaciones muy marcadas.

55


Gráfico 2 Distribución de frecuencia de consumo de ácido de zonificación de fase 2

Tabla 1 Zonificaciones de Fase 02 Fase

Banco

Disparo

F02

1576

F02B1576_02

121.623

Ton

CuT

F02

1576

F02B1576_03

209.444

0,3

F02

1576

F02B1576_04

161.449

0,29

F02

1576

F02B1576_05

597.841

F02

1576

F02B1576_06

171.492

F02

1576

F02B1576_07

F02

1576

F02B1576_08

F02

1576

F02B1576_09

F02

1576

F02B1576_10

F02

1576

F02

1576

F02

CuS 0,21

NO3

CO3

Recuperación CH_Neto

Fino

0,1

0,6

78,60%

15,28

250

0,23

0,1

0,41

83,00%

17,05

518

0,23

0,09

0,31

83,20%

17,05

392

0,32

0,26

0,1

0,33

82,20%

14,56

1.574

0,25

0,19

0,1

0,32

78,20%

14,45

339

783.627

0,35

0,26

0,11

0,62

72,80%

17,05

2.003

213.808

0,28

0,2

0,1

0,38

76,80%

16,97

460

290.767

0,4

0,32

0,1

0,53

81,00%

17,7

937

162.375

0,25

0,2

0,1

0,56

75,20%

14,5

309

F02B1576_11

475.947

0,38

0,29

0,1

0,72

75,70%

17,92

1.364

F02B1576_12

529.594

0,32

0,25

0,12

0,27

82,80%

13,02

1.386

1576

F02B1576_13

470.791

0,44

0,33

0,09

0,32

80,10%

17,21

1.642

F02

1576

F02B1576_14

388.364

0,34

0,28

0,1

0,2

83,00%

11,07

1.094

F02

1576

F02B1576_15

164.896

0,32

0,25

0,1

0,44

76,00%

12,11

401

F02

1576

F02B1576_16

207.266

0,3

0,23

0,1

0,21

77,90%

11,92

487

F02

1576

F02B1576_17

91.248

0,26

0,18

0,1

0,29

78,10%

16,81

182

F02

1576

F02B1576_18

116.061

0,34

0,23

0,1

0,49

72,30%

16,07

283

F02

1576

F02B1576_19

56.485

0,25

0,17

0,1

0,36

73,90%

15,68

103

F02

1576

F02B1576_21

23.812

0,32

0,25

0,1

0,3

81,20%

15,7

62

F02

1576

F02B1576_22

69.564

0,41

0,32

0,11

0,35

80,70%

11,7

228

F02

1576

F02b1576_23

250.347

0,36

0,29

0,1

0,47

83,30%

16,42

760

F02

1576

F02B1576_26

144.972

0,26

0,21

0,1

0,27

82,40%

9,8

309

F02

1576

F02B1576_27

121.623

0,26

0,21

0,1

0,6

78,60%

15,28

250

F02

1576

F02B1576_28

128.656

0,3

0,23

0,1

0,23

78,30%

10,05

299

F02

1576

F02B1576_29

223.887

0,29

0,25

0,09

0,3

85,30%

8,55

552

F02

1576

F02B1576_30

259.709

0,27

0,23

0,1

0,4

84,30%

10,15

588

F02

1576

F02B1576_31

170.348

0,31

0,26

0,1

0,16

84,30%

7,2

441

F02

1576

F02B1576_101

49.046

0,27

0,18

0,1

0,27

70,10%

17,05

95

F02

1576

F02B1576_129

32.204

0,23

0,2

0,1

0,15

84,90%

7,83

64

6.687.247

0,33

0,26

0,1

0,41

79,50%

14,53

17.372

Total

0,26

56

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Tabla 2 Zonificaciones de Fase 03 Fase

Banco

Disparo

Recuperación

CH_Neto

F03

1640

F03B1640_01

77.167

0,47

0,32

0,1

1,21

55,80%

19,74

204

F03

1640

F03B1640_02

181.264

0,39

0,27

0,11

1,15

59,60%

19,52

425

F03

1640

F03B1640_03

132.785

0,34

0,26

0,1

1,09

66,90%

18,97

306

F03

1640

F03B1640_04

34.899

0,27

0,2

0,1

1,17

63,80%

19,23

60

F03

1640

F03B1640_05

27.941

0,27

0,19

0,1

1,76

50,70%

23,7

38

F03

1640

F03B1640_06

124.876

0,33

0,24

0,1

1,62

52,70%

21,95

216

F03

1640

F03B1640_07

269.304

0,44

0,34

0,1

0,86

74,20%

17,97

870

F03

1640

F03B1640_08

163.315

0,37

0,26

0,1

1

64,30%

18,78

385

F03

1640

F03B1640_09

106.973

0,42

0,25

0,1

0,29

63,70%

17,51

288

F03

1640

F03B1640_10

120.383

0,43

0,3

0,1

0,7

66,80%

18,22

345

F03

1640

F03B1640_11

240.033

0,43

0,33

0,1

1,07

68,20%

18,67

701

F03

1640

F03B1640_12

73.816

0,4

0,3

0,1

1,46

62,90%

21,09

185

F03

1640

F03B1640_13

190.678

0,45

0,36

0,1

1,63

63,00%

21,91

543

F03

1640

F03B1640_15

66.544

0,27

0,19

0,1

1,54

56,30%

21,5

100

F03

1640

F03B1640_16

202.773

0,35

0,26

0,1

1,49

61,80%

21,7

433

F03

1640

F03B1640_17

153.312

0,41

0,32

0,1

1,24

65,30%

19,87

413

F03

1640

F03B1640_18

194.658

0,44

0,32

0,1

1,24

61,70%

19,78

527

F03

1640

F03B1640_19

125.252

0,53

0,39

0,1

0,8

72,00%

17,71

476

F03

1640

F03B1640_21

54.298

0,47

0,35

0,1

0,9

72,70%

19,97

185

F03

1640

F03B1640_22

101.277

0,42

0,33

0,1

1,17

71,60%

20,84

302

F03

1640

F03B1640_23

123.099

0,45

0,35

0,1

1,12

70,20%

20,19

390

F03

1640

F03B1640_26

130.070

0,39

0,27

0,1

1,07

63,90%

19,2

325

F03

1640

F03B1640_27

127.397

0,41

0,32

0,1

0,65

78,10%

17,4

409

F03

1640

F03B1640_28

73.059

0,37

0,29

0,1

0,9

78,10%

18,93

211

F03

1640

F03B1640_29

95.839

0,31

0,24

0,13

1,88

56,10%

23,35

167

F03

1640

F03B1640_117

66.035

0,38

0,29

0,1

1,35

60,30%

20,36

152

F03

1640

F03B1640_118

53.706

0,76

0,61

0,1

0,68

80,40%

17,72

327

3.310.752

0,41

0,3

0,1

1,14

66,30%

19,66

8.981

Total

Ton

CuT

CuS

NO3

CO3

Fino

RESULTADOS Los resultados del análisis cuantitativo presentan que en el caso de la fase 2 el ahorro en consumo de ácido para este grupo de zonificaciones es de 329 kg de ácido, y la pérdida de recuperación estimada, es de -1%, lo que sí es valorizado, a un precio de ácido de 85 $usd/ ton ácido se puede indicar que resulta en un total de 1,2 millones de dólares. Los resultados del analisis cuantitativo presentan que en el caso de la fase 3 el ahorro en consumo de ácido para este grupo de zonificaciones es de 614, y la pérdida de recuperación estimada, es de 0,93%, lo que sí es valorizado a un precio de ácido de 85 $usd/ ton ácido, se puede indicar que resulta en un total de 0,75 millones de dólares. Teniendo claro este impacto, se presentara continuación cómo es posible realizar el cambio en el control de la información de dosificación de ácido con el modelo de bloques y los cambios que ocurrieron en la planificación. Las zonificaciones, creadas y enviadas por geología al despacho, son archivos Excel, con extensión csv, que contienen los puntos coordenados del polígono con las separaciones y los atributos respectivos de cada zona del polígono. En la tabla 3 se presenta el formato de importación.

57


Tabla 3 Formato de importación de JIGSAW BANCO ID MATERIAL 1592 F02_1592_30 SUL 410.094.448 7.496.550.653 410.067.537 7.496.569.702 410.070.715 7.496.574.011 410.059.667 7.496.581.897 410.059.954 7.496.629.805 410.098.828 7.496.602.363

TON 76986

Cut 0.13

Cus 0.032

No3 0.14

Co3 0.91

Ovn 0.0061

Sul 0

LimCu 0.9939

Figura 6 Visualización de zonificaciones en sistema de despacho JIGSAW

El cambio realizado fue que se desarrolló con MAPTEK un programa en formato clava que permitía que un sólido específico, que, en este caso fue el sólido de extracción del plan semanal, se exportará en el formato requerido por JIGSAW, para cada bloque, con lo cual ahora cada bloque que cuenta con la información de coordenadas de sus vértices, y así fue posible tener la misma información que un polígono, esto se traduce en que aumente la información, pero acotándolo a la planificación semanal fue posible implementar. Tabla 4 Formato de importación de JIGSAW para bloques BANCO ID BLOQUE MATERIAL 1592 F02_1592_700 SUL 409830 7496450 409840 7496450 409840 7496440 409830 7496440

TON 3782,00

Cut 0.217818

Cus 0.1833

No3 2,16

Co3 0.115693

Ovn

Sul

EQUIVALENCIA MATERIAL dest_op_lp 1 BOT 2 MBLA 3 MBL 4 OXI 5 OXIAN 6 SUL

58

LimCu

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Vista general del Banco 1608 Extracción día 11-12-16

Figura 7 Visualización de bloques en sistema de despacho JIGSAW

Figura 8 Reporte alimentación planta de JIGSAW

El despacho, cambió la visualización en línea de zonificaciones como se muestra en la figura 6 a bloques que se están cargando, como se muestra en la figura 8, y se están reportando en línea de la información del modelo, como muestra la figura 8. En la actualidad la dosificación de ácido se realiza de forma manual como se muestra en la figura 9 del sistema PI, y muestra la disminución de variabilidad que se registró cuando se realizó el cambio, en el gráfico 3, y la tabla 4 donde se muestra que la variabilidad bajo de un rango de 15 kg/t a 5 kg /ton.

59


Figura 9 Visualización pantalla donde se adiciona el ácido de forma manual

Real vs Modelo Adición de Ácido en el Aglomerado 2016 - 2017 25.0

Despacho Bloque a bloque

Laboratorio 20.0

15.0

10.0

5.0

8301 0502 1102 1702 2302 2902 3502 4102 4702 5302 5902 6502 7102 7702 8302 0503 1103 1703 2303 2903 3503 4103 4703 5303 5903 6503 7103 7703 8303 0504 1104 1704 2304 2904 3504 4104 4704 5304 5904 6504 7104 7704 8304 0505 1105 1705 2305 2905 3505 4105 4705 5305 5905 6505 7105 7705 8305 0506 1106 1706 2306 2906 3506 4106

-

Real

Gráfico 3 Modelos de consumo de ácido para las zonas minerales

Tabla 4 Rango de variabilidad de consumo de ácido kg/ton

Min Max Promedio Dif min - Max

Laboratorio 8 18 13 10

60

Bloques 4 22 15 18

Modelo


CONCLUSIONES Se puede concluir que la presente metodología permite aumentar el grado de control y la precisión generando un ahorro y evitando pérdidas considerables para Antucoya, con la dosificación precisa de ácido en tiempo real. Con lo cual se cumple el objetivo de mejorar la productividad siendo más eficiente en el corto plazo gestionando los costos de forma precisa. Además esta metodología permite simplificar la operación en términos de que solo existen tres destinos de materiales, mineral y lastre, siendo trabajo de planificación mina la asignación de las zonas que se deben enviar a cada destino. Esta metodología es aplicable a cualquier variable que exista en el modelo de bloques, dureza, work index, calidad del material, además permite mejorar la información en la depositación de los stock, teniendo una mejor trazabilidad de las leyes, y calidades. La calidad de la información obtenida con esta metodología permitirá el desarrollo de modelos fenomenológicos de recuperación donde se podrá obtener con mucha mayor certeza la información predictiva ya que el comportamiento de los minerales será asociado a resultados reales.

REFERENCIAS Estimación de Recursos Mineros, Marco Alfaro Sironvalle (2007) Revista Minería Chilena 15 de enero 2015, articulo “Tecnologías de la Información y Comunicación: Transformando el negocio minero”, Varios autores (2015) Navegación de alta precisión, Leica JIGSAW J2 Shovel (2011)

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Nueva Estrategia de Transporte FF.CC. Teniente 8 Claudio Soto S.1, Rodrigo Cortés F. 1, Francisco Castro L. 1 (*) 1

Codelco Chile, División El Teniente

RESUMEN Los datos históricos de la estrategia de Transporte de mineral, por medio del ferrocarril principal de la Gerencia Mina, Tte.8, muestran un promedio de acarreo en torno a las 130 kton diarias. Sumado a esto, la detención del túnel principal, durante 2 horas diarias, los 7 días de la semana, implica un tiempo de trabajo efectivo de mantenimiento, de 55 minutos diarios. Esta metodología, representa una ineficiencia tanto en el transporte como en el mantenimiento, y una gran oportunidad de mejora en la Superintendencia. Dado esto, se evaluó aumentar el tonelaje transportado, por medio del rescate de oportunidades tanto en la mantención del ferrocarril, como en la redistribución de HH (hora hombre) en el área, sin disminuir la disponibilidad de la vía férrea. Se consideraron diversas alternativas, tanto de detención de túnel principal, como de redistribución de trabajadores entre los grupos de operación. Los resultados se obtienen, simulando ciclos de transporte, para las siguientes estrategias de Acarreo de mineral: (1) 4 días operación continua 24 horas + 3 días con detención de 4 horas para actividades de mantenimiento, (2) 5 días de operación continua 24 horas + 2 días con detención de 6 horas para mantención, (3) 6 días de acarreo sin detención + 1 día con mantenimiento durante 12 horas. La alternativa seleccionada (1), aporta peak de 155 kton de transporte de mineral, mantenciones de 175 minutos efectivos por día de detención, redistribuir alrededor de 25 personas a otras áreas de la superintendencia y estar en línea con la operación de la Gerencia Planta, quienes procesan el mineral acarreado.

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INTRODUCCIÓN División El Teniente está ubicada en la comuna de Machalí, Cordillera de Los Andes, entre los 2.200 y 3.200 km sobre el nivel del mar. Está distante a 54 kilómetros de Rancagua, capital de la Región del Libertador Bernardo O´Higgins. La Gerencia de Minas, está conformada por 9 Superintendencias: Mina Norte, Mina Central, Mina Sur, Mantenimiento Mina, Mantenimiento Transporte y Chancado, Servicios Mina y Transporte y Chancado. Dentro de esta última, se encuentra la Unidad FF.CC.Tte.8. FF.CC.Tte.8 se ubica en el nivel Teniente 8, a una altura de 1.980 m sobre el nivel de mar. Es un ferrocarril de trocha de 56 ½” (1.435 m) en recta y de 56 ¾” (1.442) en curva, con 33 Km. de extensión y usa un sistema de riel continuo de un perfil de 136 lbs/yd. Alrededor 70% de la vía se encuentra en nivel subterráneo, y el 30% restante en superficie. El túnel Teniente 8 es unidireccional, el cual se utiliza de entrada y salida, para el acarreo de mineral y suministros. Para lograr dicho objetivo se dispone de 2 trenes de 100 toneladas (fino) con 19 carros de arrastre y 6 trenes de 80 toneladas, con 19 carros (grueso). El transporte de mineral, realizado en la Unidad FF.CC.Tte.8, es el resultado de la interacción entre dos Procesos: Mantenimiento Vías y Tráfico. Diariamente, se detiene por completo el movimiento de trenes, durante 2 horas, lo que permite la mantención de la vía férrea, trolley, buzones, entre otros. Los datos históricos, de la estrategia actual de mantenimiento, basada en ventanas de 2 horas diarias, muestran que el tiempo promedio efectivo de trabajo, no supera los 55 minutos. Con este tiempo efectivo, no es posible cumplir con los planes de mantenimiento preventivos, que permiten sustentar futuros aumentos de producción que deberá enfrentar la GMIN. En la búsqueda del mejoramiento continuo, se toma como desafío, explorar alternativas en la estrategia de mantenimiento vía, que permita mejorar la eficiencia del proceso de mantenimiento y capturar oportunidades en el proceso de transporte.

OBJETIVO Aumento del tonelaje transportado por FF.CC.Tte.8, por medio del rescate de oportunidades tanto en la mantención del ferrocarril, como en la redistribución de HH (hora hombre) en el área, sin disminuir la disponibilidad de la vía férrea. Lo anterior, realizando un cambio en la estrategia histórica de mantenimiento, lo que permita mayor tiempo efectivo de trabajo, como de transporte de mineral.

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ANTECEDENTES 3.1 FF.CC.TTE.8 Ubicado en la cota más baja de la mina subterránea (1.980 metros sobre nivel del mar), Teniente 8 es el nivel de transporte principal de la Gerencia Minas de División El Teniente. A él converge el mineral extraído desde los distintos niveles productivos (Reservas Norte, Esmeralda, Diablo Regimiento, etc.) para ser transportado mediante trenes metaleros a las plantas de chancado primario y secundario ubicadas en Colón a una razón de 130.000 toneladas diarias.

3.1.1 Flota La flota del ferrocarril Teniente 8 está conformada por 220 equipos, correspondientes a equipos productivos (locomotoras eléctricas y carros metaleros) utilizados para el transporte de mineral, y equipos de servicios (locomotoras a combustión diésel, carros troleros, equipos limpia vías, equipos rameadores, equipos de inspección de vía, equipo removedor de balasto, equipos aljibes entre otros) utilizados para dar confiabilidad a la continuidad operacional del ferrocarril.

El transporte de mineral se realiza mediante 2 tipos de trenes metaleros: tren de mineral grueso y tren de mineral fino. El primero corresponde a un convoy conformado por una locomotora eléctrica y 19 carros con capacidad de 80 toneladas cada uno. Este tipo de tren transporta el mineral desde interior mina hacia chancado primario donde es vaciado en silos de almacenamiento de mineral mediante sistema de vaciado lateral por volteo de tolva del carro. El segundo tipo de tren corresponde a un convoy conformado por una locomotora eléctrica y 19 carros con capacidad de 100 toneladas cada uno. Este tipo de tren transporta mineral provenientes de las plantas de chancado primario en interior mina hacia planta de chancado secundario, donde es vaciado en silos de almacenamiento de mineral mediante sistema de vaciado mediante apertura de compuertas centrales ubicadas en la parte inferior de cada carro. Actualmente la flota utilizada para transporte de mineral corresponde a 6 trenes de mineral grueso y 2 trenes de mineral fino.

3.1.2 Infraestructura La construcción del nivel Teniente 8 tienen sus inicios en el año 1.965 con los primeros desarrollos del túnel principal. Hoy en día está conformado por 33 kilómetros de vía férrea, las cuales corresponden a vías principales y secundarias, emplazadas en superficie y bajo tierra (aproximadamente 18 y 15 kilómetros respectivamente). Equipos de servicio son utilizados para mantener condiciones de la vía férrea bajos las normas internacionales de ferrocarriles.

La infraestructura eléctrica está compuesta por 8 subestaciones eléctricas emplazadas dentro del nivel que alimentan con 650 volt de energía continua la red de trolley, energía necesaria por operar las locomotoras eléctricas de producción.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS El mineral es cargado en trenes metaleros desde 19 estaciones de carguío accionadas hidráulicamente, distribuidas en 11 cruzados de producción, mediante la operación a distancia de tolvas. Esto ha permitido disminuir la exposición de operadores a riesgos propios del entorno.

El nivel teniente 8 tiene por diseño una operación diaria de 22 horas continuas y 2 horas de mantenimiento a su infraestructura (también conocido como ventana de mantenimiento o simplemente ventana). Esto permite realizar actividades de mantenimiento preventivo y así asegurar una continuidad operacional que permita cumplir con los compromisos productivos de la división y corporación.

3.2 CONTEXTO Los datos históricos de la estrategia de mantenimiento, basados en ventanas de 2 horas diarias, muestran que el tiempo promedio efectivo de trabajo, no supera los 55 minutos. Este tiempo, no permite cumplir con los planes de mantenimiento preventivos, que permitan sustentar futuros aumentos de producción que deberán enfrentar la Gerencia de Minas.

En la búsqueda del mejoramiento continuo, se establece el desafío de explorar alternativas en la estrategia de mantenimiento vías, que nos permita mejorar tanto la eficiencia del proceso, como aumentar la capacidad de transporte.

Figura 1 Turnos con Estrategia de 2 horas diarias de Mantención, 14:00 a 16:00 hrs

3.3 METODOLOGÍA En el análisis realizado de la ventana actual, se observa que los tiempos de ingreso y salida tanto de equipos como personas, y su distribución en el túnel principal, se utilizan prácticamente una hora en cada ventana, lo que equivale al 50% del tiempo disponible. Por lo tanto, la nueva

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS estrategia, debe apuntar a disminuir el número de ventanas, manteniendo el tiempo efectivo definido para la Unidad, y respetando la autonomía de la molienda unitaria.

Figura 2 Resumen Metodología Nueva Estrategia de Transporte FF.CC.Tte.8

Al revisar alternativas, se consideran tanto las variables de alimentación hacia el ferrocarril desde la mina, como el tonelaje que requiere la molienda, sin generar detenciones en los procesos. Lo anterior, se resume en la siguiente tabla: Tabla 1 Simulaciones distintas alternativas de Mantención Vías FF.CC.Tte.8 N° Días / Tiempo Efectivo / Semana Semana (TES)

Hrs. Detención Túnel Ppal. (TDT)

Relación TDT/TES

Teórico

2

0,5

1,5

7

10,5

14

1,3

Real

2

1

1

7

7

14

2,0

Simulaciones Distintas Alternativas

RESUMEN Duración Armar / Tiempo EVALUACIONES Ventanas [Hr] Desarmar [Hr] Efectivo [Hr]

2,5 2,5 2,5 3 3,5 3 3,5 4 4,5 6 10

1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1

1,5 1,5 1,5 2 2,5 2 2,5 3 3,5 5 9

7 6 5 5 5 4 4 3 3 2 1

10,5 9 7,5 10 12,5 8 10 9 10,5 10 9

17,5 15 12,5 15 17,5 12 14 12 13,5 12 10

1,7 1,7 1,7 1,5 1,4 1,5 1,4 1,3 1,3 1,2 1,1

De acuerdo a lo anterior, considerando no exceder de 4 horas el tiempo sin alimentación a molienda, y la relación entre el tiempo total de detención del túnel principal y el tiempo efectivo de trabajo por semana, se decide cambiar la ventana de 2 horas, a una de 4 horas, 3 veces por semana: lunes, miércoles y viernes.

3.4 ANÁLISIS DISEÑO ORIGINAL – PROPUESTA ALTERNATIVA Al comparar durante una semana completa, de lunes a viernes, ambas estrategias, los resultados son los siguientes:

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3.4.1 Mantenimiento •

Disminución en los tiempos de armar y desarmar ventana, en 2 horas a la semana.

•

No se observa disminución en los tiempos efectivos de trabajo, sin embargo la continuidad operacional se verá favorecida, al disminuir de 7 a 2 el número de ventanas semanales.

3.4.2 Diseño de Turnos •

El proceso de tráfico no se ve afectado por cambios de horario.

•

En días sin ventana de mantención, la operación requiere ser reforzada por un grupo extra de trabajadores, la cual realizará sólo turnos de día, cubriendo así la dotación requerida para el transporte de mineral.

•

Trabajadores de mantención vías, cambiará su sistema de turno 6x1, a un sistema 5x2, lo que permite obtener mayor disponibilidad de recursos a cada ventana.

•

Para cubrir imprevistos en la vía férrea, los fines de semana, se mantendrá en turno 6x1, un grupo de 12 trabajadores.

3.4.2 Capacidad de Transporte •

En las simulaciones realizadas, por cada día con detención del transporte, se dejan de acarrear 8 viajes, lo que corresponde a un ciclo completo. Por otra parte, aquellos días con 24 horas continuas de operación, se captura un ciclo completo de mineral.

•

No se observa disminución en los tiempos efectivos de trabajo, sin embargo la continuidad operacional se verá favorecida, al disminuir de 7 a 2 el número de ventanas semanales. Tabla 2 Simulaciones Transporte [ton] con flota de 7 trenes.

Situación Flota Diseño Original 7 trenes Alternativa

7 trenes

Lunes 135.000

Martes 135.000

Miércoles 135.000

Jueves 135.000

Viernes 135.000

Sábado 135.000

Domingo 135.000

Promedio 135.000

124.882

148.253

124.882

148.253

124.882

148.253

148.253

138.237

Domingo 140.000 153.253

Promedio 140.000 142.638

Tabla 3 Simulaciones Transporte [ton] con flota de 8 trenes. Situación Flota Diseño Original 8 trenes Alternativa 8 trenes

Lunes 140.000 128.486

Martes 140.000 153.253

Miércoles 140.000 128.486

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Jueves 140.000 153.253

Viernes 140.000 128.486

Sábado 140.000 153.253


4.- RESULTADOS Y DISCUCIONES

4.1.- ESTRATEGIA TRANSPORTE La nueva estrategia de transporte del Ferrocarril Teniente 8 consiste en redistribuir las horas de ventanas de mantenimiento, sólo 3 días a la semana, disminuyendo los desperdicios de entrada y salida de equipos, cortes de energía y traslado de personal. La distribución de las ventanas de mantenimiento son las siguientes:

Figura 3 Distribución de Ventanas Semanal

Con esto, se logra disminuir los desperdicios, aumentando el tiempo efectivo de trabajos de mantenimiento y logrando un aumento en el tiempo de acarreo de 2 horas semanales.

Figura 4 Tareas Principales y Tiempos de Ventana

4.2.- BENEFICIOS OBTENIDOS CON NUEVA ESTRATEGIA •

Aumento de un 5% de producción anual desde la implementación de la nueva estrategia.

•

Aumento de un 32% de tiempo efectivo de trabajo.

•

Aumento de un 2,7% disponibilidad de vía.

•

Disminución en un 26% en el total de detenciones del túnel principal.

•

Disminución de la dotación de Mtto. Vías, en un 30%. Recursos, con los cuales se cubren plazas tanto en Tráfico Tte.8 como Chancado Primario, producto de planes de egreso.

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Gráfico 1 Comparativa Detención por Ventana, Horas Mensuales

Gráfico 2 Tiempo Efectivo de Trabajo, Horas Mensuales

Gráfico 3 Tonelaje Transportado por FF.CC.Tte.8 Mensualmente, en Kton

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Gráfico 4 Tonelaje Transportado Total y en ventanas Tte.8, 2016, Kton

Gráfico 5 Aporte Cu Fino, 2016, Nueva Estrategia Ventanas FF.CC.Tte.8, Kton.

REFERENCIAS Gerencia Proyectos DET, “Proyecto ACT FFCC Tte. 8” López S., Olivares O., Castro F., Cortes R., Soto C., “Estudio Factibilidad Ventanas de Mantenimiento FFCC Tte. 8”.

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Definición de envolvente económica para minas explotadas por Caving utilizando algoritmo genético Francisco Soto 1 (*), Edgar Adam 2 1

Ingeniero de Proyectos, Maptek Sudamérica

2 Ingeniero

Senior en Planificación Subterránea, Barrick Gold

RESUMEN En la industria, se dispone de pocas herramientas que permitan definir envolventes económicas para minas planificadas por Caving. Por esta razón, se hace complejo evaluar múltiples escenarios o configuraciones. Los proyectos que no son evaluados de esta forma pierden robustez y con ello su promesa de valor pierde credibilidad. La envolvente para este tipo de métodos es compleja de definir, dado que el modelo debe incorporar tanto el proceso de mezcla del material, como las restricciones geomecánicas que gobiernan este tipo de explotación. Así también, debe incorporar la decisión de realizar un solo nivel o múltiples niveles de hundimiento. Todas estas componentes del modelo, de distinta naturaleza, lo hace un problema difícil de optimizar por algoritmos determinísticos. El algoritmo genético permite obtener una solución que tienda al óptimo por medio de una exploración del espacio solución de forma eficiente. Permite modelar problemas complejos como el de definición de envolvente y resolverlo de forma satisfactoria. En vez de utilizar un único algoritmo que abarque todo el problema, este se discretizo en una serie de etapas. Las etapas principales consisten en una simplificación del problema de tres dimensiones a dos dimensiones, definición envolvente económica para un nivel de hundimiento y definición de envolvente económica para múltiples niveles, utilizando el algoritmo genético en cada una de estas. La serie de algoritmos fue puesta a prueba en un caso estudio con múltiples posibles escenarios, incorporando además algoritmos ya existentes en la definición de envolvente para un nivel de hundimiento a modo de comparar

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desempeños. La mayor captura de valor se obtuvo de la utilización de dos niveles de hundimiento para todos los escenarios propuestos. Finalmente, los algoritmos hacen frente al problema de manera satisfactoria, agregando a la cadena de valor la posibilidad de optimizar para múltiples niveles.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Introducción

INTRODUCCIÓN Dentro del proceso de planificación de un proyecto minero, la captura de valor de este ira en directa relación con la definición de la envolvente económica. La envolvente para métodos de explotación por hundimiento masivo es compleja de definir, dado que el modelo debe incorporar el proceso de mezcla del material con un alto grado de incertidumbre (Laubscher, Cave mining handbook, 2003), como las restricciones geomecánicas que gobiernan este tipo de explotación (Brown, 2003) , convirtiendo al problema en uno difícil de resolver por algoritmos determinísticos. Por otro lado, existe una serie de algoritmos de aproximación, que permiten tender a una solución aceptable por medio de una exploración del espacio solución de forma eficiente, dentro de estas técnicas está el algoritmo genético el cual imita la evolución biológica (Talbi, 2009). El problema de definición envolvente económica se reduce a, con una precisión a nivel de modelo de bloques, crear una serie de algoritmos que permitan definir que bloques son los que maximizan el retorno del proyecto y que, a su vez, en forma conjunta cumplan la serie de restricciones. Existen técnicas sencillas y robustas que permiten definir envolventes económicas para un solo nivel (Arcos Troncoso, 2012) como técnicas que incluyen la incertidumbre geológica (Vargas Vierling, 2014), pero no existen algoritmos que permitan definir envolventes multinivel como además aceptar cierta flexibilidad en el proceso de optimización, cualidad que otorga el algoritmo genético. El dinamismo del modelo de optimización que se propone, permite incorporar herramientas externas como los son el procesamiento de imágenes (Solem, 2012) y la geomorfología (Pike, Evans, & Hengl, 2008) que ayudan a definir una envolvente económica que no solo tiende al óptimo, sino además que es operativa. Los algoritmos propuestos permitirán a planificadores evaluar una multiplicidad de escenarios para un proyecto explotado por caving, lo que se traducirá en una disminución del riesgo asociado.

ALGORITMO GENÉTICO El algoritmo genético es un método para resolver problemas de optimización basados en el proceso de selección natural de la evolución biológica, explorando el espacio solución de forma eficiente. El algoritmo repetidamente modifica una población de individuos, donde cada uno representa una solución al problema. En cada iteración el algoritmo de forma aleatoria selecciona individuos de la población actual para producir los hijos de la próxima generación, luego de cierto número de generaciones, la población evoluciona hacia una solución considerada óptima.

PARÁMETROS Y RESTRICCIONES ENVOLVENTE ECONÓMICA Una de las restricciones de mayor ponderación en la definición de envolvente económica es el grado de hundibilidad propia del yacimiento, esta restricción limita a una dimensión mínima que debe tener un sector para que este pueda hundirse de forma exitosa. Existe una correlación entre la calidad del macizo rocoso con la forma y dimensión de la zona a hundir (Laubscher, Cave mining-the state of the art, 1994). Por otro lado, durante la extracción del mineral que compone

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS el yacimiento, se producirá la mezcla del material contenido en el volumen de influencia del método producto del flujo gravitacional de las partículas que lo componen (Pierce, 2010), este flujo debe ser simulado para incluir la dilución del mineral. La altura de columna en roca in situ tendrá una máxima distancia a la que podrá conectar en superficie, mientras que la altura de extracción está limitada por aspectos técnicos económicos, además, las alturas de extracción en su conjunto deben generar superficies suaves para mantener la interactividad entre estas. La envolvente económica puede considerar la utilización de múltiples niveles. La valorización del activo minero agrega el costo relacionado a la preparación y desarrollo de la losa (Arcos Troncoso, 2012).

ALGORITMOS DETERMINACIÓN ENVOLVENTE ECONÓMICA Para la determinación de la envolvente económica se discretizó el proceso en una serie de etapas, con el fin de tener un mejor manejo de la información, en la Figura 1 se esquematizan las etapas.

Figura 1 Diagrama de flujo mostrando los procesos, parámetros, restricciones, resultados intermedios y resultados en la confección de la envolvente económica

El yacimiento es abstraído por medio del modelo de bloques, para luego, en base a un nivel hundimiento en específico, simular el proceso de mezcla con un modelo que emule una supuesta explotación. El modelo de bloques, ahora diluido, se valoriza con respecto a parámetros económicos, para luego calcular la altura óptima de extracción para cada columna de bloques (Arcos Troncoso, 2012).

Algoritmo suavización de alturas de extracción por algoritmo genético Las alturas de columna determinadas generan el mayor beneficio posible, pero no cumplen la restricción de generar superficies suaves, por lo que se deben modificar en el menor grado posible con el fin de mantener la captura de valor. Esta restricción vendrá siendo representada por la pendiente máxima que puede existir entre columnas. Para lograr este cometido, se aplica

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS una combinatoria entre la geomorfología y filtros de imágenes modelados dentro de la función objetivo del algoritmo genético, para ello deberá seleccionar que filtro de imagen dentro de una gama existente que logre el cometido. La Figura 2 muestra una planta antes y después del proceso de suavización a modo de esquematizar.

Figura 2 Esquemático alturas de extracción óptimas (izquierda) y alturas de extracción operativizadas (derecha)

Algoritmo de definición footprint por algoritmo genético El algoritmo para definición de footprint debe determinar los sectores a explotar a una cota específica del yacimiento que maximicen el valor del negocio y a su vez cumplan la serie de restricciones antes expuestas. La estrategia para resolver el problema por medio del uso del algoritmo genético es codificar una serie de elipses, tanto en la posición, la dimensión de ambos semiejes y el ángulo de la misma, las cuales serán evaluadas en la planta de beneficios previamente determinada. Cada elipse de forma autónoma cumple la restricción de radio hidráulico, en la Figura 3 se hace muestra de la estrategia.

Figura 3 Esquemático que muestra la estrategia por el algoritmo genético (izquierda) y configuración del cromosoma (derecha)

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS El algoritmo genético buscará de forma eficiente la posición y configuración de un número definido de elipses, hasta que el criterio de detención se cumpla. Finalmente, la envolvente obtenida sirve como solución definitiva para una envolvente de un nivel, cumpliendo las restricciones antes expuestas, además, sirve como parámetro de entrada para una definición de envolvente para múltiples niveles.

Algoritmo de definición envolvente múltiples niveles Algoritmo de múltiples niveles, tiene por objeto generar el mejor negocio a partir de la combinatoria de una colección de footprints previamente definidos, utilizando como motor de optimización el algoritmo genético con una función objetivo configurada para éste. La optimización considera el valor del dinero en el tiempo, la tasa de extracción, además de los grados de diferencia con respecto al footprint en estado in situ. La consideración del costo alternativo será considerada de forma aproximada, al tomar el material de cada footprint homogéneo, como que un nivel superior debe ser agotado antes de iniciar el siguiente. Como restricción se encontrará la diferencia máxima que se podrá obtener entre distintos niveles, además de una cota inicial, la cual simula la topografía. Finalmente, se debe fijar el número de niveles con la que se desea llevar la optimización. El algoritmo genético culmina cuando se alcance el criterio de detención, dando como resultado la serie de footprints que forman la envolvente económica que maximiza el negocio. Los footprints a cotas inferiores deben ser rediluidos, para que consideren sectores hundidos previamente. Finalizado el proceso se recalcula el valor presente asociado.

CASO ESTUDIO Los algoritmos diseñados en la definición de envolvente económica se utilizaron sobre un yacimiento ficticio cuyo producto principal es cobre. El estudio considero tasas de costo alternativo 5 % y 10 %, como dos tasas de extracción tentativas de 60 ktpd y 120 ktpd, además, las envolventes se simularon para uno, dos y tres niveles. El objetivo del caso estudio es obtener la mejor configuración de envolvente económica para cada escenario, como determinar con qué número de niveles se obtendría un mayor valor presente. En el proceso de definición de fooptrint se utilizaron los algoritmos de radio de búsqueda (Arcos Troncoso, 2012) y un algoritmo modificado de isocontornos con el fin de comparar los rendimientos entre estos. Se tomaron 3 configuraciones de radio de búsqueda, con distintas relaciones ancho y largo que cumplen el radio hidráulico (RB1, RB2 y RB3), tres configuraciones para el algoritmo de contorno con distintos grados de suavización (C1, C2, y C3), en donde cada contorno generará formas del footprint más suave que el anterior, por último, la configuración por algoritmo genético tomará dos configuraciones, GA1 la cual utiliza 15 elipses y 2000 generaciones y GA2 con 25 elipses y 1000 generaciones, ambas con 100 individuos. Para la configuración multinivel se utilizaron 80 generaciones con una población de 40 individuos.

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Antecedentes El yacimiento ficticio es abstraído por medio de un modelo de bloques con variable cobre y densidad, las dimensiones del modelo son de 2000 m en el este, 2020 m en el norte y 1120 m en cota con bloques de dimensiones 20x20x20 m3, la cota inicial del modelo es 1970 m. Punto entrada de dilución del yacimiento de un 40% (Laubscher, Cave mining handbook, 2003). Los parámetros económicos consideran precio del cobre equivalente a 2,5 USD/lb, costo de refinación y venta de 0,30 USD/lb, costo mina y concentradora de 22 USD/t y el costo de desarrollo de la losa de 3000 USD/m2. La topografía sobre el yacimiento se caracteriza por ser una llanura, con cota única equivalente a 2950 m, las alturas de conexión no pueden ser mayores a 660 m, las alturas de columna extraíbles no pueden superar los 400 m, mientras que el radio hidráulico del yacimiento es 25 m (MRMR ~ 48).

RESULTADOS Para cada cota disponible en el modelo de bloques, se calculó la altura óptima para luego operativizarla por medio de la suavización de alturas de extracción por algoritmo genético. Para cada planta operativizada se determinó una envolvente de un nivel por los algoritmos antes mencionados. En la Tabla 1 se muestra la envolvente con mayor valor para cada método de determinación. Tabla 1 Resultado mejor envolvente para un nivel de hundimiento por método Método

Beneficio MUS$

Cota m

Tonelaje Mt

Área m²

Altura Media m

Ley media cobre %

RB 1

3.033,48

2350

678,64

1.020.400

266,03

0,70

RB 2

2.800,12

2350

693,96

1.053.200

263,56

0,70

RB 3

2.881,51

2350

697,18

1.052.000

265,09

0,70

C1

3.697,12

2350

477,74

682.400

280,04

0,77

C2

3.655,79

2350

477,62

678.000

281,78

0,77

C3

3.582,15

2350

475,70

669.600

284,17

0,77

GA1

3.617,39

2350

473,78

670.000

282,85

0,77

GA2

3.538.68

2350

469,32

654.400

286,87

0,77

Las envolventes con mayor beneficio se obtienen por medio de los algoritmos de contorno y genético, mientras que las de radio de búsqueda tienden a buscar envolventes de mayor tamaño, pero de menor ley, por lo que los rendimientos por metro cuadrado de losa son menores por este último método. En términos de demora por algoritmo en converger a un resultado, el algoritmo genético tiene tiempos en el orden de 50 s, mientras tanto el algoritmo de radio de búsqueda y el algoritmo de contorno están en el orden de 0,1 s. Los resultados anteriores están en base a la capacidad de procesamiento disponible, y puede variar con otro procesador de datos. El algoritmo genético con una mayor cantidad de elipses da como resultado un mayor beneficio.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Para el análisis multinivel, la configuración de dos niveles fue más exitosa en todos los escenarios, mientras que la utilización de tres niveles fue menos exitosa por la disminución del rendimiento en términos de tonelaje disponible por metro cuadrado, siendo incluso para el nivel más profundo los beneficios negativos, por otro lado, el proceso de redilución disminuye considerablemente las leyes de los footprints que se encuentran bajo otro nivel. Cada escenario tardó en converger un tiempo del orden de los 550 s, siendo el aumento en la carga de proceso la reconfiguración de los footprints. El mayor valor presente por escenario se muestra en la Tabla 2. Tabla 2 Resultados mejor envolvente para cada escenario propuesto Tasa

de

Tasa

extracció

descuent

n ktpd

o%

Nivele s

1

5

2

3 60 1

10

2

3

1

5

2

3 120 1

10

2

3

Valor present e MUS$ 2.206,8 3 2.349,7 4 1.641,6 3 1.475,4 8 1.572,2 4 1.139,3 0 2.788,1 6 2.879,6 8 1.896,8 7 2.177,9 4 2.336,8 9 1.511,5 8

Tonelaj

Tiemp

e Mt

o años

477,74

Método

Cota

22,12

C1

2350

595,90

27,59

C 1,C 2

2650-2310

697,72

32,30

GA 2,C 2,C 2

457,48

21,18

C1

2350

531,70

24,62

C 1,C 2

2710-2330

737,17

34,13

C 2,C 1,C 1

477,74

11,06

C1

2350

650,52

15,06

C 3,C 1

2590-2310

747,28

17,30

C 2,C 3,C 1

477,74

11,06

C1

2350

589,21

13,64

C 1,C 1

2650-2310

757,57

17,54

C 1, C 1,GA 2

2750-25502290

2730-25102310

2690-24302210

2690-24702230

Los resultados indican que los algoritmos más utilizados son variantes de contorno, y en una fracción, variantes del algoritmo genético aplicado (~17 %). La configuración de radio de búsqueda no se utilizó en ninguno de los mejores resultados, mostrando un desempeño considerablemente menor con respecto a los otros algoritmos. Finalmente, en la Figura 4 se esquematizan algunas de las soluciones obtenidas.

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Figura 4 Envolventes de un nivel (izquierda), dos niveles (centro), y tres niveles (derecha) con PED40 %, tasa de extracción 120 ktpd y 5 % costo alternativo

CONCLUSIONES La definición de envolvente económica para minas que se explotaran por caving es un problema difícil de resolver, ya que el modelo debe incorporar la dinámica del material, restricciones geomecánicas, como la decisión de utilizar múltiples niveles mientras que trata de maximizar el beneficio de la envolvente. La utilización del algoritmo genético como motor de optimización en la determinación de la envolvente lo consigue de forma exitosa, logrando inclusive incluir dentro del modelo la explotación por múltiples niveles. Los algoritmos trabajan en una serie de etapas, lo que reduce la complejidad del problema, en cada una de estas etapas se trata de mantener un balance entre la captura de valor por la envolvente como la operativización de la misma en una posible explotación. La serie de algoritmos respectos a otras técnicas de definición de envolvente en un solo nivel obtiene resultados similares o superiores, por otro lado, el algoritmo genético logra moldear una serie de restricciones en modelos simples, no dejando fuera la posibilidad de incorporar otras restricciones. El principal aporte a la industria de esta serie de algoritmos es la posibilidad de reducir el riesgo de un proyecto al evaluarlo bajo distintos escenarios, variando aspectos económicos, grados de dinámica del material, restricciones geomecánicas imperantes, decisiones como que número de niveles realizar entre otros.

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REFERENCIAS Arcos Troncoso, C. (2012). Metología para la Selección del Piso de Hundimiento en Panel Caving. Santiago: Universidad de Santiago de Chile, Facultad de Ingeniería, Departamento de Ingeniería en Minas. Brown, E. (2003). Block Caving Geomechanics. Brisbane: Julius Kruttschnitt Mineral Research Centre. Laubscher, D. (1994). Cave mining-the state of the art. Journal of the South African Institute of Mining and Metallurgy, 94(10), 279-293. Laubscher, D. (2003). Cave mining handbook. Johannesburg: De Beers. Pierce, M. (2010). A Model for Gravity Flow of Fragmented Rock in Block Caving Mines. Brisbane: University of Queensland. Pike, R., Evans, I., & Hengl, T. (2008). Geomorphometry: Concepts, Software, Applications. Ámsterdam: Elsevier. Solem, J. (2012). Programming Computer Vision with Python. Sebastopol: O'Reilly Media. Talbi, E.-G. (2009). Metaheuristics: From Design to Implementation. Hoboken: John Wiley & Sons. Vargas Vierling, E. (2014). Cálculo Envolvente Económica para Minas de Caving Bajo Incertidumbre Geológica. Santiago: Universidad de Chile, Facultad de Ciencias Físicas y Matemáticas, Departamento de Ingeniería de Minas.

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Experiencia operacional cambio variante explotación Panel Cavinf Hundimiento Avanzado a Convencional, Sector Reservas Norte División El Teniente Rodrigo Quiroz A. 1, Felipe Hidalgo P. 2, Cristóbal Cisternas G. 3 (*) 1

Superintendente Ingeniería de Minas, Gerencia Mina, División El Teniente

2 Jefe

de Ingeniería Planificación Mediano Plano, GRMD, División El Teniente

3 Jefe

de Ingeniería de Proyectos y Diseño, Gerencia Mina, División El Teniente

RESUMEN La División El Teniente, ha explotado sus sectores mineros con diferentes métodos por hundimiento, utilizando Métodos de Panel Caving por Hundimiento previo, avanzando y convencional. A su vez la modificación o variación de las variantes se ha justificado en el aprendizaje que ha resultado de la explotación y como esto es posible adaptarlo a cada sector minero. Uno de los temas importantes tiene relación en si el sector a explotar es un sector nuevo o si corresponde a una extensión de uno ya en explotación. Esto producto de las diferencias en términos de interferencias, empalmes, ente otras actividades. A su vez, la explotación de una extensión tiene que buscar la mejor forma de mantener la continuidad de caving a fin de evitar singularidad que puedan generar zonas vulnerables y riesgo a la explotación. En este documento se describe el empalme entre métodos y ahondaremos en la experiencia operativa obtenida en el sector Reservas Norte, en donde ocurrió el cambio en el método de explotación Panel Caving con hundimiento Avanzado a Panel Caving convencional. Para realizar este cambio de método fue necesario definir una macrosecuencia de crecimiento a nivel de frente de hundimiento completo, que en este caso llega a ser superior a 1.000 metros de longitud (medido en perímetro), para luego centrarse en la secuencia singular de la zona de empalme entre métodos y con ello cautelar todas las operaciones unitarias necesarias para el éxito de esta operación. Este proceso de cambio no estuvo exento de problemas

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operacionales, los cuales fueron solucionados en su momento, generando aprendizaje, para poder continuar con la operación y serán descritos durante el desarrollo del documento. La implementación práctica de las secuencias a nivel macro y especifico, con la definición de operaciones unitarias claras, hicieron que este proceso de transición entre métodos fuera exitoso. Además se debe agregar la capacidad de solucionar problemas del equipo de trabajo, el cual sorteó diversos desafíos durante el camino. Toda esta experiencia será recabada en esta publicación a modo de dejar clara la experiencia de este proceso.

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INTRODUCCIÓN El Sector productivo Reservas Norte (Reno), durante el 4 trimestre del año 2012, experimentó un cambio en el método de explotación que estaba definido para su crecimiento. Pasó de aplicar un método de explotación Panel Caving con Hundimiento Avanzado (PCHA) – Batea altas a un Panel Caving con Hundimiento Convencional (PCHC). Para lograr esto se definió el punto de empalme entre estos 2 métodos de explotación el Xc5N, el cual corresponde al extremo este del Footpring (polígono de explotación) del nivel de Hundimiento, producto que esa zona es donde se inicia el crecimiento del sector para luego avanzar al oeste. La importancia de realizar un buen empalme entre variantes de explotación radica en que el éxito de la explotación y, por ende, de la recuperación de reservas futuras del sector depende de esto. El realizar un empalme deficiente puede gatillar inestabilidades que en el futuro próximo afecten la estabilidad del sector, por ejemplo colapsos en el nivel de producción. En este documento se detallará la experiencia obtenida en operaciones plasmando el aprendizaje y condiciones críticas de éxito que sirvan para futuros empalmes entre variantes de explotación de similares características.

Figura 1 Disposición general Nivel Hundimiento (UCL)

DESARROLLO DEL ESTUDIO Tal como se indicó en la introducción de este documento, el resultado de un empalme entre variantes de explotación exitoso condiciona o no la explotación del sector y por ende la recuperación de reservas comprometidas en los planes mineros divisionales. Por lo mismo, a continuación se realizará una descripción de los principales aspectos operacionales a tener presente al momento de realizar la planificación operacional previa a la explotación del sector, como también el resultados obtenido (buenos y malos) a fin de que puedan ser utilizados en futuras operaciones que tengan similares características.

83


1. Transición de métodos de explotación El punto de inicio del empalme definido por Gerencia de Recursos Mineros y Desarrollo (GRMD) de la División El Teniente se ubicó en el extremo Este del polígono de crecimiento del sector Reno. Lugar que da inicio al crecimiento del sector iniciando en el Este y luego avanzando al Oeste.

Figura 2 Disposición general zona de empalme

Tal como se mencionó anteriormente la dirección de crecimiento del frente de hundimiento es de Este a Oeste fundamentado principalmente en llevar un frente de hundimiento perpendicular a los sistemas estructurales principales presentes en el sector (Fallas N1, N2, G).

Figura 3 Macrosecuencia de crecimiento y sistemas estructurales

84

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Respecto a las variables que pueden incidir de manera directa o indirecta se encuentran las siguientes:  Calidad del macizo rocoso, sistemas estructurales, litologías.  Diseños de perforación y tronaduras  Planificación de corto plazo (semanas)

Estas variables serán abordadas en el desarrollo del artículo. La transición de una variante de explotación a otra en la práctica se realizará con la combinación de tronadura de bateas altas, de tronadura de un Slot, tronaduras de paradas radiales y apertura de bateas. La combinación de estas es posible visualizarla en la siguiente figura (Número indica orden en la secuencia):

Figura 4 Disposición de secuencia de explotación

La secuencia de tronaduras definida para la explotación del sector corresponde a: a) Tronadura de Z14N (Batea alta al norte de esta) b) Tronadura de Slot (Xc5N) c) Tronadura de Z15N (Batea alta completa) d) Tronadura de Z16N (Apertura de batea o “cajón” H. Convencional) e) Tronadura de socavación Paradas radiales en H. Comvencional

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2. Diseños de perforación Los diseños de perforación y tronadura (PyT) fueron elaborados por el área de PyT de la Superintendencia de Ingeniería de Minas (SIM). A continuación se muestran un resumen de los diseños utilizados. El diseño de esta batea (Hasta la Z15N) corresponde a un diseño de batea Alta. Esta zanja tiene como objetivo realizar la transición entre un método de hundimiento avanzado (Batea alta) y un método convencional. El diseño presenta las siguientes características: Respecto al diseño de batea (Z16N al norte) es posible indicar que tiene como objetivo servir de cara libre para la tronadura de las paradas radiales desde el UCL. Las principales características de este diseño están en la altura y por ende en el volumen tronado, el cual es menor a la batea alta. El diseño de perforación de paradas radiales desde UCL representa la altura de hundimiento que se pretende lograr, en este caso la altura corresponde a 15 metros efectivos (desde el techo del UCL). El diseño tiene un burden de 2 metros y cerca de 350 metros lineales por cada parada de perforación. Para la galería Slot se utilizó un diseño que corresponde a una serie de tiros en una distribución de chancho 5 (parada de 2 tiros seguida de una parada de 1 tiro). El largo de perforación también representa la altura de socavación que se quiere lograr, 15 metros. El Burden de estos tiros es de 1 metro. El diseño de perforación del Slot incluye chimeneas piloto que están espaciadas 58 metros perforadas por el Xc5N (Medidos en Planta por Xc5N). La galería Slot entrega la cara libre para la tronadura de las paradas radiales (Si el Slot queda más bajo que el diseño, no existirá corte a la altura de diseño)

86


Figura 5 Diseño de perforación

87


3. Diseños de tronaduras Los diseños de tronadura, al igual que los diseños de perforación, fueron proporcionados por SIM. Estos corresponden a los mismos diseños utilizados en explotación de esta zona. Estos se resumen a continuación.

Tabla 3 Resumen diseños de tronadura

Tipo de tronadura

Parada Radial UCL

Slot UCL

Zanja Altas

Zanja Convencional

Fase 1: 8 N° de tiros por tronadura

75

10-15

Fase 2: 25

Fase 1: 27

Fase 3: 46

Fase 2: 36

Fase 4: 46

Fase 1: 2 N° de paradas por tronadura

3

Fase 2: 3

7

Fase 3: 8 Fase 4: 8

Fase 1: 5 Fase 2: 8

Fase 1: 500 Cantidad de explosivo por

3.000

Fase 2: 1.500

600

Fase 3: 2.500

tronadura (Kg)

Fase 4: 2.500

Fase 1: 1.200 Fase 2: 1.500

Fase 1: 112 Volumen por 3

tronadura (m )

3.000

500

Fase 2: 235

Fase 1: 414

Fase 3: 1.800

Fase 2: 1.500

Fase 4: 1.800

Retardo (ms)

25 entre tiros y

100 entre tiros y

25 ms entre tiros y

100 entre

200 entre

100 ms entre

paradas

paradas.

paradas

Buena

Media-Buena

Buena

25 ms entre tiros y 100 ms entre paradas

Condición de cara libre para

Buena

tronadura Solo el

Retiro de esponjamiento

necesario para

El suficiente para

generar

verificar el corte

condición para el

según altura de

siguiente

socavación

Se retira esponjamiento de manera normal

Se retira sólo para dar espacio al material de la tronadura de UCL. Se debe dejar los PE abocados.

polvorazo

Para la tronadura se utilizó explosivo tipo ANFO, dinamitas, detonadores electrónicos, APD cilíndricos, gredas y otros accesorios de tronadura. La forma de carguío y configuración de un tiro estándar cargado se muestra en la siguiente figura:

88


Detonador Electrónico

Iniciador APD

Dinamita

Carga de Fondo

Cable Detonador Electrónico

ANFO

Greda

Carga de Columna

Taco

Figura 6 Disposición general de carguío de tiro

4. Secuencia de crecimiento

La secuencia de crecimiento privilegió tronaduras de tamaño pequeñas y controlado que garantizarán una adecuada geometría del Slot, como también un desfase menor entre cada una de ellas en términos de tiempo. Además, se definió una secuencia especial para la incorporación de la Z15N con el fin de evitar daño en los puntos de inicio de hundimiento en las calles que tienen paradas radiales. En términos generales la secuencia buscó enfrentar de manera perpendicular los sistemas estructurales presentes en esta zona (Falla N1 y familia de fallas Andesitas). El esquema general de programación de actividades definidas para el inicio del empalme se resume a continuación: 1. Socavación del Slot desde punto de inicio C7 hasta C8 2. Iniciar incorporación de Z15N C6-7 3. Continuar socavación de Slot desde C8 hasta C9 4. Iniciar incorporación de Z15N C7-8 hasta 2° fase (Canalón central) 5. Apertura de batea Z16N C7-8 completa 6. Realizar tronadura de 3° fase Z15N C7-8 7. Iniciar tronadura de paradas radiales de C7 8. Terminar de incorporar Z15N C7-8 (4° Fase) 9. Continuar esta misma secuencia hacia el oeste.

El detalle completo de la secuencia de crecimiento con todas sus consideraciones se muestra en la siguiente figura.

89


Figura 7 Programación de actividades

5. Condiciones operacionales en la explotación

En esta etapa de la publicación, se revisarán los aspectos operacionales que tienen algún grado de influencia sobre el resultado de la explotación, resaltando las dificultades y bondades de cada actividad unitaria según la experiencia en terreno. Los aspectos a revisar corresponde a: a) Condición de cara libre para tronaduras b) Verificación de la altura de hundimiento c) Gestión de esponjamiento post tronaduras d) Condición de las perforaciones en el nivel de hundimiento e) Condiciones operacionales A continuación se describen cada uno de estos aspectos a)

Condición de cara libre para tronaduras

La cara libre existente para realizar una tronadura es uno de los parámetros más importantes en el resultado de ésta. Una tronadura que se efectúa sin cara libre tiene el riesgo de no lograr desplazar el material, por consiguiente dejar irregularidades en la tronadura (zonas compactadas

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS o pilares remanentes). Además, cuando no existe cara libre es imposible verificar el resultado de la tronadura, en términos de conexión, simplemente no es posible ver. La función de un Slot, es brindar cara libre para la tronadura de las paradas radiales que se efectuarán por las calles del nivel de hundimiento (las paradas radiales de desplazan hacia el Slot y hacia la apertura de batea en el Nivel de Producción). Si el Slot no tiene cara libre se pierde este concepto y se pone en riesgo la calidad de la tronadura de las paradas radiales. En la realidad, la condición de cara libre para las tronaduras del Slot no fue la esperada hasta la C8 (se esperaba una buena cara libre por el corto avance del Slot). Las tronaduras del Slot se debieron realizar confinadas hasta la C8, con la incertidumbre que esto significaba. Para evitar tener los problemas antes mencionados (tronaduras confinadas, por ejemplo) se determinó efectuar tronaduras más pequeñas que las planificadas inicialmente, se redujo la cantidad de paradas por tronadura de Slot de 7 paradas a 4 paradas. Las frentes de la galería Slot una vez quemadas y después de retirar el esponjamiento se visualizaban de la siguiente manera:

Figura 8 Esquema real de retiro de esponjamiento en tronadura de Slot

Desde la C8 al Hw por el Slot la condición de cara libre mejoró notablemente. Se lograba realizar la revisión de la altura de hundimiento.

b)

Verificación de la altura de hundimiento

En este punto debemos diferenciar 2 tipos de alturas de hundimiento: la altura del Slot y la altura de la tronadura de las paradas radiales por las calles (¿altura de socavación?). La altura de ambos tipos de tronadura corresponde a 15 metros efectivos (medidos desde el techo del nivel de hundimiento).

91


Perforación Slot

15m Material tronado

Galería Slot (Xc5N)

Figura 9 Verificación de altura de hundimiento (imagen referencial de cómo debería quedar el corte)

La altura de hundimiento real lograda post polvorazo permite tomar decisiones que como continuar con las tronaduras siguientes. Si existe una altura de hundimiento menor a la altura de diseño (15 metros), quizás, se deba disminuir la cantidad de paradas a quemar por polvorazo en las siguientes tronaduras, esto para evitar disminuir rápidamente la altura de hundimiento con el avance. Otra opción, cuando la altura de hundimiento disminuye, es realizar perforaciones en la frente de trabajo para intentar recuperar la altura con la tronadura de tiros de refuerzo. En el caso de un Slot o paradas radiales no es posible realizar este técnica producto del talud existente en la frente de trabajo (Impide el posicionamiento del equipo de perforación). Finalmente, si no es posible mejorar la condición con las técnicas indicadas anteriormente se debe aplicar cargas puntuales hacia el techo de la tronadura (similar a la reducción secundaria de un punto de extracción, “largar una zanja”). Esta técnica se puede usar sólo cuando el material del techo está quebrado, pero se encuentra apretado. Cuando el material es sólido no es posible usar esta técnica. Otro aspecto relevante en la altura de hundimiento es la distancia existente entre chimeneas piloto en el Slot. Si la probabilidad de perder altura de socavación es muy alta (por condiciones del macizo rocoso y mala calidad de perforación, por ejemplo) se puede realizar chimeneas piloto a una distancia menor. Esto permite retomar la altura de hundimiento de diseño cada vez que se llegue a una chimenea piloto. Esto también es posible realizarlo en las paradas radiales en las calles del hundimiento.

c)

Gestión de esponjamiento post tronaduras

Con respecto a la gestión de marinas es importante mencionar que contar con chimeneas de marinas a distancias óptimas (100 -200 metros) es de suma importancia. La tronadura del Slot es la que demanda mayor cantidad de retiro de esponjamiento.

92

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS El retiro de esponjamiento del Slot tiene 2 objetivos: Generar cara libre para el siguiente polvorazo y para verificar la altura de hundimiento lograda con la tronadura. En la tronadura del Slot se definió como criterio de retiro de esponjamiento el 100% del volumen tronado o hasta generar una “ventana” que permita revisar el resultado. Según lo observado, al retirar el 80% del esponjamiento definido el material comenzó a aumentar su tamaño haciendo complicado el retiro del mismo. Para el caso de las paradas radiales tronadas desde las calles del hundimiento el retiro de esponjamiento debe ser el mínimo por el UCL. Para esto se debe tener previamente abierta la zanja (“cajón”) en el nivel de producción que servirá como cara libre y receptáculo para la tronadura de paradas radiales en el UCL. Así, el material tronado escurre hacia la zanja (Ddsde la zanja es más sencillo retirar esponjamiento, mejores condiciones de carpeta de rodado, mayor cantidad de puntos de vaciado, mejor ventilación, entre otros). En el caso de la tronadura del Slot se retiraron las siguientes baldadas de cada una de las tronaduras realizadas entre C8 y C10:

Tabla 4 Detalle “repele” (extracción) de esponjamiento real/plan en Slot Tronadura Slot Slot P1- P7 Slot P8-P14 Slot P15-P21 Slot P22-P26 Slot P27-P33

N° baldadas diseño tronadura 81 137 141 99 154

N° baldadas extraídas 57 133 213 100 194

% Cumplimiento 70% 97% 151% 101% 126%

Esto nos indica que en cada una de las tronaduras retirábamos más del 100% del volumen tronado (no se generaba “ventana” para revisar la altura de socavación lograda). A su vez, y observando la granulometría existente en la frente se concluye que el Slot presenta propagación de quiebre sobre el techo del UCL. Condición anormal considerando que el slot tenía un área abierta de 82 m2 (22 metros de largo por 3,7 metros de ancho, dimensión crítica no suficiente para propagar Caving).

d)

Condición de las perforaciones en el nivel de hundimiento

La condición de las perforaciones del nivel de hundimiento juega un rol importante en la implementación del diseño. Los problemas más comunes que existen con las perforaciones son: presencia de agua o humedad en el interior de las perforaciones, agrietamiento de las perforaciones en las cercanías del frente de hundimiento, corte o desplazamiento de las perforaciones lo que impide el carguío del tiro en su total longitud.

93

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Los problemas mencionados tienen solución en términos operativos, que permiten disminuir o eliminar en algunos casos el riesgo en la tronadura:

•

Ante presencia de agua o humedad en los tiros se reemplazó el explosivo ANFO (baja resistencia al agua) por explosivo Dinamita encartuchada (mayor resistencia al agua). Otra solución utilizada es instalar en toda la longitud de la perforación mangas de plástico resistente y dentro de esta se aloja el explosivo a granel cargándolo de manera tradicional (ANFO).

•

Para el agrietamiento de las perforaciones se realizó soplado de estas con el objetivo de retirar todo el material suelto existen dentro del pozo. Una vez realizada esta actividad se revisó la condición del tiro para proceder al carguío.

•

Cuando existió desplazamiento o corte de la perforación la solución fue repasar o rehacer la perforación (si la condición lo permitía). El problema se presenta cuando la perforación que presenta desplazamiento o corte está en el borde del frente. Por razones de operación y seguridad resulta imposible repasar esa perforación. La solución es cargar el tiro lo máximo que se pueda según condiciones de operación (evaluar mangueras antiestáticas de menor tamaño, iniciadores de menor tamaño, cebar tiro de manera invertida, entre otras).

En el Slot no se generó pérdida ni daños significativos de las perforaciones. En las primeras paradas de la siguiente tronadura se presentó agrietamiento de las perforaciones. El resto de las paradas estaba en buenas condiciones.

Una vez incorporada la Z15N C6-7 se generaron grietas en C7 en las cercanías al frente y desplazamiento de las perforaciones de las primeras paradas radiales de la C7. La explicación radica en que al incorporar la Z15N C6-7 completa (Batea alta) el área abierta en ese sector era mayor que la del Slot y por ende existía una presión sobre la intersección de la C7 Xc5N que se traduce en grietas y daño en las perforaciones radiales de la C7.

94

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS La siguiente figura explica lo comentado.

Condición previa a incorporación de Z15N C6-7

Condición post incorporación de Z15N C6-7

Zona de grietas

Área abierta (Slot): 214 m2

Área abierta (Slot): 805 m2

Figura 10 Condición de grietas en calle 7 (C7) UCL

e)

Condiciones operacionales

En términos de perforación no existieron problemas operacionales y de implementación de los diseño en terreno. En el caso de la tronadura los principales temas en la implementación de esta corresponden a:  Uso de tapados de seguridad en la frente del Slot  Tapados de contención en intersección calle/Slot.

Tapados de seguridad en la frente del Slot Para disminuir el riesgo asociado a caída de material en la frente de trabajo cuando el personal (“tronadores”) estuvieran cargando las primeras paradas del Slot (las paradas más cercanas al último polvorazo), se determinó la aplicación de tapados de seguridad en la frente. Este tapado se realiza de manera similar al tapado de una 3° o 4° fase de una batea (“cama” de mineral quebrado + tapado de maderas y piolas).

95


Tapados de contención en intersección calle/Slot En la intersección de C7/Slot después de quemar el Slot el material de la tronadura abarcó hasta 1,5 metros al norte de la C7. El problema generado corresponde al no poder acceder a las primeras paradas radiales de la C7, tal como se visualiza en la siguiente figura.

Primera parada bloqueada con material

C7 intersección Slot

Fw

Figura 11 Condición de paradas radiales post tronadura

La solución a este problema se genera al realizar un tapado en la intersección calle/slot antes de realizar la tronadura de Slot, tal como se visualiza en la siguiente figura:

C8 intersección Slot con tapado de contención post tronadura Slot. Primera parada libre de material

Figura 12 Solución a pérdida de paradas radiales por acumulación de material

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS El tapado cumple la función de contención de material para que no bloquee las primeras paradas radiales de la calle.

COMENTARIOS FINALES En este documento se plasma la experiencia operacional en actividades de perforación y tronadura asociadas a una transición de explotación entre 2 variantes de explotación, situación que no es común. Por lo mismo, el objetivo es mostrar los aciertos, como también los errores cometidos a fin de puedan alimentar futuros procesos con características y configuraciones similares.

Otro punto adicional, es dejar documentado esta experiencia, ya que normalmente estas actividades quedan en las personas y no plasmadas en algún documento que permita “aprender” de operaciones ya realizadas.

Resulta de suma importancia generar una planificación y programación adecuada de las actividades unitarias que se realizarán como también definir los factores de éxito en la ejecución. El contar con una programación de actividades clara y bien detallada permite anticiparse a posibles interferencias o problemas operacionales. También el contar con factores de éxito permite discriminar si el resultado de la ejecución cumplió o no el objetivo.

Adicionalmente, la experiencia previa es un factor importante, sin embargo, no siempre se cuenta con ella. En este punto creemos que lo relevante está en ser preciso y abierto a buscar nuevas formas de ejecutar las actividades cumpliendo con los estándares establecidos.

El cambio de variante a Panel Caving con Hundimiento convencional, surge en parte como necesidad operacional debido a que en la zona central (en donde la roca posee menor calidad geotécnica), la socavación baja provocaba múltiples problemas operacionales (en especial con respecto a la calidad de tronadura), por ello se hacía necesario cambiar la variante y que esta fuera exitosa.

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REFERENCIAS Codelco Chile – División El Teniente, Gerencia de Recursos Mineros y Desarrollo. Programa de Preparación Mina, PND 2011. Hidalgo Felipe (2011), Análisis operacional de los diseños de socavación utilizados en sector Reservas Norte en el periodo 2009-2011.

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Complejidad operacional en planificación de largo plazo de rajo abierto. Un método para revisar planes mineros. Moisés Álvarez B. 1, Roberto Martínez 2, Cristián Vera V. 3(*) 1

Ingeniero Especialista en Planificación Minera,Tetra Tech Metalica

2

Ingeniero de Proyectos, Tetra Tech Metalica

3

Ingeniero de Proyectos, Tetra Tech Metalica

RESUMEN Una problemática recurrente en las compañías mineras que poseen activos de rajo abierto, es llevar a la operación las definiciones tomadas en las etapas de planificación minera. Frecuentemente los planificadores de largo plazo deben afrontar la dificultad de presentar un plan minero sobre el cual se producirán dudas razonables respecto del cumplimiento de dicho plan en el terreno. ¿Cómo se adecúan las operaciones en terreno, para cumplir con los lineamientos establecidos por el plan estratégico de la compañía?, ¿Cuál es la probabilidad y el nivel de éxito que tiene un plan de largo plazo, dada la realidad operacional de la compañía? ¿Son factibles de lograr los ritmos de extracción comprometidos, con los equipos y las geometrías consideradas? Estas son algunas de las preguntas que con frecuencia aparecen en el momento de seleccionar un plan minero de largo plazo. En este contexto, el presente trabajo propone una metodología para caracterizar la Complejidad Operacional En La Planificación De Largo Plazo, definiendo para esto un conjunto de aspectos comúnmente analizados en planes mineros. Dichos aspectos son: bancos excavados en cada fase por año, tasa de extracción por fase, desfase vertical entre fases consecutivas que comparten una misma pared, y por último potenciales puntos de congestión de camiones. Finalmente, esta metodología reunirá la información generada y elaborará un mapa conceptual que permitirá identificar cuantitativamente dónde se encuentran (en tiempo y lugar), las instancias de mayor complejidad. Con esto,

99


será posible no sólo caracterizar un plan de largo plazo, sino que también servirá para fines comparativos ante el estudio de alternativas de planes mineros.

100

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS METODOLOGÍA COMPLEJIDAD OPERACIONAL en la Planificación de Largo P lazo

METODOLOGÍA COMPLEJIDAD OPERACIONAL EN LA PLANIFICACIÓN DE LARGO PLAZO El concepto de Complejidad Operacional en la Planificación de Largo Plazo que se propone en este trabajo, recoge una serie de criterios empleados en la Industria para la revisión, análisis y aceptación de este tipo de Planes Mineros, y cuyo objetivo principal es identificar aquellos períodos en los cuales un plan enfrentará condiciones de mayor dificultad operacional. Cada criterio aquí considerado es descrito y sobre él se propone un indicador que permite cuantificar el estado del plan respecto de dicho criterio. Finalmente se ha definido, a modo de ejemplo y en base a juicio experto, valores de referencia para los indicadores mencionados, de forma tal de calificar la complejidad operacional en un sistema de tres estados (alto, medio y bajo). Si bien los criterios identificados en la industria son diversos y variados, a fin de estructurar una metodología que permita caracterizar los planes mineros bajo este concepto, se han seleccionado los cuatro criterios de mayor uso en la industria. Para efectos de este trabajo cada criterio es tratado como un Ranking (R), con la finalidad de estandarizar su uso metodológico. R1. Bancos excavados por período para cada fase (cantidad de bancos / período) R2. Ritmo de extracción en fases (tasa de extracción por fase) R3. Desfase Vertical (distancia vertical entre fases expresada en número de bancos) R4. Congestión de Camiones en rampas (camiones/hora).

R1. Bancos excavados por período y por fase (bancos por año en cada fase) Este indicador depende de cada Compañía según las condiciones que enfrenta en la explotación y de la experiencia operacional que tenga al respecto, definiendo ella misma el número máximo de bancos que cree es capaz de explotar en una fase en cada período. Sin perjuicio de lo anterior y para fines del presente trabajo, es posible proponer que explotar diez bancos/año en una fase es una condición difícil 6 (condición de Alta complejidad). Un plan minero que proyecta un número mayor o igual a diez bancos/año, tiene una alta probabilidad de incumplimiento y refleja una exigencia mayor a la que realmente debe considerarse para dicha fase, en concordancia con su tamaño y geometría. Para efectos de este trabajo, se propone entonces que explotar nueve bancos por año es una condición de Mediana complejidad y que ocho o menos, es una condición de Baja complejidad.

6

Basado en números promedio de la industria y tecnología actual. En ocasiones es aceptable tener velocidades de profundización mayores a 10 bancos/año, pero ello generalmente ocurre cuando el comienzo de una fase se ubica en una ladera, donde los primeros bancos son pequeños y su excavación es realizada con equipos menores.

101


R2. Ritmos máximos de extracción Los ritmos máximos de extracción se basan en la secuencia de minado de un banco y del minado simultáneo de un conjunto de éstos. El programa de extracción máximo de un banco está construido en función de los esquemas de explotación, con los cuales son divididos los bancos de una fase. Por lo general un banco se puede dividir en cuatro zonas, cada una de ellas con un ritmo de extracción propia: Polvorazo de Producción, Polvorazo de cierre (control), Polvorazo de extremos de bancos y Polvorazo de Rampa y Apertura. El indicador para este criterio es la tasa de extracción expresada en ktpd. Éste dependerá de las condiciones particulares de cada operación y estará determinado principalmente por el tipo de equipos de carguío que utilice, la cantidad de equipos capaz de posicionar en las fases (en distintos bancos) de forma simultánea, entre otros aspectos. Para efectos del presente trabajo, se han propuesto los siguientes valores para este indicador:  Ritmo > 225 ktpd: Alta Complejidad  Ritmo en el rango [200 ktpd - 225 ktpd]: Media Complejidad  Ritmo < 200 ktpd: Baja Complejidad Las magnitudes propuestas corresponden a valores empleados frecuentemente en la industria nacional, para minería de gran escala en rajo abierto y con equipos de carguío mayores (palas de 73 yd3). Nota: Existe un indicador de ritmo de mejor desempeño que el mostrado en este punto; se denomina Sinking Rate y expresa la proporción del ritmo alcanzada en un banco respecto del máximo que éste puede desarrollar. Su construcción considera específicamente los rendimientos de los equipos de carguío en las distintas áreas del banco y su unidad de medida es porcentaje, donde 100 % implica usar la máxima capacidad de extracción factible del banco. Este indicador requiere de un trabajo más detallado sobre las geometrías de cada fase; lo que es factible, pero no ha sido considerado en este trabajo debido a que no es de uso generalizado en la industria.

R3. Desfase Vertical entre Fases Consecutivas Las interferencias que se generan por este concepto están principalmente asociadas a derrames por tronaduras y por la operación de equipos de carguío. En función de la distancia vertical que existe entre dos o más fases consecutivas en un mismo sector del rajo, el grado de interferencias entre ellas será mayor mientras menor es el número de bancos entre una y otra fase. En general las interferencias serán menos incidentes cuando la distancia mínima entre fases es igual o superior a seis7 bancos. En el caso contrario, las interferencias se incrementarán significativamente y en ocasiones es preferible forzar el acople de las fases, cuando el desfase

7

Basado en 60 m horizontales acumulados de las bermas de contención de seis bancos de 15 m de altura.

102

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS se reduce a dos o tres bancos8. En virtud de lo indicado anteriormente, el marco de referencia utilizado para distinguir una condición de otra, es el siguiente: 

Desfase Vertical < 6 Bancos: Alta Complejidad



Desfase Vertical ≥ 6 Bancos: Baja Complejidad

R4. Congestión de Camiones en Rampas Este es otro indicador que permite establecer el grado de complejidad del plan en un período dado, y corresponde a la cantidad de camiones que fluyen por una rampa en una hora efectiva de operación. El estándar considerado para una condición normal de operación es del orden de 60 camiones por hora efectiva, lo que implica idealmente un desfase de alrededor de 180 m entre un camión y otro. En la medida que esta distancia se disminuye, aumenta la complejidad operativa y con ello la probabilidad de incumplimientos en el plan. Para efectos del presente trabajo, se han propuesto los siguientes valores para el indicador de Flujo de Camiones en Rampas: 

N° de camiones por hora efectiva en rampa > 60: Alta Complejidad



50 < N° de camiones por hora efectiva en rampa ≤ 60: Mediana Complejidad



N° de camiones por hora efectiva en rampa ≤ 50: Baja Complejidad

Nota: Al igual que en el caso del Ritmo de Extracción, existen mejores versiones de este indicador; en particular es posible adicionar en el concepto de congestión de camiones, el efecto del paso de los equipos de transporte a través de fases activas (lo que incrementa la congestión y por ende la complejidad operativa, cuyo efecto dependerá del número de camiones que transita por esa fase). Para efectos de este trabajo, no se ha incluido este aspecto en el indicador, ya que requiere de más detalle y/o de aplicaciones computacionales que midan flujos y congestiones en rutas de transporte. Finalmente, los criterios e indicadores propuestos se muestran en la siguiente tabla resumen. Tabla 5 Resumen de Criterios e Indicadores de Complejidad Operacional en Planificación de Largo Plazo

8

Ranking

Criterio

Indicador

Alto

Medio

Bajo

R1

Bancos excavados por fase en un período

N° bancos / Año / Fase

10

9

8

R2

Tasa de extracción por fase

Ktpd

225

200

< 200

R3

Desfase vertical entre fases consecutivas

N° Bancos

<6

R4

Congestión de camiones en rampas

N° de camiones por hora efectiva en rampa

En estos casos también es recomendable revisar los diseños de fases.

103

> 60

>6 50-60

< 50

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS A continuación, se muestra un ejemplo aplicado de la metodología propuesta.

EJEMPLO APLICADO A fin de ejemplificar la metodología propuesta se presentan a continuación los resultados de tres planes mineros9 elaborados para un mismo yacimiento, todos con una misma base de criterios de planificación factibles y con resultados estándares de aceptación (todos llenan la planta y tienen el mismo tamaño de mina). La mina considerada se compone de seis fases operativas, secuencia de fases correlativa de acuerdo con el nombre de la fase, bancos de 15m de altura y equipos mineros de gran tamaño. En régimen, abastece una planta concentradora de 140 ktpd. Opera con stock piles de alta y baja ley.

Figura 13 Plan 1

Figura 14 Plan 2

9

Los planes mineros han sido elaborados con el software COMET, por lo que sus resultados corresponden a planes con leyes de corte optimizadas para la maximización de la función objetivo NPV.

104


Figura 15 Plan 3

105


Tabla 6 Plan 1. Resumen de Indicadores R 2021 N° de bancos

F01

Tasa de Extracción (ktpd)

2022

2023

8 109

9 212

8 244

26

51

58

Desfase Vertical (N° Bancos) Congestión de Caminones (cam/hr efect) N° de bancos

F02

Tasa de Extracción (ktpd) Desfase Vertical (N° Bancos) Congestión de Caminones (cam/hr efect) N° de bancos

F03


2024

2025

2026

6 160 30 38 5 81 14 19 4 8

2 18 21 4 10 227 17 54 7 71

2

17


F04


2027

2028

2029

2030

9 197 21 47 6 107 12 25 6 14

8 136 21 32 7 151 15 36 5 30

6 195 22 47 5 92 16 22 4 31

8 175 27 42 5 102 17 24 3 38

3 17 19 4 9 242 23 58 4 56

3

7

7

9

13


F05


2031

2032

2033

2034

2035

2036

2037

8 186 27 44 4 102 22 24 6 28

8 119 30 28 4 126 20 30 6 69

6 59 27 14 9 210 26 50 4 44

10 201 32 48 4 69

8 105 33 25 6 164

9 71 36 17 7 200

4 19 30 5 9 238

7

16

11

16

39

48

57


F06


2038

2039

2040

2041

2042

2043

2044

2045

2046

2047

9 219 25 52 3 38

9 169 30 40 4 78

7 104 33 25 4 140

5 61 31 14 6 188

4 38 28 9 7 198

9 203

7 111

7 76

5 34

2 10

9

19

33

45

47

48

26

18

8

2

Desfase Vertical (N° Bancos) Congestión de Caminones (cam/hr efect)

Tabla 7 Plan 2. Resumen de Indicadores R 2021 N° de bancos

F01


N° de bancos Tasa de Extracción (ktpd) Desfase Vertical (N° Bancos) Congestión de Caminones (cam/hr efect) N° de bancos

F03


N° de bancos Tasa de Extracción (ktpd)

9 199

7 241

26

47

57

2025

2026

5 152 29 36 5 91 15 22 3 5

3 42 22 10 9 205 19 49 5 35

1

8

2027

2028

2029

2030

9 200 22 48 7 102 10 24 6 16

7 128 22 31 7 153 12 36 5 35

6 185 23 44 5 93 13 22 4 40

7 185 26 44 5 108 16 26 2 21

4 35 21 8 9 220 21 52 4 56

4

8

9

5

13


F05

8 109

2024


F04

2023


F02

2022


2031

2032

2034

2035

2036

2037

7 191 23 46 4 102 22 24 6 22

8 145 28 35 4 112 21 27 6 62

8 82 28 20 8 201 27 48 3 31

1 3 18 1 9 188 31 45 6 83

7 114 32 27 6 163

8 74 32 18 7 199

7 41 31 10 8 223

5

15

7

20

39

47

53


F06

2033


2038

2039

2040

2041

2042

2043

2044

2045

2046

2047

1 1 21 0 9 226 23 54 3 38

9 172 29 41 4 78

7 107 32 25 4 140

6 82 33 20 5 154

4 31 29 7 7 204

9 211

8 130

7 76

4 25

3 18

9

19

33

37

49

50

31

18

6

4


106


Tabla 4 Plan 3. Resumen de Indicadores R

2021 N° de bancos

F01


N° de bancos Tasa de Extracción (ktpd) Desfase Vertical (N° Bancos) Congestión de Caminones (cam/hr efect) N° de bancos

F03



26

40

58

2024

2025

5 152 28 36 5 91 15 22 3 5

4 70 23 17 8 181 17 43 6 46

1

11

2026

2027

2028

2029

2030

8 184 19 44 6 102 10 24 7 22

8 141 21 34 7 142 11 34 5 34

7 197 23 47 5 93 14 22 3 25

6 183 25 44 5 108 17 26 2 25

5 51 21 12 8 205 21 49 4 55

5

8

6

6

13


F05

8 242


F04

2023

8 170


F02

2022

8 109


2031

2032

2034

2035

2036

2037

7 183 23 43 5 97 20 23 7 33

8 153 28 36 3 97 19 23 6 64

7 85 28 20 8 195 23 46 3 38

8 173 27 41 5 87

7 120 28 29 6 152

6 76 28 18 7 200

8 65 28 16 8 211

8

15

9

21

36

48

50


2038

2039

2040

2041

2042

2043

2044

2045

2046

2047

2 15 21


F06

2033

1 8 20

1 6 13

2 5 6

8 204 22 49 3 38

8 164 27 39 4 78

7 114 30 27 4 121

6 84 31 20 5 160

4 45 28 11 7 202

8 186

8 149

6 74

6 48

3 18

9

19

29

38

48

44

36

18

11

4

1 3 13

1 3


107


En el ejemplo se observa que los indicadores en conjunto permiten identificar los períodos más y menos complejos que enfrentará cada uno de los planes; se podrá de esta forma conocer cuándo y dónde ocurrirán tales condiciones y cuándo se producirán los efectos combinados de estos criterios. Una lectura específica podría ser la siguiente:  En el Plan 1, muestra 6 períodos con indicadores de Alta Complejidad (R1 y R2)  El Plan 2, presenta 2 períodos con Alta Complejidad; uno al inicio del plan y otro hacia fines del mismo.  Ninguno de los planes muestra dificultades significativas respecto del desfase vertical (R3) y de congestión de camiones (R4).  En general, el Plan 3 presenta menos situaciones de Alta y Mediana Complejidad que los planes 1 y 2, por lo que es posible interpretar que, en términos comparativos y desde la óptica de la planificación minera, es un plan con mayor probabilidad de cumplimiento. Con esta información el tomador de decisiones podrá seleccionaran la alternativa que más se adecue a su condición operacional y/o lineamientos de la compañía; además podrá diseñar las acciones relevantes a tomar en los períodos que considere más importantes. En resumen, con esta información se podrá esbozar la probabilidad de cumplimiento de un plan (tanto para el mismo plan, como en relación a otros planes), y en conjunto con otros KPI estándares de planificación (VAN, TIR, etc.) ayudar a la toma de decisiones.

CONCLUSIONES La metodología propuesta permite identificar el instante en el horizonte de planificación y el sector del rajo donde ocurrirán las situaciones de complejidad operacional que enfrentará un plan minero respecto de los criterios planteados. De esta forma se podrá utilizar esta información para:  Fines comparativos entre alternativas. Esto considera que la Complejidad Operacional en la Planificación de Largo Plazo aporta al entendimiento de las macro-variables que caracterizan un plan Minero tales como VAN, TIR, Payback, VAR, y ayuda de esta forma en las instancias de selección de planes mineros.  Estimación de la probabilidad de cumplimiento de planes.  Establecimiento de planes de acción asociados a las situaciones de complejidad.  Otras aplicaciones. Para la aplicación de la metodología expuesta en este artículo, se propone que cada operación minera defina las magnitudes de los indicadores que estime factibles de lograr y que tengan asociada una probabilidad de éxito. Así mismo, los criterios expuestos, son mostrados a modo de propuesta base, pudiendo cada uno de ellos ser mejorados en su construcción, así como también adicionar otros como, por ejemplo, área disponible por unidades de carguío, números

108

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS de fases en operación por período, cantidad de accesos al banco, Sinking Rate específico por bancos, entre otros. La finalidad última es que cada faena minera pueda identificar los aspectos más representativos de su operación, generar los indicadores que los cuantifique y sumarlos al análisis estándar de sus procesos de planificación.

REFERENCIAS Martínez, Roberto. “Metodología para la estimación de ritmos máximos de explotación de bancos en minería a cielo abierto”. Trabajo de Título. (2016) Modena, Severino. “Complejidad Operacional en Mina Encuentro”. 2015. Metálica Consultores. Vera, Cristián. “Análisis Planes Mineros de Consumo de Reservas Explotables, Mina La Fortuna, Perú”. Trabajo de Título. (2016)

109


Sistema de navegación autónoma para LHD en mediana minería Javier Ruíz del Solar 1, Paul Vallejos 2 (*) 1


2

Investigador Asociado, Advanced Mining Technology Center (AMTC)

RESUMEN Se presenta un sistema de navegación autónoma para máquinas LHD diseñado para operaciones de mediana minería. Estas operaciones tienen como característica corresponder a ambiente mucho más dinámico que el de las grandes operaciones de block/panel caving, por lo que el sistema de navegación debe ser robusto a cambios en su entorno. Así mismo, se considera una interfaz de operación simple y baja dependencia de la infraestructura de la mina, para facilitar una rápida implementación. El sistema se basa en el uso de sensores LIDAR (del inglés Light Detection and Ranging) para percibir el ambiente y en una representación apropiada del entorno. La conducción a través de los túneles se lleva a cabo mediante un esquema de navegación local reactiva con control predictivo, donde la trayectoria local se genera minimizando una función de costos que utiliza el modelo cinemático del LHD. Esta función de costo incluye la distancia a las paredes y el estado cinemático del vehículo, logrando movimientos suaves y naturales. Para mejorar la robustez, la estimación de la pose del vehículo para planificación de trayectorias globales y para la toma de decisiones se basa en la identificación del túnel actual, la que es complementada con la medición del odómetro y la detección de las intersecciones. Así mismo, se utiliza un modelo topológico de la mina y el algoritmo Dijkstra para calcular las rutas óptimas. Primero, el sistema fue desarrollado y validado en un ambiente simulado. Luego, el sistema se instaló en un vehículo LHD (modelo LF11H) provisto por el fabricante alemán GHH Fahrzeuge, y fue validado en un sitio de pruebas

110


especialmente acondicionado. Finalmente, se realizará su validación industrial en una mina subterránea chilena de mediana minería.

111


INTRODUCCION La minería es una de las principales industrias en Chile, generando más de la mitad de las exportaciones chilenas, por lo que aumentar la productividad, además de mejorar la salud y seguridad de los trabajadores es fundamental en todas las operaciones mineras. Es sabido que la automatización contribuye tanto a la productividad como a la salud y seguridad de los trabajadores. A pesar de que estos beneficios que la automatización puede traer a todo tipo de faenas mineras, los esfuerzos en automatización se han enfocado principalmente en la minería masiva. Este proyecto es un esfuerzo conjunto entre el fabricante alemán GHH Fahrzeuge y el Centro Avanzado de Tecnología para la Minería (AMTC por sus siglas en inglés) de la Universidad de Chile financiado parcialmente por GIZ. Su objetivo es mejorar la seguridad y salud de los trabajadores en la mediana minería a través del desarrollo de un sistema de navegación autónoma diseñado específicamente para operaciones de tipo sub-level stopping. GHH Fahrzeuge tiene una extensa experiencia y competencia en el desarrollo, producción y ventas a nivel mundial de vehículos para la minería y la construcción de túneles – el espectro de productos incluye LHDs, camiones, perforadoras y bulonadoras (en cooperación con su subsidiaria MineMaster). GHH opera subsidiarias con instalaciones propias en Australia, Chile, China, Polonia, Rusia y Sudáfrica. El rango de productos de GHH incluye desde máquinas de tecnología simple a máquinas hidrostáticas y cargadores de súper bajo perfil. Los LHDs (de 5 a 20 tons) son usados extensivamente en minería subterránea. El actual portafolio de GHH Fahrzeuge incluye alrededor de 15 modelos diferentes de LHD diésel y eléctricos. El Centro Avanzado de Tecnología para la Minería (AMTC) fue creado en marzo de 2009, luego de ser seleccionado por el programa de investigación colaborativa de CONICYT bajo el programa de financiamiento basal para centros científicos y tecnológicos de excelencia. AMTC ha consolidado e integrado las actividades de diversos equipos de investigación con extensiva experiencia en el entrenamiento de investigadores y profesionales de alto nivel así como en el desarrollo de excelencia científica. Sus 167 científicos se integran en 5 grupos de investigación: Exploración y modelamiento de yacimientos; Diseño y planificación minera; Procesamiento de minerales y metalurgia extractiva; Automatización en minería; Agua y sustentabilidad medioambiental. Adicionalmente, AMTC ha establecido importantes cooperaciones, e iniciativas de investigación conjunta con organizaciones científicas y centros tecnológicos de clase mundial. En este artículo se presenta un sistema de navegación autónoma diseñado para LHDs. El sistema utiliza sensores LIDAR (escáner láser para la medición de distancias) para sensar el ambiente, sensores internos de la máquina para estimar los movimientos del LHD, y cámaras para la tele-operación. El principal objetivo del proyecto es desarrollar un sistema de transporte autónomo para LHDs operando en minas de tipo sublevel stopping. El sistema tiene los siguientes objetivos específicos:

112

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS 

Ser robusto a cambios ambientales (en los túneles).



Tener una rápida (o automatizada) etapa de calibración cuando se instala el sistema en un sector o mina nueva.



Ser escalable a grandes operaciones.



Tener el mismo o mejor desempeño que la operación manual en faenas de tipo sublevel stopping.



Tener una interfaz de operación simple.



Ser tan simple como sea posible, pero sin comprometer desempeño, o seguridad.

DESCRIPCIÓN DEL SISTEMA DE NAVEGACIÓN Sensores El vehículo navega autónomamente basado en la información proveniente de dos escáneres láser, uno apuntando hacia delante (donde se ubica el balde de la máquina) y el otro hacia atrás. Adicionalmente, se dispone de dos cámaras que proveen video para la operación remota. También se disponen una apuntando al frente y la otra hacia atrás. En la Figura 16 se muestra la disposición de los sensores en la máquina.

Figura 16 Disposición de los sensores instalados en la máquina

Unidad de procesamiento Adicionalmente, al interior de la cabina se instala un computador industrial sin ventiladores con un procesador i7 con 4 cores lógicos. La conexión con el controlador de la máquina se realiza a través de un bus CAN.

Comunicaciones En la zona de operación del LHD se instala una red Wi-Fi exclusiva para la comunicación de la máquina. La conexión entre el área de operaciones y la sala de control se realiza a través de un enlace de fibra óptica. La red inalámbrica incluye varios Access Points con capacidad de Roaming, cumpliendo con el estándar de comunicaciones propuesto por Codelco en 2012 [1].

113


Software El software se organiza en diferentes procesos que se comunican entre sí utilizando el middleware ROS, el que ha sido desarrollado específicamente para aplicaciones de robótica [7]. La solución se organiza en base al nivel de reactividad y latencia necesaria para cada nodo, de manera que los nodos que necesitan ser reactivos tienen la menor latencia, mientras que aquellos más deliberativos soportan una mayor latencia. La Figura 17 muestra los principales nodos del software destacando su nivel de reactividad: naranjo es el más reactivo, verde es reactivo, azul es deliberativo, y gris es el más deliberativo.

Figura 17 Diagrama de software de navegación autónoma

Simulador Se desarrolla un simulador para facilitar el desarrollo y las pruebas del software. Este se basa en Gazebo 2 [5]. El simulador fue diseñado para simular la navegación del LHD, enfocándose en la interacción entre los actuadores y el ambiente. La máquina simulada es el LF11H, por lo que las dimensiones del modelo simulado corresponden a las dimensiones de la máquina real. La Figura 18 muestra las dimensiones de la máquina LF11H real.

Figura 18 Dimensiones del LHD LF11H

114

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Por eficiencia computacional, el modelo de LHD simulado utiliza la envolvente convexa de cada segmento tanto para el modelo de colisiones como para la representación visual. La Figura 19 muestra el modelo de LHD simulado, donde se representa con cajas azules los escáneres láser y con cajas rojas las cámaras de tele-operación.

Figura 19 Modelo de máquina utilizado en el simulador

El LHD simulado tiene una articulación con cilindros, la cual se actúa modificando la fuerza ejercida por los cilindros. En el caso de la tracción, la variable que genera la actuación también es la fuerza, simulando los diferenciales en los ejes. La simulación de los sensores se realiza mediante imágenes sintéticas para las cámaras y calculando las respuestas esperadas para los láseres. Todos los sensores simulados tienen un modelo de la respuesta que incluye el ruido de la medición. Finalmente, se simula un velocímetro en el eje de la tracción y un encoder en la articulación.

Planificación de ruta óptima En el esquema propuesto, la navegación autónoma se logra utilizando un esquema de planificación de ruta óptima en una representación topológica de la mina [8] y un módulo de generación de trayectorias. La representación topológica de la mina permite al algoritmo de planificación de ruta determinar el lugar óptimo para invertir la máquina cuando es necesario. La ruta óptima es calculada utilizando el algoritmo de Dijkstra [2]. El resultado de la ruta óptima es un conjunto de puntos que la máquina debe seguir; estos permiten al módulo de generación de trayectorias obtener los comandos necesarios para que el LHD navegue desde un punto a otro en la mina .

Auto-localización Un problema común en las aplicaciones de robótica es la estimación de la pose (posición y orientación) del robot, el que usualmente se denomina auto-localización. La solución estándar para este problema es el enfoque probabilístico [6].

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Los sistemas de navegación normalmente necesitan una auto-localización muy precisa, la que suele lograrse utilizando soluciones con escáneres láser, sin embargo, este enfoque es muy sensible a cambios en el ambiente. Dado que un sistema de navegación diseñado para operaciones de tipo sublevel stopping necesita ser robusto a cambios en el ambiente, entonces, el sistema desarrollado no depende de una auto-localización extremadamente precisa. El sistema desarrollado tiene un algoritmo de auto-localización basado en el enfoque probabilístico de Bayes, pero dado que la estimación no necesita ser precisa, el algoritmo no es costoso computacionalmente. El sistema conoce exactamente la posición en el mapa topológico (en qué túnel o intersección está), pero dentro de los túneles, sólo se necesita una estimación gruesa de la posición longitudinal (con precisión de metros).

Navegación local reactiva El sistema utiliza un esquema de navegación local reactiva (conducción reactiva), basado en una mezcla de control predictivo y control óptimo. Este módulo recibe información del objetivo deseado desde el módulo de planificación de ruta óptima. Luego, genera una secuencia de comandos minimizando una función de costos que utiliza predicciones del modelo cinemático del LHD [3], la distancia a las paredes, la velocidad del vehículo, y los esfuerzos de actuación, logrando movimientos naturales y suaves.

Entrenamiento El sistema necesita muy poca calibración y configuración, lo que sea realiza utilizando un software especial. El área de operación del LHD en la mina debe ser dibujado mediante una representación topológica, para luego entregarle cierta información física, como el largo de los túneles y la ubicación de puntos de interés como puntos de carguío y puntos de descarga. Finalmente, se deben calibrar algunos parámetros del generador de trayectorias. A pesar de que la calibración y configuración, por su simplicidad, pueden ser realizadas en muy poco tiempo, la automatización de este proceso, junto con el desarrollo de un sistema de aprendizaje en línea está planificado para la siguiente versión del sistema.

RESULTADOS Simulación El sistema ha sido validado en un ambiente simulado. Las simulaciones se realizaron en un computador con un procesador i7, usando 6 cores lógicos. La máxima latencia observada entre las mediciones de los sensores y la salida de comandos del sistema fue de 150ms. El algoritmo de planificación de ruta óptima fue probado en un escenario de una gran mina, con 8 calles paralelas, con 19 intersecciones cada una (un total de 256 puntos de extracción, y 16 puntos de descarga). En estas condiciones, el peor escenario tarda menos de 15ms en obtener una solución.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS El sistema resolvió exitosamente todos los casos la inversión del LHD. El sistema de navegación local reactiva (conducción reactiva) manejó de forma exitosa la máquina en túneles con un ancho de 1 metro sobre el ancho del LHD. En estas condiciones, la velocidad alcanzada es de 5m/s, limitada por los parámetros de simulación de la máquina, no por el software. En el simulador, se comparó el desempeño del sistema de navegación autónoma con el desempeño de un teleoperador. La Figura muestra el tiempo de transporte del sistema autónomo en color rojo, y el tiempo de transporte de la máquina tele-operada en color azul, para tres túneles diferentes en el simulador. Se puede ver que el sistema autónomo tiene el mismo tiempo de transporte que el mejor tiempo de la máquina tele-operada, pero con menor variabilidad.

Figura 4 Comparación del tiempo de transporte entre el sistema autónomo (en rojo) y la máquina teleoperada (en azul) para tres túneles diferentes en el simulador

Validación en fábrica El sistema se instaló en un LHD GHH modelo LF11H [4]. Todo el software de automatización se ejecuta en un computador industrial con un procesador Intel i7 con 4 cores lógicos. Los sensores láser fueron conectados directamente al computador industrial, mientras que los otros sensores, juntos con la actuación de la máquina, se conectan con el computador industrial a través de un bus CAN. La validación en fábrica se desarrolló en un campo de pruebas cerca a las instalaciones de GHH en Santiago. La adaptación a la máquina comenzó en agosto de 2016 y las pruebas en fábrica terminaron en junio de 2017. El sitio de pruebas utilizado contenía reproducciones de una recta de 70m, dos intersecciones, y una rotonda muy cerrada. Las pruebas fueron realizadas de forma incremental, comenzando por las comunicaciones, seguidas por control de la máquina a bajas velocidades, luego pruebas del sistema autónomo completo con un operador a bordo de la máquina, para finalizar con pruebas del sistema autónomo sin operadores en la cabina. Las pruebas resultaron exitosas, alcanzando el sistema una velocidad máxima de 4,8m/s. El sistema logro recorrer el trazado completamente sin chocar ni acercarse a las murallas.

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Validación industrial Finalmente, el sistema será validado en una prueba industrial a ser desarrollado en una mina de tipo sublevel stopping. Esta prueba industrial será desarrollada incrementalmente desde una operación en 1 turno a una operación completa 24/7. La validación industrial tendrá una duración de 3 meses, y está programada para comenzar en agosto de 2017. Durante esta validación, el desempeño del sistema será comparado con la operación manual y con la tele-operada.

CONCLUSIONES Se ha presentado un nuevo sistema de navegación autónoma para LHDs. El sistema es robusto a cambios ambientales debido a que no depende de una auto-localización extremadamente precisa. El proceso de aprendizaje del sistema es rápido (el sistema sólo necesita ser teleoperado dos veces por cada túnel) Ha sido diseñado específicamente para cubrir las necesidades de la mediana minería, pero es flexible y escalable para ser aplicado en la gran minería. El sistema ha sido desarrollado en conjunto entre el centro de investigación AMTC y el proveedor de equipos alemán GHH Fahrzeuge, y ha sido validado en simulaciones y en pruebas en fábrica. Finalmente será validado en una prueba industrial en una operación de tipo sublevel stopping.

AGRADECIMIENTOS Este trabajo ha sido parcialmente financiado por “Deutsche Gesellschaft für Internationale Zusammenarbeit” (GIZ) GmbH. Todas las intervenciones en la máquina han sido llevadas a cabo por GHH Fahrzeuge. El concepto de automatización y todo el software fue diseñado y desarrollado por el Centro Avanzado de Tecnología para la Minería (AMTC) de la Universidad de Chile.

REFERENCIAS [1] Codelco. (2012). Estándar Sistemas Comunicaciones Inalámbricas Sistemas Autónomos / Semi Autónomos Mina Subterránea. [2] Dijkstra, E. W. (1959). A note on two problems in connexion with graphs. Numerische Mathematik, 1(1), 269-271. [3] Dragt, B. a.-C. (2006). Modelling of an autonomous underground mine vehicle. Automation in Mining, Mineral and Metal Processing 2004 (MMM'04): A Proceedings Volume from the 11th IFAC Symposium, Nancy, France, 8-10 September 2004 (pág. 457). Nancy, France: Elsevier. [4] Ghh Fahrzeuge. (2016). Recuperado el May de 2016, de http://www.ghh-fahrzeuge.de/ [5] Koenig, N., & Howard, A. (2004). Design and use paradigms for gazebo, an open-source multirobot simulator. In Intelligent Robots and Systems, 2004. (IROS 2004). Proceedings. 2004 IEEE/RSJ International Conference on (Vol. 3, pp. 2149-2154). IEEE.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS [6] Montemerlo, M. a. (2002). FastSLAM: A factored solution to the simultaneous localization and mapping problem. Aaai/iaai, (págs. 593-598). [7] Quigley, M. a. (2009). ROS: an open-source Robot Operating System. ICRA workshop on open source software, 3, pág. 5. [8] Thrun, S. a. (1996). Integrating grid-based and topological maps for mobile robot navigation. Proceedings of the National Conference on Artificial Intelligence, (págs. 944-951).

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Análisis multivariable en la definición de la envolvente económica para block caving Esteban Maldonado1 (*), Edgar Adam 2, Cristián Poblete 3 1

Ingeniero Civil en Minas, Universidad de Santiago

2

Ingeniero Senior en Planificación, Barrick Gold

3

Consultor del Centro de Excelencia GEOVIA Latinoamérica

RESUMEN La ubicación del nivel de hundimiento, la tasa de producción y el área de explotación son factores determinantes en la evaluación de un depósito mineral con potencial para block caving. A nivel de planificación estratégica, definir estos parámetros delimita automáticamente el potencial del negocio a un conjunto reducido de alternativas. El planificador tiene la misión de aprovechar la oportunidad de agregar valor en poco tiempo, entregando los fundamentos para tomar decisiones basadas en estudios que no solo consideren el valor del proyecto, sino que también la robustez del mismo en el contexto interno y externo en que se llevará a cabo. El objetivo de este trabajo es proponer una metodología de análisis multivariable, que por medio de superficies de valor entregue una panorámica del potencial económico de un depósito. Propone determinar un rango de alternativas para el piso de hundimiento, tamaño, tasas de producción y secuencias de hundimiento, otorgando márgenes de aceptabilidad al evidenciar completamente el universo de diseño. Estos análisis proveen una amplia visual de la interacción entre las variables y sus respectivos efectos en el diseño, permitiendo a los profesionales a cargo maximizar el valor del proyecto. Esta metodología enfatiza en la calidad de la información disponible para la toma de decisiones estratégicas. Las principales métricas analizadas son los flujos de caja descontados, el tamaño y tonelaje del footprint. Los resultados demuestran que el nivel de hundimiento debe ser ubicado contemplando el efecto del tiempo en el valor que pueden entregar diversas

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secuencias de extracción. Si se elige el nivel de hundimiento según un valor que no considera el tiempo para luego optimizar secuencias, se castiga fuertemente el potencial de un yacimiento.

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INTRODUCCIÓN El método de explotación block caving requiere de la definición de parámetros clave para la planificación a largo plazo, tales como la elevación del nivel de hundimiento y la tasa de producción. En la metodología tradicional el factor tiempo se contempla luego de seleccionar el nivel de hundimiento, siendo que el valor presente de un determinado footprint no sólo depende de que haya una alta ley o gran cantidad de mineral, sino que depende de la distribución espacial de esas leyes y del orden en que se consume el depósito. El objetivo de este trabajo es proponer una metodología de análisis multivariable, para la determinación de los aspectos clave de una explotación por Block Caving, lo que es posible al entregar una panorámica sobre la interacción de las variables involucradas. La metodología planteada se llevó a cabo en Footprint Finder, módulo de GEMS PCBC. Esta herramienta fue lanzada a la industria el 2002. Por esto, muchos de los procedimientos en los que se basa no están pensadas para satisfacer los requerimientos de los estudios de planificación estratégica llevados a cabo en la actualidad. La solución propuesta requiere de la automatización de flujos de trabajo, para obtener amplios espectros de resultados, consistentes en múltiples escenarios técnicos y económicos. Asimismo, da cuenta de los procedimientos apropiados para estudiar la enorme cantidad de información de la que se puede disponer, ya que el tiempo que conlleve completar este trabajo de ingeniería no debe impactar en la calidad de sus resultados. Teniendo la posibilidad de generar miles de escenarios en tiempos razonables, se debe establecer una metodología que vaya más allá de una simple automatización. Los procedimientos que la industria tiene tan arraigados, fueron concebidos para funcionar sobre una capacidad de cómputo mucho más limitada de la que se dispone en la actualidad, por lo que estos métodos deben estar en continua revisión. El entregable no se limita a un resultado único, puesto que no se analiza nivel inversión, sino que presenta las bases para que ésta pueda ser considerada una vez que se tiene un conjunto de alternativas.

Metodología tradicional La metodología empleada habitualmente en la definición de los de una explotación por Block Caving, consta de evaluar un rango de elevaciones del modelo de bloques calculando sumas acumulativas de beneficios desde la base de cada columna, con una altura de extracción máxima, costos y precios determinados (Ver Figura 1). Esto da como resultado, para cada elevación, un conjunto de valores, alturas de columna, tonelajes y leyes, los que son usados para estudiar fácilmente el modelo de bloques.

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Figura 1 Evaluación típica del modelo de bloques y sus resultados

El problema que presenta esta metodología es que, la ubicación del nivel de extracción depende de que se encuentren paneles o bloques con la mayor cantidad posible de mineral y/o altas leyes. En base a este procedimiento, se suele obtener aquel rango de elevaciones en los que posteriormente se enfocan los estudios para determinar tasas de producción, sectores y secuencias de hundimiento. De esta forma, se deja fuera del análisis inicial la distribución espacial que presentan las leyes en cada elevación, es decir, no se contempla el momento en que el material es extraído. De esta forma, los escenarios posteriormente optimizados, quedan acotados en un espectro de valores lejanos al real potencial del depósito. Isabel (2013), recalca la importancia de buscar el piso de hundimiento contemplando secuencias de extracción en múltiples opciones, con el fin de lograr una caracterización detallada del valor del depósito. También indica, en términos generales, las características principales de Footprint Finder, algunas de las cuales fueron trabajadas en detalle para este paper, concretando la idea de estudiar con múltiples inputs el potencial valor que puede entregar un yacimiento.

Hill of value La metodología Hill of Value, propuesta por Hall (2003), describe la forma de optimizar definiciones estratégicas analizando superficies de valor, en base a su relación con dos parámetros de diseño, tales como tasas de producción y leyes de corte. Esto permite aclarar paradigmas y entender, por ejemplo, por qué el valor no siempre es mayor al aumentar el ritmo de producción o al maximizar las reservas. La gran ventaja que ofrece esta forma de presentar los resultados, es que permite un análisis más intuitivo.

Metodología

La principal variable de respuesta o métrica analizada en este paper corresponde al Flujo de caja descontado (FCD). Si se incorpora la inversión a estos estudios se puede analizar la escala de producción (Poblete et al., 2016b), sin embargo, este paper no tiene como objetivo determinar tal factor. Además, en un caso real se deberán considerar otras variables que definirán el curso de cualquier análisis que se lleve a cabo. Esta metodología fue pensada y ejecutada trabajando con herramientas comerciales, propiciando el ingreso automático de inputs en rangos de valores

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS determinados según lo que se espera concluir, a la vez que se registran las respectivas salidas. De esta forma se trabaja por lotes de ejecución.

Ajuste de incorporación de área Parte esencial de lo que se plantea en este paper, consta de establecer un plan de incorporación de área dependiendo de la tasa de producción. Se realiza con el objetivo de disminuir significativamente la cantidad de combinaciones de inputs. Para determinar este valor, se obtienen escenarios combinando tasas de incorporación de área y de producción. En base a los resultados, es posible relacionar ambas variables para automatizar su ingreso al proceso de cálculo, evitando la sobreestimación de incorporación de área y asegurando un valor óptimo para un determinado tonelaje.

Superficies de valor La confección de las superficies de valor se da por medio de variados parámetros, tales como el costo premium, tasas de producción y elevación del piso de hundimiento. El objetivo de modificar el costo premium es alterar el valor de corte para variar el tamaño que puede alcanzar el footprint. Esto permite observar la variación en extensión y tonelaje de cada escenario, en términos del FCD obtenido. La tasa de producción asociada a un monto de inversión, eventualmente se podría usar cómo otro parámetro generador de la colina de valor.

Secuencias de hundimiento Para comenzar el análisis de secuencias, conviene utilizar una forma circular que comienza desde el punto que concentra el máximo valor acumulativo. Esta secuencia no es operacionalmente posible, pero otorga una primera idea sobre el depósito y la relación entre tamaño y valor. Además, sólo se limita a una sola corrida por cada elevación analizada. En segundo lugar, se pueden probar secuencias realistas, en forma de V o con un frente plano en variadas direcciones. Cabe destacar que este tipo de secuencias se deben probar en un rango reducido de elevaciones, ya que supone una gran cantidad de corridas por cada nivel. El análisis de secuencias se basa en generar combinaciones de direcciones en diferentes puntos de referencia (Poblete et al., 2016a), con el fin identificar fácilmente aquellas áreas que optimizan el plan de producción. De forma implícita, se obtiene el mejor y peor caso (Villa, 2014), ya que al analizar múltiples secuencias se acota fácilmente el rango de valores en cada escenario. La idea es hacer que la optimización de secuencias sea contemplada en la selección del piso de hundimiento.

Análisis de robustez El diseño robusto es ampliamente utilizado en la industria manufacturera. Se basa en lograr la calidad de un producto o servicio durante su etapa de diseño, buscando que sea insensible o

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS robusto frente al efecto de los parámetros externos. La robustez de un producto indica su resistencia en respuesta a los cambios del medio ambiente en que se desempeña. El uso del concepto de robustez requiere de una etapa llamada diseño del sistema, en donde se establece un set inicial de condiciones nominales en base a conocimiento de científico e ingenieril. Este aspecto es esencial como fundamento para la etapa de planificación estratégica. La forma en que este concepto se ha aplicado a este trabajo, consiste en extender su uso a parámetros de diseño considerados controlables. Esto permite realizar un análisis cualitativo para identificar zonas de robustas, es decir, combinaciones de parámetros que, pese a su fluctuación en un determinado rango, otorguen poca variabilidad en las variables de respuesta estudiadas.

Consideraciones Para dar cuenta de la metodología propuesta, este trabajo incluye un ejemplo basado en el yacimiento ficticio Regal (Isabel, 2013). Está modelado como un depósito porfídico de cobre, similar a otros yacimientos explotados por block caving en el mundo. Fue creado para facilitar la divulgación de resultados y la realización de pruebas de nuevas mejoras. Ofrece la ventaja de poseer potencial para estudiar variados sectores y niveles de hundimiento. También posee diversos elementos, aunque en el ejemplo sólo se utilizaron cobre y oro. La extensión del cuerpo mineralizado alcanza los 1000x1500x1000 m en las direcciones norte-sur, este-oeste y vertical, respectivamente. Las porciones de interés se ubican mayoritariamente entre las cotas 1000 m y 1800 m. Los principales supuestos considerados en el ejemplo presentado son: búsqueda de sólo un nivel único de hundimiento; los precios base para el cobre y el oro, son de 2.5 US$/lb y 1250 US$/oz, respectivamente; costo de operación de 15 US$/t; costo de desarrollo de 1500 US$/m2 y altura máxima de extracción de 600 m. Estos y otros supuestos, se determinaron con el fin de comparar los resultados obtenidos con otros trabajos realizados en el yacimiento Regal.

Resultados y discusión

Habiendo definido la relación entre área a incorporar y tasas de producción, se ingresan los parámetros correspondientes para automatizar la generación de los planes de producción. Luego se evalúa el modelo de bloques, con una secuencia circular desde el punto con máximo beneficio, resultando el gráfico de la Figura 2. Se usaron tasas de producción de 20 a 150 en todas las elevaciones del modelo de bloques. Según esto, las cotas de mayor valor serían la 1065 y la 1080. Asimismo, entre las cotas 1230 y 1260 se tiene otro peak de valores, sin embargo, el ejemplo se desarrolló para el primer rango mencionado.

125


Figura 2 Flujos de caja descontados versus elevación y tasa de producción, sin considerar variación de tamaño del footprint

En las mejores elevaciones, hasta una tasa de 90 ktpd el aumento en valor no es significativo. A pesar de que en el ejemplo no se contempla inversión, lo que no permite seleccionar un ritmo de producción con el criterio correcto, se eligió una tasa de 70 ktpd para continuar con el propósito de este paper. La Figura 3 ilustra claramente que el FCD es mayor en un determinado tamaño, en donde ni la extensión ni el tonelaje corresponden a sus máximos.

Figura 3 Gráficos de superficie a una tasa de producción de 70 ktpd

El rango de elevaciones de interés, tal como se muestra en la Figura 4, oscila entre las cotas 1035 a 1155, siendo la cota 1080 la que entrega mayor valor. La gran ventaja de este análisis es que indica un gran margen de valores muy cercanos, en variadas elevaciones y a distintos tamaños, lo que se traduce en un gran antecedente para tomar decisiones. Al realizar el mismo trabajo para variadas secuencias, se pueden obtener diversos rangos elevaciones de interés con sus respectivos tamaños. Tales secuencias se deben elegir de tal forma que se pueda demostrar el potencial de cada sector del footprint, privilegiando en cada opción lugares diferentes del depósito. Según el ejemplo, en la elevación 1080 el área podría disminuir o aumentar aproximadamente un 20% a partir del máximo valor, provocando un delta de FCD de a lo más un 2%. De acuerdo a lo mencionado, el margen de área es de 168000 m2, en donde el delta de FCD sería de sólo MUS$ 58.

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Figura 4 Mapa de valor de flujos de caja descontados en diversas elevaciones y extensiones del footprint a una tasa de producción de 70 ktpd

La Figura 5 indica que, aun comenzando desde puntos opuestos en el footprint y considerando secuencias en V, las mejores elevaciones se ubican entre las cotas 1050 y 1125. Esto entrega un valor robusto frente a la modificación del nivel de hundimiento, ya que un rango de 75 metros, el valor sólo varía un 2% como máximo.

Figura 5 Mapa de valor de secuencias de hundimiento en sentido oeste y este en diversas extensiones del footprint

Continuando con el ejemplo presentado, se empleó sólo la cota 1080 para determinar una extensión con criterios operacionales, delimitando una superficie de acuerdo al tamaño definido por un costo premium de 4 US$/t. La Figura 6 presenta un conjunto de alternativas de secuencias en 3 puntos del footprint.

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Figura 6 Gráficos de valor según direcciones de secuencias de hundimiento

Todo indica que lo más conveniente en la elevación 1080 es comenzar la extracción desde el sector noroeste del footprint. El máximo valor alcanzado en estos escenarios es de MUS$ 2760, el cual varía muy poco con un azimut entre 120° y 165°. Cuando se busca un piso de hundimiento creando planes de producción para variadas secuencias, resulta más fácil reconocer diferentes sectores de explotación en sus respectivas elevaciones. Este paper demuestra que un piso de hundimiento no debe ser seleccionado en base a un análisis estático, es decir, sin contemplar el efecto del tiempo. Es más, el criterio correcto sería obtener el mejor plan de producción para cada elevación, pero aún es imposible debido al excesivo tiempo que tomaría esperar las salidas.

Figura 7 Mapas de valor según secuencias de hundimiento en diversas direcciones

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Un error común es asumir que, al haber potencial para explotar dos sectores a la vez, éstos deben tener niveles de hundimiento en la misma cota. Cuando el nivel de hundimiento se elige sin considerar secuencias, la mejor elevación resulta ser aquella que captura la mejor parte de cada uno de los sectores, pero se puede perder una porción significativa de cada uno. Cuando el nivel de hundimiento se elige en base a secuencias, se privilegia un sector sobre otro. Si a esto se suma un análisis multidimensional, resulta mucho más fácil fundamentar las decisiones.

Conclusiones

Los futuros estudios requieren de investigación en aspectos técnicos y metodológicos, con el fin de lograr que el proceso de análisis no se vea en empobrecido, en calidad, por tiempos de cálculo. Sólo así, las definiciones estratégicas de la envolvente económica para una explotación por Block Caving pueden ser objetivas. Al tener un valor con poca variabilidad frente al cambio del tamaño del footprint, el diseño minero gana flexibilidad. Se debe tener claro que el ejemplo mostrado no implica que la metodología deba llevar a un solo valor u opción como resultado. Los escenarios presentados se limitaron a los supuestos propuestos, pero puede analizarse la altura máxima de extracción, asi como el potencial para definir màs de un nivel de hundimiento. La esencia de la metodología presentada es la obtención de un abanico de opciones cuyo único fin es fundamentar las decisiones.

REFERENCIAS Hall, V. (2003) ‘How mining companies improve share price by destroying shareholder value’. CIM Mining Conference and Exhibition – Montreal 2003. Isabel A. (2013) ‘Efficient evaluation of block cave footprints for a range of elevations’. Gemcom Software Australia Pty Ltd. Poblete, C. J, González, M. A., Romero, J. A., Fuentes, D. L. (2016a) ‘Impact of the starting point and of the direction of open pit exploitation on the mining plan’. MININ2016. Poblete, C. J, González, M. A., Romero, J. A., Fuentes, D. L. and Abdrashitova, O., 2016. Use of Robust Design Methodology for Production Scale Definition in Open Pit Mining, in Proceedings Ninth AusIMM Open Pit Operators' Conference 2016, pp 284–291 (The Australasian Institute of Mining and Metallurgy: Melbourne). Unal, R. & Dean, E. (1990). Taguchi approach to design optimization for quality and cost: an overview. (N. T.

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¿Por qué cambiar la forma de hacer minería en Chile? Juan H. Rojas1 (*) Gerente General, Jota2erre Innovaciones, Chile

RESUMEN La minería chilena del cobre ha sido tremendamente exitosa. En poco más de 25 años cuadriplicó su capacidad productiva y se constituyó como un factor determinante en el mejoramiento de la calidad de vida del país. Sin embargo, durante los últimos años ha estado sometida a una enorme presión. Al comparar los ingresos por ventas del año 2014 versus 2016, se observa una diferencia de US$ 10.000 millones. Sólo por efecto precio. Observadores especialistas, evalúan que la pérdida de productividad de los últimos 10 años supera el 35%. Once trabajadores fallecidos en 2016, después del logro cero fatalidades en 2015. Finalmente, 44 días de huelga en Escondida sin que las partes lograran entenderse. Sostenemos que estos indicadores muestran que la actual forma de hacer minería ya perdió su efectividad. La innovación se hace necesaria cuando lo que hacemos ya no es suficiente. La minería chilena necesita algo nuevo, distinto y más efectivo. La alternativa es seguir haciendo lo mismo. Nuestra investigación nos ha permitido identificar las tradiciones de ingeniería y gestión que han originado la actual forma de hacer minería en Chile. Sostenemos que el salto en productividad que necesita la industria sólo será posible cuando desafiemos esas tradiciones y dejemos atrás el paradigma de base: la actual comprensión que tenemos del trabajo. Hemos configurado el negocio minero como una red de valor y hemos cuantificado los miles de puntos de fuga que tiene esa red de valor. La interpretación que le damos a los puntos de fuga de la red de valor del negocio, cambia la forma de hacer seguridad, desplaza el foco del mantenimiento y cambia el significado de las prácticas de planificación y operaciones mineras.

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LAS RAZONES DEL CAMBIO La Gran Minería del Cobre de Chile ha sido tremendamente exitosa. En poco más de 25 años logró cuadruplicar su capacidad productiva. Durante ese periodo, materializó un nivel de inversión extranjera sin precedentes en la economía nacional, más de US$ 35.000 millones, y se constituyó en un factor determinante en el mejoramiento de la calidad de vida del país. Sin embargo, durante los últimos años ha estado sometida a una enorme presión. Al comparar los ingresos por ventas del año 2014 versus 2016, se observa una diferencia que supera los US$ 10.000 millones. Sólo por efecto precio. Observadores especialistas del sector evalúan que la pérdida de productividad de los últimos 10 años supera el 35%. Seguidamente, el valor bursátil de las compañías mineras ha caído casi en un 20% en 5 años. Sus costos de producción se están transformando en un freno a la inversión extranjera, la que muestra una desaceleración del 86% en el periodo 2013-2015. Vuelve a registrar accidentes fatales. Once trabajadores fallecidos en 2016, después del logro cero fatalidades en 2015 [10]. Finalmente, 44 días de huelga en Escondida sin que las partes llegaran a un acuerdo (Figura 1).

LOS F ACTORES D ETERM I N AN TES

TRADICIONES DE INGENIERÍA Y GESTIÓN COMPRENSIÓN TRABAJO

LOS R ESULTAD OS

ü Caída de US$ 10.000 millones en los ingresos por ventas 2014-2016

DEL

LA

ESTÁNDARES DE DESEMPEÑO

PRÁCTICAS

DE

TRABAJO

FACTORES EXTERNOS

ACTUAL

FORM A D E H ACER

M I N ERÍ A

F REN TE A PRECI O :

LA CAÍ D A D EL

ü 11 Trabajadores fallecidos en 2016 ü 35% < Productividad en 10 años ü 20% < Valor bursátil en 5 años ü 44 días de Huelga en Escondida sin llegar a un acuerdo

ü Recortes de personal ü Rebajar los precios de los Contratos y Extender los Plazos de Pago ü Otros LA REACCI ÓN USUAL è Los mismos resultados

¿R ESULTAD OS D I STI N TOS ? è Desafiar las Tradiciones de Ingeniería y Gestión

Figura 1 Por qué cambiar la forma de hacer minería

Ciertamente, estos resultados han provocado una enorme inquietud en la industria y la han llevado a revisar rigurosamente sus estrategias y estructuras de costos. A pesar de los avances logrados, evaluamos que estos indicadores muestran inequívocamente, que la actual forma de hacer minería ya perdió su efectividad. Lo que estamos haciendo ya no es suficiente. La

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Fuentes: (1) “Anuario de Estadísticas del Cobre y otros Minerales 1996-2015”, Comisión Chilena del Cobre, Cochilco. (2) “Reporte Anual 2015 del Consejo Minero”. (3) “Anuario de la Minería de Chile 2015”. Servicio Nacional de Geología y Minería, Sernageomin. (4) Informe de Seguridad y Empleo. Gran y Mediana Minería, 2015”. Sociedad Nacional de Minería, Sonami.

131

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS innovación siempre es necesaria cuando se devela que lo que estamos haciendo ya no es suficiente; cuando se devela la necesidad de hacer algo nuevo, distinto y más efectivo. No somos los primeros en sostener que no conseguiremos resultados distintos si seguimos haciendo lo mismo. Sólo conseguiremos resultados distintos cuando seamos nosotros mismos quienes provoquemos la obsolescencia de la actual forma como hacemos minería. Cambiar la forma de hacer minería implica hacerse cargo de una serie de preguntas. ¿Por qué hacemos lo que hacemos? ¿De dónde proviene esta forma de hacer lo que hacemos? ¿Qué tenemos que hacer para revertir los resultados que estamos obteniendo? Como mostraremos, cambiar la forma de hacer minería implica desafiar las tradiciones de ingeniería y gestión de la industria. Implica dejar atrás lo que Echeverría (Echeverría, 2009), denomina como el paradigma de base, es decir, la forma como comprendemos el trabajo.

QUÉ HACER: DESAFIAR LAS TRADICIONES DE INGENIERÍA Y GESTIÓN La gran minería del cobre tiene una historia de más de un siglo. Comienza con un mundo que tiene suficiente poder económico para importar avances tecnológicos que irrumpen en la forma de hacer minería en el país. Un poder económico que, además, le permitía contratar a quienes fueran necesarios para lograr los propósitos del negocio que estaban montando. En el otro mundo, individuos con mínima escolaridad pero perspicaces. Aprendieron a operar maquinarias y piezas de gran tamaño que nunca habían visto en sus vidas. Ese aprendizaje les abrió una capacidad de acción que no imaginaban en sus lugares de origen. Les dio la certeza del poder que tenía por saber qué hacer con esa tecnología. Un poder que los dejaba en condiciones de negociar los términos de su participación activa para lograr los propósitos del negocio de la contraparte. La raíz del “¿Cómo voy ahí?” (Rojas, 2007) La 2ª Revolución Industrial llevaba unas pocas décadas de avance en el largo camino de la racionalización de la industria. Una racionalización que sentaba sus bases tecnológicas en la electricidad, los motores de combustión y las turbinas a vapor (Plihon, 2003). La expansión territorial del capitalismo industrial trae el modelo del “company town” a la minería chilena (Rodríguez, Miranda & Medina, 2012). Las relaciones sociales muestran una creciente influencia de los postulados de Marx sobre la división del trabajo dentro de la manufactura (Marx, 1979). La tradición capital versus trabajo (Antúnez, 2005). El país convulsionado por la “cuestión social” (Reyes, 2010). Las escuelas clásicas de administración y particularmente, la escuela de Taylor, son los referentes en la organización científica del trabajo industrial (Hernández, 2011). La división del trabajo planteada por Taylor, una de las primeras innovaciones en la gestión empresarial, sigue siendo un principio fundamental en el diseño de las organizaciones industriales. Braverman (Braverman, 1998), sostiene que en esas tradiciones está el origen de la proletarización y del significado que tuvo la organización de los trabajadores. Este escenario condicionó la forma como se interpretan esos dos mundos: “ellos” y “nosotros”. Cada uno con sus propias formas organizativas y prácticas que aún perduran en el tiempo. Por eso utilizamos la distinción tradiciones. Por lo que queda del pasado en el presente. La

132

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS constitución y convivencia de esos dos mundos ocurre en Sewell, Chuquicamata, Potrerillos, Salvador y finalmente, aunque en menor grado, en Saladillo. La historia de la gran minería del cobre está marcada profundamente por los discursos históricos de esos dos mundos. No pocas veces sus diferencias han terminado en conflictos mayores. Desgraciadamente, algunos de ellos con consecuencias trágicas (Cerda, 2014; Aguiar, 2016). La modalidad de trabajo basada en la subcontratación suma al mundo de los trabajadores contratistas (Echeverría Tortello, 2010). La naturaleza altamente intensiva de capital de la industria, que se manifiesta en un elevado porcentaje de costos fijos, le genera la necesidad de contar con un factor variable para enfrentar las variaciones de su mercado. En periodos de precios altos intensifica la subcontratación y viceversa. Sin embargo, la forma como se implementó esta modalidad de trabajo trajo consecuencias (Carrillo, 2014). Emergió un movimiento sindical, que articuló en una misma acción a múltiples sindicatos de diferentes empresas, que pasan por encima de las empresas contratistas a las que estaban vinculados contractualmente para dirigir sus exigencias a la empresa mandante. En los primeros años, Codelco (Núñez, 2012). El hecho que el mundo de los trabajadores contratistas denominara CTC a su principal organización sindical no es casual. Los dirigentes de esta “nueva” CTC señalaron que su organización retoma las tradiciones del sindicalismo de la industria, se las apropia, las reinterpreta, toma los componentes instrumentales y busca reproducirlos a favor de su causa. En consecuencia, el gesto de denominar CTC a su organización era coherente con el nombre histórico de la entidad sindical que agrupó a los mineros de Codelco a partir de 1951 y que, al igual que la nueva CTC, fue fundada en la localidad de Machalí (Muñoz, 2014). Este hecho no ha sido observado en la gestión empresarial de la industria. Definitivamente, nos hizo retroceder más de 50 años de evolución en la gestión empresarial. Las empresas necesitan a los trabajadores y los trabajadores necesitan a las empresas. El quéhacer se transforma en cómo-hacer cuando se involucra a quienes hacen que las cosas pasen (Kofman, 2003). La la única vía disponible para que la cooperación prevalezca sobre la división “ellos” y “nosotros” ha sido la negociación (Ury, 1993). En las tradiciones de la minería, la negociación es vista como un proceso de confrontación de dos posiciones encontradas. De adversarios en suma cero. Frente a frente. Lo que una parte gana la otra la pierde. Intercambiar satisfactores ha sido el juego. El cara y sello de la moneda. Sin embargo, los desafíos de estos tiempos requieren que estos mundos se interpreten de otro modo; que constituyan la moneda. Que el frente-a-frente lo cambien por hombro-con-hombro. Las huelgas de los trabajadores contratistas, la reciente huelga en Los Bronces y finalmente, la huelga de 44 días en Minera Escondida, muestran inequívocamente que esas tradiciones están latentes y que son parte integrante de los discursos de la industria. Los cortes de rutas, los bloqueos de los accesos al trabajo, las tomas en general, ya no son exclusivas de ningún mundo en particular. Independiente de las acciones que generan esos discursos y de los actores que las materializan, la causa-raíz de la confrontación está en la forma como cada uno de esos

133

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS mundos se interpreta a sí mismo. Lo que observamos, en definitiva, es que las tradiciones del “ellos” y “nosotros” son parte de toda la industria. Sin embargo, la permanencia de esos discursos históricos no ha impedido manifestaciones que los desafían (Baltera y Dussert, 2010). En efecto, hemos sido testigos de al menos tres casos de un nuevo sindicalismo; de un sindicalismo que tiene absoluta certeza que competitividad para la empresa es empleabilidad para los trabajadores. Ese foco de acción los ha llevado a formular propuestas de trabajo en equipo para mejorar el negocio (Rojas, 2015). La industria debe sumarse a estos cambios. El futuro está en el mutuo reconocimiento y consideración de las tradiciones de cada parte; esté en el diseño de puentes de comunicación que les permitan aceptar la diferencia, legitimidad y autonomía de quienes provienen de un discurso histórico diferente. Esos relatos y narrativas, que incluyen e integran acontecimientos, cosas y personajes múltiples y dispersos, y que terminan por conformar un ámbito de verdades evidentes, cuyo fundamento no se ve ni se investiga, a menos que en el devenir de su convivencia surjan conflictos que provoquen su reflexión (Maturana, 2003). La nueva estructura del mundo de los trabajadores sumada a los cambios en el trabajo abren espacios para entender al mundo laboral de hoy (Julián, 2017). Lo mismo ocurre con las tradiciones del mantenimiento y las operaciones. Disponibilidad y utilización. Al darle una mirada a las tradiciones de ingeniería, la división entre mantenimiento y operaciones es otra demostración derivada de las tradiciones de la división del trabajo; del “ellos” y “nosotros”. El mundo de las tecnologías nos permite desafiar esas tradiciones y contribuir a cerrar las brechas entre “lo que es” y “lo que debiera ser” en la industria. Nos ha permitido derivar una metodología para cerrar tales brechas e iniciar el camino hacia la excelencia operacional. Para tales efectos, hemos configurado el negocio minero como una red de valor y cuantificado los miles de puntos de fuga que tiene esa red de valor. Como resultado, nuestra propuesta cambia la forma de hacer seguridad, desplaza el foco del mantenimiento y cambia el significado de las prácticas de planificación y operaciones mineras. Los sistemas digitales que utiliza la industria también serán desafiados. Deberán agregar capacidades de análisis, optimización y funcionamiento autónomo para cambiar la forma de hacer minería.

LO PRIMERO, CUANTIFICAR LOS PUNTOS DE FUGA DE LA RED DE VALOR Utilizamos la distinción Incidentes de Gestión para referirnos a todos los puntos de fuga de la red de valor del negocio minero. Son eventos que generan pérdidas económicas al negocio. No sólo de producción, generalmente irrecuperables, sino también suman las pérdidas derivadas de daños materiales y del desperdicio en general. Su ocurrencia aumenta la exposición al riesgo ya que, por su condición de imprevistos, obligan a que la organización improvise cursos de acción para resolverlos. Esta distinción incluye los eventos no planificados e indeseados del siguiente tipo:

134


Fallas electromecánicas en los equipos de producción, como palas, camiones, chancadores, sistemas de traspaso de mineral; o en los equipos de apoyo a la producción, como tractores, cargadores, grúas y otros.



Demoras en la ejecución de los trabajos, como atrasos en las tronaduras, programas de mantenimiento excedidos y atrasos en las entregas de equipos a operaciones.



Tiempos improductivos, como deficiencias en la coordinación de las entradas y salidas de turno, esperas en palas o chancadores, esperas de materiales o herramientas para el mantenimiento.

La distinción Incidentes de Gestión nos permite re-interpretar la conocida Pirámide o Triángulo de la Seguridad (Heinrich, 1937; Bird, Germain & Clark, 2007). Independiente de los números que contenga, nuestra hipótesis es que un accidente fatal ocurre después y sólo después, que la pirámide se ha llenado de incidentes y accidentes de todo tipo. Para desafiar esa condición, hemos reformulado el concepto de los incidentes como eventos que generan pérdidas económicas, a diferencia de su definición tradicional en la seguridad. En las tradiciones de la seguridad, un incidente es un suceso relacionado con el trabajo en el cual ocurre o podría haber ocurrido un daño, deterioro de la salud, o una fatalidad[11]. Minimizar los incidentes de gestión equivale a minimizar el enorme valor de las pérdidas que ocurren diariamente en el negocio minero y además, una apuesta de elevado retorno: cero accidentes. En la Figura 2 se muestra el punto de partida: las anomalías; la causa-raíz de un incidente de gestión. Las hemos definido como “las brechas entre lo que es y lo que debiera ser en cualquier ámbito del trabajo organizacional”. Lo que nos interesa es esforzarnos sistemáticamente por disolver las anomalías porque ello implica minimizar los incidentes. El siguiente ejemplo es útil para aprender a observarlas. La causa-raíz de un incidente de gestión provocado por una falla mecánica en un chancador no está en la falla mecánica en sí misma, sino en cuán bien se cerró la cadena de conversaciones y compromisos que existen en torno al chancador. Esas conversaciones y compromisos, ocurren recurrentemente en diferentes equipos de trabajo. Planificación, mantenimiento, abastecimiento, operaciones, etc. Como resultado del quehacer de esos equipos de trabajo, se determina la calidad del mantenimiento del chancador; el abastecimiento de repuestos; las competencias del personal y el aseguramiento de la calidad del mantenimiento; la capacidad productiva del chancador; las condiciones de operación; la granulometría del material que procesa; las destrezas de sus operadores no sólo en la operación del equipo sino también en su rol en la gestión del negocio; las exigencias del escenario de producción, etc.

11

Guía de Conceptos Básicos e Indicadores en Seguridad y Salud en el Trabajo, Resolución Exenta 860 del 11.03.2015 del Instituto de Salud Pública del Gobierno de Chile. http://www.ispch.cl/sites/default/files/D019-PR-500-02001%20Gu%C3%ADa%20de%20conceptos%20básicos%20e%20indicadores%20de%20segiuridad %20y%20salud%20en%20el%20trabajo.pdf

135


El Foco de Atención del Negocio Minero: Minimizar los Incidentes de Gestión

1

10

Accidente CTP

I n cide n t e s de Ge st ión: Fallas Electromecánicas y Tiempos Improductivos

COSTOS

Accidente Fatal / Alto Potencial

Accidente STP

30 Q-Accidentes

600

Daños Materiales / Pérdidas Económicas

6 .0 0 0

Anom a lía s: La Ca u sa - r a íz

6 0 .0 0 0

Anomalía = Cualquier diferencia entre “lo que es” y “lo que debiera ser” en cualquier ámbito del trabajo

Figura 2 El foco de la acción organizacional: Minimizar los incidentes de gestión implica cero accidentes, más productividad y más rentabilidad

Como se puede advertir, existe un número relevante de conversaciones y compromisos, que se realizan a propósito del mantenimiento, la operación y la productividad de un chancador. Sostenemos que cuando una de tales conversaciones no es cerrada apropiadamente, producirá un incidente de gestión. Ese tipo de conversaciones sólo se cierra con el cumplimiento irrestricto de los compromisos asumidos por el equipo de trabajo correspondiente. La observación del trasfondo de esas conversaciones nos permite identificar claramente la comprensión de trabajo que está detrás de las prácticas de una organización. Lo mismo ocurre con las prácticas de la confiabilidad y que al final, tienen que ver con la capacidad que tiene el equipo para cumplir sus compromisos. En la Figura 3, mostramos lo que denominamos como las componentes invisibles de una práctica de trabajo. Las referimos como situaciones de no-obviedad en la acción organizacional. Cuando las identificamos, nos muestran ese algo que estaba faltando en nuestras preocupaciones y por lo tanto, un aspecto del trabajo que, en definitiva, no estábamos atendiendo debidamente. La ocurrencia de los incidentes de gestión nos llevará a sumergirnos en las componentes invisibles de las prácticas de trabajo de la organización, principalmente, porque allí habitan las anomalías. Sólo así podremos advertir cuál es la comprensión de trabajo que está detrás de la forma como hacemos las cosas.

136


ü Est a do de la s Pist a s/ N e um á t icos Lo Visible : Acciones Reactivas

ü Ca lida d Ár e a s de Ca r gu ío y Va cia do ü N or m a s y Pr oce dim ie n t os ü Pr á ct ica s de Pla n ifica ción , M a n t e n im ie nt o y Ope r a cione s ü I ncide nt e s de Ge st ión

ü Tr a dicione s H e r e da da s ü Com pr e nsión de l Tr a ba j o ü Cr e e n cia s y Va lor e s ü Est a dos de Ánim o ü M ot iva ción ü Pr á ct ica s in quie t a nt e s: ch a t e a r e n ca bin a , cin t ur ón de se gur ida d

Lo I nvisible : Acciones de Anticipación

int e r ve nido, ot r a s.

Copyright Showeet.com

Figura 3 Las Anomalías son situaciones de no-obviedad que forman parte de las componentes invisibles de una práctica de trabajo



En suma, sostenemos que el esfuerzo organizacional metódico y sistemático por minimizar los incidentes de gestión, erradicando su causa-raíz conforme a la metodología que estamos presentando, permitirá los siguientes logros para la industria:



Que la gestión de sus negocios sea más segura. El ordenamiento y la planificación de la acción organizacional que se requiere para minimizar los incidentes de gestión, reducirá significativamente los espacios de improvisación organizacional. Ello permitirá un control comparativamente mayor de los riesgos. Minimizar esos incidentes implica cero accidentes.



Que la gestión de sus negocios sea más productiva. La reducción de los incidentes de gestión, permitirá aumentar la continuidad de marcha de sus sistemas productivos y consecuentemente, se incrementarán las cifras de producción utilizando los mismos recursos.



Que la gestión de sus negocios sea más rentable. La reducción tanto de las reparaciones como de la utilización anticipada de repuestos, sumada a la reducción de los tiempos improductivos, aumentará los tiempos de utilización de los equipos. Ello hará que la gestión sea más costo-efectiva por la reducción del desperdicio. Menores costos, en definitiva.

Al final, los resultados mostrarán que, efectivamente, “se hace más con lo mismo” y se constituirán en una contribución relevante al incremento de la competitividad que persigue la

137

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS industria. En la Figura 4 se muestra la diferencia que trae nuestra propuesta de innovación comparada con la simplificación que hace Dekker et al (Dekker et al, 2014).

Accidentes

Accidentes

Incidentes

Q-Incidentes

Q-Incidentes

Incidentes

Actos Inseguros

Anomalías

Pirámide de Seguridad de Bird

Pirámide resultante de

Interpretada por Dekker et al

Minimizar los Incidentes.

Figura 4 La gestión de incidentes. En la pirámide correspondiente a nuestra propuesta, un incidente es un evento que produce pérdidas económicas al negocio

LA INNOVACIÓN DIGITAL PARA MINIMIZAR LOS INCIDENTES DE GESTIÓN Para ilustrar este punto, en la Figura 5 presentamos nuestro modelo de gestión Mina, configurado como una red de valor (Nalebuff & Brandenburger, 1996). Su sistema productivo está compuesto por los procesos de perforación, tronadura, carguío y transporte. En algunas empresas, se incluye el proceso de chancado primario. Los semáforos son utilizados para indicar la efectividad de cada proceso. En primer lugar, para verificar el equilibrio de la capacidad productiva requerida por el plan de negocios. Por ejemplo, si la tasa de extracción requerida fuera de 400.000 tpd, ese equilibrio se logra al perforar, tronar, cargar y transportar, al menos, 400.000 t cada día, 24/7. De allí la importancia de los inventarios de material quebrado. En segundo lugar, los semáforos permiten verificar el cumplimiento de las condiciones de satisfacción que permiten maximizar la recuperación del cobre contenido en las reservas minerales. Por ejemplo, las condiciones de satisfacción que debe cumplir la tronadura para contribuir a la efectividad del carguío y del chancado.

138


INCIDENTES DE GESTIÓN

M ÓD ULOO D E I N N OV ACI ÓN D I GI TAL

MILES DE IMPREVISTOS

PUNTOS DE FUGA DE VALOR

Sist e m a D ispa t ch Diseño y Secuencia de Explotación

PLAN DE NEGOCIOS

NO CONSIDERA IMPREVISTOS

Contratos de Terceros

PERFORACIÓN TRONADURA

CARGUÍO

Trabajadores Propios

MINIMIZAR

Presupuesto de Operaciones

Trabajadores de Terceros

LOS

P LAN I FI CACI ÓN

CHANCADO PRIMARIO

TRANSPORTE

CERO ACCIDENTES MÁS PRODUCTIVIDAD MÁS RENTABILIDAD

Servicios de Apoyo

EL P ROPÓSI T O COM ÚN : PUNTOS DE FUGA DE LA RED DE VALOR: LOS IMPREVISTOS (FALLAS Y TIEMPOS IMPRODUCTIVOS)

M AN TEN I M I EN TO

O PERACI ON ES

Figura 5 El modelo de gestión Mina configurado como una red de valor

En la Figura 5, además, presentamos nuestro módulo de innovación digital, el cual permite generar los incidentes de gestión y que cuenta con el respaldo del Comité de Desarrollo Productivo de la Región de Antofagasta. En cuanto a prototipo de innovación en la industria, ha sido identificado como Proyecto 16PIRA-64514. Los datos de entrada, su “input”, son las fallas electromecánicas y tiempos improductivos registrados por el sistema Dispatch. Los entregables, el “output”, los incidentes de gestión que retroalimentan a la planificación; al mantenimiento, vía la interoperabilidad con el sistema SAP/PM o Ellipse; y a las operaciones. Estos incidentes también retroalimentan al sistema de gestión de seguridad y salud ocupacional correspondiente. El primer objetivo, es asegurar la integridad, representatividad y unicidad de los incidentes de gestión en la Mina. El segundo objetivo, es que este KPI active acciones correctivas en la organización para modificarlos. Efectivamente, este KPI es importante en cuanto a la referencia que necesita la organización para verificar sus avances hacia minimizarlos. Como ya lo hemos señalado, en la cotidianeidad de las operaciones de la Mina, los puntos de fuga de la red de valor son los imprevistos. Los denominamos como incidentes de gestión porque generan pérdidas económicas y aumentan la exposición al riesgo de la organización. El desafío clave de la gestión de un sistema productivo como el de la Mina, es cómo pasar de la información a la acción de la manera más efectiva posible. Sobre todo, porque tenemos evidencias que en la minería no se utiliza más del 5% de la Big Data que generan sus sistemas digitales. La ocurrencia de los incidentes de gestión se minimiza cuando se minimizan las anomalías; cuando se cierran las brechas entre “lo que es” y “lo que debiera ser” en el proceso de gestión de la Mina. En otras

139

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS palabras, cuando se cierran las brechas entre los resultados reales y los resultados proyectados por el plan de producción correspondiente. Dado que los planes de producción no consideran imprevistos, la organización debe alcanzar el estado cero imprevistos para conseguir los indicadores de tales planes. En consecuencia, el propósito de la gestión de la Mina, siguiendo con nuestro ejemplo, es minimizar los imprevistos, es minimizar los puntos de fuga de su red de valor. Por lo tanto, el KPI debe medir el desempeño de la gestión sobre la base de los imprevistos y ello cambia la heurística de los actuales sistemas de despacho. Sus actuales capacidades de monitoreo y conformación de la Big Data están en elevados niveles de confiabilidad. Lo que se requiere ahora es agregarles capacidades de funcionamiento autónomo que activen acciones correctivas inmediatas de la organización.

LOS INCIDENTES DE GESTIÓN: EL KPI DE LA EXCELENCIA OPERACIONAL Ra n go de D u r a ción de l I m pr e vist o Ele ct r om e cá n ico

Mes 1

Mes 2

Mes 3

Mes 4

Mes 5

Mes 6

Nº de Re gist r os

Tot a l H or a s

Nº de Re gist r os

Tot a l H or a s

Nº de Re gist r os

Tot a l H or a s

Nº de Re gist r os

Tot a l H or a s

Nº de Re gist r os

Tot a l H or a s

Nº de Re gist r os

Tot a l H or a s

- Fallas de 0 a 1 hora

522

254

536

263

552

264

489

230

432

204

482

224

- Fallas de 1 a 2 horas

198

286

219

316

233

346

225

323

194

283

219

317


172

477

177

512

229

661

237

684

192

530

237

666


100

644

113

643

144

835

151

850

113

620

157

868


62

722

73

1.295

63

740

92

1.007

85

991

87

986


53

1.204

53

1.295

60

1.364

69

1.680

46

1.104

63

1.504

- Fallas >36 horas

65

6.964

36

6.342

54

5.897

55

6.115

70

8.381

65

7.228

Tot a l

1 .1 7 2

1 0 .5 5 1

1 .2 0 7

1 0 .6 6 6

1 .3 3 5

1 0 .1 0 7

1 .3 1 8

1 0 .8 8 9

1 .1 3 2

1 2 .1 1 3

1 .3 1 0

1 1 .7 9 3

Pr om e dio D ia r io

39

9

39

9

45

8

43

8

37

11

42

9

N º CAEX Fu e r a de la Ope r a ción por I m pr e vist os Ele ct r om e cá n icos

15

14

14

15

17

16

Figura 6 Registros de fallas y tiempos de reparación de una flota de 78 CAEX, durante un periodo de 6 meses de operación. En promedio, 16 CAEX fuera de la operación por esta causa

En la Figura 6 se muestra un caso real referido a la operación de una flota de 78 camiones de extracción, CAEX. Esos camiones tienen su vida económica vigente y los datos que se presentan, corresponden a fallas que requirieron atención electromecánica para regresarlos a la condición operativo. Hemos clasificado las fallas en función de los tiempos requeridos para repararlas. Las columnas correspondientes a cada mes representan el número de registros de las fallas y la suma de los tiempos de reparación para regresarlos a la condición operativo. Los rangos de tiempos de reparación permiten establecer prioridades en los análisis de causa raíz y los correspondientes planes de cierre de anomalías. Ciertamente, las fallas no sólo se derivan de deficiencias del mantenimiento. La causa-raíz de estos incidentes puede estar en deficiencias en las prácticas de planificación, deficiencias en las condiciones del escenario de operación de los CAEX y también, por deficiencias en las prácticas de operación de estos equipos.

140

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Obsérvese que durante los 6 meses de operación de esa flota de 78-CAEX, los registros corresponden a 7.474 fallas. Los tiempos de reparación suman 66.119 horas. Este total de horas equivale a un promedio semestral de 16-CAEX fuera de la operación por fallas. Estos 16-CAEX equivalentes se obtienen de dividir el total de 66.119 horas de reparación por 24 horas*30 días*6 meses = 4.320 horas semestrales por cada CAEX nominal. En la Figura 7, se muestran los tiempos improductivos referidos como pérdidas operacionales. No hemos incluido aquellos relacionados con detenciones estructurales como los cambios de turno y colación. Durante los 6 meses de operación de esa flota de 78-CAEX, se acumularon 27.867 registros con un promedio mensual de 2.788 horas improductivas. Este total de horas equivale a 4-CAEX permanentemente fuera de la operación por esta causa. Mes 1

Mes 2

Mes 3

Mes 4

Mes 5

Mes 6

Ca u sa de Tie m pos I m produ ct ivos

N º de Re gist r os

- Pista Obstruida - Esperas: Palas/Chanc. - Tronadura

Tot a l H or a s

Nº de Re gist r os

164

51

1.252

481

Tot a l H or a s

Nº de Re gist r os

134

49

633

296

Tot a l H or a s

N º de Re gist r os

Tot a l H or a s

Nº de Re gist r os

Tot a l H or a s

164

47

275

105

232

92

164

56

355

138

333

157

198

94

229

119 16

Nº de Tot a l Re gist r os H or a s

46

17

63

24

38

17

28

9

46

15

47

- PO con Operador

575

247

288

128

102

46

36

23

50

27

43

17

- CAEX sin Operador

796

488

1.069

986

1.132

1.217

1.250

1.330

1.099

1.251

1.343

1.621

- Relleno de Petróleo

2.136

680

2.409

819

2.406

818

2.465

879

2.239

742

2.357

767

- Otras No Programadas

190

74

303

356

231

162

256

836

431

755

260

678

Tot a l

5 .1 5 9

2 .0 3 8

4 .8 9 9

2 .6 5 8

4 .4 2 8

2 .4 4 5

4 .6 4 3

3 .3 3 9

4 .2 9 5

2 .9 7 6

4 .4 4 3

3 .2 7 4

Pº M º D ía

172

0,4

158

0,5

148

0,6

150

0,7

143

0,7

143

0,7

N º de CAEX Fue r a de la Ope r a ción por Tie m pos I m produ ct ivos

3

4

3

4

4

4

Figura 7 Registros de tiempos improductivos en la operación de una flota de 78 CAEX, durante un periodo de 6 meses de operación. En promedio, 4-CAEX fuera de la operación por esta causa

La suma de los tiempos de reparación de fallas y de tiempos improductivos, mostrados en las Figuras 6 y 7, equivalen a un total de 20-CAEX fuera de la operación por estas causas. Considérese que estos datos corresponden a la evaluación de la gestión de transporte de una flota CAEX de una sola Mina. En los 6 meses de observación de esta flota de 78-CAEX, el sistema Dispatch registró más de 30.000 interrupciones a su continuidad productiva. Es decir, más de 30.000 incidentes de gestión que generan pérdidas económicas al negocio y aumentan el nivel de exposición al riesgo de la organización. Este elevado nivel de ocurrencia de incidentes, debe ser observado con acciones específicas para reducirlo y seguidamente, considerar que se trata de una muestra que no incluye aquellos incidentes que se derivan de la planificación, mantenimiento y operación de perforadoras, palas, cargadores, tractores, motoniveladoras, chancadores, etc.

141


POTENCIAL DE MEJORA 20 CAEX

CON CEPTO

CAEX EQUI V ALEN TES

NOMINAL

78 CAEX

MANTENIMIENTO PLANIFICADO

4 CAEX

FALLAS ELECTRO/MECÁNICAS

16 CAEX

7.474

PÉRDIDAS OPERACIONALES

4 CAEX

27.867

CAMBIO

POTENCIAL DE MEJORA 5 CAEX

INCIDENTES

DE

TURNO

2 CAEX

RELEVO + COLACIÓN

3 CAEX

TRANSPORTANDO

50 CAEX

DE

GESTIÓN = IMPREVISTOS

T OTAL D E R EGI STROS I M PREVI STOS

+ 30.000 INTERRUPCIONES A CONTINUIDAD OPERACIONAL

DE

LA

+ 30.000 INCIDENTES DE GESTIÓN

QUE GENERAN PÉRDIDAS ECONÓMICAS

Figura 8 Resumen del Análisis de la Gestión de Transporte de 78 CAEX, durante un periodo de 6 meses de duración.

En la Figura 8 se muestra un resumen del análisis realizado para este caso y en particular, queremos destacar lo siguiente: 

Más de 30.000 imprevistos con tiempos improductivos que resultaron en pérdidas económicas al negocio. Eso los transforma en más de 30.000 incidentes de gestión.



En promedio, 50 CAEX de una flota de 78 unidades estuvieron efectivamente transportando materiales.



La atención de las fallas ocupa un 83% del total de las actividades de mantenimiento. Sólo un 17% da cuenta de actividades preventivas.



Obsérvese el restringido espacio de mejoramiento al actuar en los cambios de turno o mejorar la coordinación de la colación. Un potencial de 5 CAEX respecto de aquellas 20 unidades fuera de la operación por imprevistos. En este caso, la observación de lo que se llama “el efecto gaviota” en el desempeño de la gestión del transporte, sólo produce mejoramientos marginales.

142


CONCLUSIÓN: HACIA “LO QUE DEBIERA SER” EN LA INDUSTRIA Evaluamos tener suficientes argumentos para respaldar nuestra propuesta de gestión. Minimizar los puntos de fuga de la red de valor del negocio minero implica cero accidentes, más productividad y más rentabilidad. Lo primero que se requiere para implementarla, es que desarrollemos nuevas capacidades de observación y acción.

Eso implica abandonar el

paradigma que las fallas de los equipos se producen por deficiencias de mantenimiento. La planificación y las operaciones son contribuyentes muy importantes. Los incidentes de gestión derivados de la planificación de la Mina, tienen que ver, principalmente, con los diseños de Fases; con la forma como se secuencia la explotación de la Mina; con la disposición de los equipos mayores para equilibrar la capacidad productiva perforación, tronadura y carguío; con las rutas de transporte y áreas de vaciado, y sobre todo, con la capacidad de las rampas de acceso y extracción de materiales de la Mina. Los incidentes derivados de la gestión del mantenimiento tienen que ver, principalmente, con: inspecciones deficientes; falta de repuestos y/o materiales inapropiados; insuficiente control de calidad en las intervenciones electromecánicas; deficiencias en las competencias del personal; deficiencias en el monitoreo de los sistemas rotatorios de los equipos; deficiencias en la programación del mantenimiento; elevado nivel de backlog o mantenimiento no ejecutado o incompleto. Los incidentes derivados de las operaciones, tienen que ver con deficiencias tanto en las condiciones del escenario de operación como en deficiencias en las prácticas de operación de los equipos. Por ejemplo, deficiencias en los preparativos operacionales que se requieren en la perforación; atrasos y/o fallas en el control de calidad de las tronaduras; deficiencias en el despacho de los camiones de extracción; deficiencias en el mantenimiento de las pistas de transporte y áreas de carguío y vaciado de CAEX; fallas en la capacitación y/o entrenamiento incompleto de los operadores; deficiencias en la coordinación de los cambios de turno y colación. En la Figura 9, se muestran los ámbitos de revisión para los efectos de reconfigurar las aplicaciones de ingeniería y gestión. Tenemos la certeza que utilizando las distinciones que hemos presentado en este artículo, renovará la comprensión de trabajo de los supervisores y trabajadores, tanto de la dotación propia como de terceros. Estos argumentos, nos permiten sostener que el propósito común que activa el trabajo en equipo [planificación + mantenimiento + operaciones], emerge cuando el propósito del juego es minimizar los imprevistos; minimizar los incidentes de gestión.

143


Pla n ifica ción

M a n t e n im ie n t o

Ope r a cion e s

ü Leyes ü Estabilidad de Taludes ü Respuesta Metalúrgica de las Reservas Minerales ü Los diseños y el secuenciamiento de la explotación son factores determinantes en la productividad de los equipos y variabilidad de los procesos ü Planificación rigurosa de la Producción, asegurando (1) el equilibrio de la capacidad productiva Perforación è Tronadura è Carguío è Transporte; (2) el logro oportuno de las líneas de programa; y (3) vías expeditas de tráfico de CAEX.

ü

Cambiar el foco en la disponibilidad hacia minimizar la ocurrencia de fallas electromecánicas derivadas de deficiencias en las actuales prácticas de mantenimiento.

ü

Mantenimiento basado en las prácticas de la Confiabilidad y en una relación Mantenimiento Planificado 70% v/s Mantenimiento Correctivo 30%.

ü

Integrar la cadena de abastecimiento de repuestos, materiales y herramientas para minimizar las demoras y atrasos en la ejecución del mantenimiento.

ü Reconfigurar el flujo de materiales sobre la base de las prácticas de la Confiabilidad, aumentar la utilización del Dispatch para maximizar la productividad de los equipos. ü Minimizar los tiempos improductivos derivados de deficiencias en la coordinación, y en las condiciones y prácticas de operación de los equipos.

Mejoramiento Continuo

Mejoramiento del Aprendizaje

Reconfigurar las aplicaciones de ingeniería y gestión para renovar comprensión de trabajo de los supervisores y trabajadores, tanto propios como de terceros; crear nuevos estándares de desempeño y rediseñar las prácticas de trabajo.

ü Proveedores más centrados en la productividad, por ejemplo, Tronadura: ¿Qué es mejor para el negocio? ¿Comprar explosivos o comprar material quebrado en piso?

M á s Se gu r ida d, M á s Pr odu ct iv ida d y M á s Re n t a bilida d

Figura 9 “Hacia lo que debiera ser”: Los ámbitos de revisión y el foco de acción de la acción organizacional

REFERENCIAS Aguiar, Santiago. “Huelgas y paros en el 2015: Entre el Parlamento y las calles”, Estudios del Trabajo, Informes de conflicto social, Santiago, (2016) Antúnez, Ricardo. “Los sentidos del trabajo. Ensayo sobre la afirmación y negación del trabajo”, Editorial Herramienta, Taller de Estudios Laborales, Buenos Aires, (2005). Baltera, Pablo & Dussert Juan P. “Liderazgos sindicales emergentes. El caso de los trabajadores subcontratados de la salmonicultura, minería del cobre y forestales”. División de Estudios, Dirección del Trabajo, Andros Impresores, Santiago, (Enero, 2010), pp. 144. Bird, Frank, Germain, George & Clark, Douglas. “Practical Loss Control Leadership”. Det Norske Veritas, USA, Third Edition, 2007, pp. 488. Braverman, Harry. “Labor and Monopoly Capital. The Degradation of Work in the Twentieth Century”. Monthly Review Press, New York, 1998, pp. 338. Carrillo, Martín. “La negociación colectiva y sus retos actuales”, Memorias XXXII Congreso Nacional de Derecho del Trabajo y de la Seguridad Social”, Bogotá, (Mayo, 2014). Cerda, René. “La masacre de El Salvador, Huelgas, represión y solidaridad obrera en los Campamentos Mineros del Cobre 1965-1966”, Ediciones Sartaña, Santiago, (2014), pp. 221.

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Sistema gestión en el control de mineral mina Zaldivar Miguel Calvo 1 (*), Dionisio Betancur 2, 1

Superintendente Geología, Minera Zaldivar SpA.

2

Geólogo de Control Producción, Minera Zaldivar SpA.

RESUMEN Minera Zaldívar SpA, perteneciente al Grupo Antofagasta Minerals y Corporación Barrick Gold (50/50 %), es una operación de extracción cobre a rajo abierto extrayendo 65.000 ton día de mineral, posteriormente por lixiviación en pilas y electro-obtención produce cátodos de cobre 99.9% de pureza. El sistema de gestión de control operativo de la mina, tiene a Dispatch de Modular Mining Systems. Este permite administrar y controlar en tiempo real la extracción de materiales desde las frentes de carguío mina, a traves de palas o cargadores y transporte con destinos al: Chancado Primario, Stocks (alta ley), Pilas Dump Leach y botadero estéril, generando un mejor control de la producción. Dispatch en Zaldívar, tiene integrado software propio denominado Geozald que corresponde al modelo de bloques de producción por bancos, de tamaño 5 m x 5 m x 15 m, georeferenciados y clasificados según la etapa y banco en: polígonos, tonelaje, ley y tipificación de minerales y lastre. Esta información se basa en la caracterizaciónn geológico-económica de cada banco previamente evaluado por el área Geología de Control Mineral, datos tomados a través de la información de pozos de tronadura y leyes químicas de cobre. Esta herramienta permite en tiempo real, la locación de los equipos de carguío y transportes, logrando visualizar y generar reportes de tonelaje/ley de los materiales extraídos por c/u equipos, así como reconocer cada bloque extraído y

controlar su correcto envío a destino, determinar calidad y dilución. La

operación con Geolzald, se ha registrado diluciones de un 2 % del total del material enviado al Chancador Primario, afectando la ley del programa hasta en 2 %.

146


La integración de Dispatch y Geozald, son herramientas importantes en la gestión de la mina y el control del mineral, permite planificar y controlar, en línea la operación minera mejorando la productividad de nuestros recursos.

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INTRODUCCIÓN La Mina Zaldivar se ubica en la precordillera de la II Región de Chile, a 175 Km al NE de la ciudad de Antofagasta (Figura 1) y a una altitud promedio de 3.200 m.s.n.m.

Figura 1 Esquema e imagen satelital ubicación Mina Zaldívar

La faena minera pertenece al Grupo Antofagasta Minerals y Corporación Barrick Gold (50/50 %). Se desarrolla una operación de extracción cobre a rajo abierto, los bancos del yacimiento tienen una altura de 15 metros y sus ángulos generales de talud varían entre los 38 y 53 grados. Las rampas de transporte del rajo han sido diseñadas con un ancho de 30 metros, de modo de permitir la circulación de vehículos de gran tonelaje. Realizado el proceso de tronadura diaria, el material extraído es cargado en camiones y, dependiendo de su ley de cobre, se envía al proceso de chancado primario, donde comienza el proceso de extracción del cobre del material de alta ley; a la pila de lixiviación Dump Leach, donde se procesa el material de baja ley que se somete a lixiviación sin pasar por chancado; o es enviado a los botaderos de estéril en donde se acopia el material sin ley (Figura 2).

Figura 2 Diagrama simplificado proceso producción cátodos de cobre

El mineral chancado es depositado en una Pila Dinámica, la que es irrigada por goteo durante aproximadamente diez meses con una solución de ácido sulfúrico al 4%. La solución rica en

148

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS cobre proveniente de las pilas es purificada y ingresa a la nave de electro-obtención, produciendo cátodos de 99.9% de pureza de cobre. Los cátodos de Zaldívar cuentan con el registro LME de la Bolsa de Metales de Londres desde marzo de 1998. (Figura 3).

Figura 3 Cátodos de cobre de 99.9% de pureza

El área de geología control mineral, basado en un modelo operacional establece un sistema de control mineral el cual está enfocado principalmente generar las zonas minerales a extraer y asegurar la ley mina programada, controlando rigurosamente las perdidas por dilución y desviaciones durante la extracción. En este proceso se utiliza el sistema Dispatch de Modular Mining Systems, herramienta la cual permite administrar y controlar en tiempo real la extracción de materiales desde las frentes de carguío, generando un mejor control de la producción y eficiencia de los recursos, permitiendo disminuir los errores y los costos operacionales.

SISTEMA CONTROL MINERAL Minera Zaldívar constantemente esta en búsqueda de la optimizaron de sus recursos, tanto en las personas como técnicas de perforación, carguío y transporte. Para estos procesos utiliza el sistema Dispatch sustentado en el modelo operacional bajo un sistema de control mineral.

Modelo operacional del sistema de control mineral El modelo operacional en el cual se desarrolla el proceso productivo se basa en la generación información de múltiples áreas de la empresa que alimentan una base de datos (Figura 4), para finalmente agrupar y evaluar esta información en el software Vulcan con parámetros técnicos y económicos que rigen en la compañía.

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Figura 4 Modelos operacional del sistema de control mineral

El desarrollo operacional se inicia con el diseño de las mallas de perforación por el área de geomensura, acorde al sector que se va a perforar (banco, espaciamiento, desarrollo operacional) y bajo parámetros entregados por el departamento Perforación y Tronadura. Estas mallas es marcada en terreno o ingresada Sistema Dispatch para visualización vía GPS en maquinas de perforación (Figura 5).

Figura 5 Diseño y desarrollo mallas de perforación en Disptach

La validación de este proceso se realiza un control en terreno de la perforación de las mallas con respecto al diseño, la morfología del cono del pozo de tronadura y posteriormente se chequea las coordenadas de GPS de los pozos perforados, informados a través de geomensura. Una vez perforada la malla, personal de geología ingresa al área perforada y realiza el muestreo de los pozos de tronadura (Figura 6). Por procedimiento la malla no debe ser tronada si no ha sido muestreada completamente y son validadas según procedimiento (numero de incrementos, ingreso a fondo del cono, y peso muestra) mientras el control de calidad de las leyes se realiza QA/QC.

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Figura 6 Proceso muestreo pozos de perforación en la mina

El mapeo geológico es realizado el geólogo e ingresado en un equipo de terreno en el software Acquire. El mapeo geológico de cada pozo de tronadura incluye tipo de compósito, litología, alteración y mineralización. Posteriormente se actualizan las leyes pozos de tronadura desde Labware (programa de leyes del área de laboratorio químico) descargado directamente a la base en Acquire. Validación mapeo geológico con leyes pozos tronadura (mapeado terreno versus compósito calculado; litología y minerales), con el objetivo de exportar una base consistente al Vulcan software para la evaluación de los minerales (Figura 7).

Figura 7 Validación mapeo geológico pozos de perforación en Acquire

Una vez finalizados y validados los proceso anteriores se genera información con las muestras de pozos de tronadoras de cada banco, etapa y geología de la mina (litología, alteración, mineralización) y las leyes de CuT, CuS y CnCu de cada una de las muestras. Luego se exporta al software Vulcan siendo evaluadas económicamente con los parámetros de la empresa, obteniendo un modelo de bloques de 5 m x 5 m x 15 m generando polígonos de extracción operacionales y clasificando según las leyes en óxidos, sulfuros, primarios, mixtos y lastres (figura 7). Además estos modelos son enviados al área de ingeniería planificación para la programación semanal.

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Figura 8 Polígonos de marcación en Vulcan

Posteriormente los modelos y polígonos de marcación son exportados al sistema Geozald y Disptach para generar la base de datos e integrando al sistema de navegación de equipos de extracción y las zonas minerales marcadas en pantallas de palas y camiones (Figura 9).

Figura 9 Visualización de los polígonos de extracción en Dispatch

SISTEMA DISPTACH Dispatch es un sistema de gestión y administración minera que permiten obtener mayor producción minera y disminuir los costos operativos en los procesos de extracción y transporte. Básicamente está encargado de registrar cada evento que se producen durante los distintos ciclos en la mina y es la base para que el sistema permita calcular la ruta óptima de transporte de material. El sistema Dispatch integra cinco de módulos enlazados entre si, el primero corresponde al módulo Dispatch la cual se encarga de obtener el máximo rendimiento de equipos de transporte (camiones) y de carguío (palas y cargadores frontales). Segundo módulo Masterlink encargado de las comunicaciones entre la sala de despacho y los equipos. El tercero es Provisión base en línea del sistema de alta precisión que poseen los equipos (Palas, Perforadoras, Cargadores Frontales), y generando su geolocalización en tiempo real y entregando una línea de avance llamada Digline, en cada equipo. Cuarto módulo Minecare corresponde al área de mantenimiento de los equipos entregando un monitoreo tiempo real para mantenciones preventivas. Y finalmente el quinto Modulo Powerview que es la base de datos del sistema.

152


Módulo Dispatch El módulo Dispatch se basa en un sistema de comunicación vía GPS entre los equipos de la mina, utilizando Masterlink y Provision recibe la información de los movimientos en ruta de los equipos. Con esta información se optimizan el carguío y transporte de materiales (mineral chancado, pilas, o lastres) actualizando las rutas mas cortas y priorizando las necesidades de alimentación según programa semanal o diario en la mina. A través de este modulo se reporta en tiempo real el avance del carguío de los equipos, el origen de los materiales, el tonelaje y los destinos de los materiales extraídos, pudiendo generar reportes diarios, semanales o mensuales. Además se realiza un mayor control de las asignaciones de equipos corrigiendo en casos de errores de destinos y o por fallas operacionales en chancadores, la planta u otros equipos se pudiendo destinar a minerales a zonas de stocks, dando continuidad al proceso de extracción.

Módulo Geozald Iniciado el proceso de extracción se utiliza Geozald, cuya base de datos es manejada por el área de geología para el control mineral. Esta plataforma trabaja en forma conjunta con Dispatch, y posee la base del modelo geológico obtenido de Vulcan. Y a través de esta herramienta permite controlar en tiempo real las leyes de los materiales extraídos de la mina (minerales y lastres) según los polígonos, leyes, bancos y ubicación espacial de cada uno de los equipos en la mina (figura 9).

Figura 10 Reporte de mineral enviado a Chancado Primario en Geozal

ANÁLISIS Y VALIDACIÓN CONTROL MINERAL Finalizado el turno operacional de 24 horas, se realiza la validacion y comparación de los cuerpos minerales extraídos versus los marcados por Vulcan (Figura 11). Todo este proceso automatizado, es para minimizar la intervención manual y así evitar perdidas y diluciones del material que se extrae desde la mina.

153


Figura 11 Comparativa de los polígonos minerales con destinos de materiales extraídos

El analisis del control mineral se realiza a traves de los avances diarios de los equipos de carguío, enviado por geomensura y sumado a los buckets (puntos GPS de las baldadas de los palas y cargadores frontales) extraidos desde Geozald (Figura 12). Se exportan a Vulcan y realizan los calculos de tonelajes y leyes de cada unos de los materiales extraidos por banco y destino. En el proceso control mineral también es importante el resultado de la torre de muestreo del Chandador Primarios, conocido como muestreador automático de la correa 6. Es un equipo de muestreo sistemático con Se obtienen muestras de hasta 80 Kg por cada turno de 12 horas, con frecuencia de corte cada 10 minutos, ubicado después de los chancadores secundarios cuyo objetivo es validar la ley del material alimentado a Chancado Primario y además genera el espejo para las etapas de conciliaciones con los modelos de bloques de reservas del geologia.

Figura 12 Esquema Torre de muestreo del Chancador Primario

Finalmente la conciliacion diaria de los datos se reporta la ley y tonelaje diario de los materiales que se ingresa al Chancador Primario, Stocks (de alta ley y calidad material) y Pilas de lixiviacion

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS (dump leach) con la informacion obtenida a traves del Geozald en su reporte diario. Posteriormente se compara con los con analisis de avance en vulcan (ley y tonelaje) y finalmente se esperan los resultados de las leyes del cortador de muestras que se ubica en el Chancador primario, ley real que es validada según parametros de la compañía.

CONCLUSIÓN Realizar un riguroso y detallado control mineral en el proceso extraccion mineral nos permite optimizar nuestros recursos y asegurar tambien la vida útil de la mina. Y a través de las herramientas de gestion como Dispatch Modular y Geozald representan un valor agregado al negocio minero, permitiendo controlar las leyes de los minerales en tiempo real. Además esta información toma gran relevancia en la toma de decisiones operacionales en la mina en tiempo real, permitiendo no solo corrigir errores en la alimentación y extracción de minerales, sino ademas de aumentar el rendimento de los planes de alimentación, mejorar las leyes y tonelajes calculados, logrando el máximo rendimentos de equipos y asi disminuyendo las desviaciones que ocurren diariamente en la mina Zaldivar. El desarrollo plan minero utilizando Geozal se registra una disminición de ley de CuT cercanas al 2 %, debido al dilución material extraccion mineral de alta ley en un banco, enviando lastres o mineral DL al chancando primário. Sin embargo cuando el sistema no opera la dilución llega 8 a 12 % del total extraido, debido principalmente al no funcionamento del Geozald (falla GPS), falta de control de sala despacho con la operación minera o el control continuo del área geologia. Como mejoramiento en el sistema Disptach, una forma de mejorar el control que se tiene del factor de carga de camiones sería conveniente contar con un sistema de medición de tonelaje de camiones en línea (pesómetro), permitiendo así conocer con exactitud la cantidad real de material que se transporta.

AGRADECIMIENTOS Este informe se basa en el trabajo constate, riguroso y profesional del área de geología control mineral: a Sra. Carolina Vera M, Sr. Patricio Villarroel Z. y Sr. Jhonny Reyes G., además del apoyo de nuestra jefatura Sr. Miguel Calvo Flores.

NOMENCLATURA 

Carguío (Loading): una de las etapas que forma parte del proceso de explotación a rajo abierto. Se refiere específicamente a la carga de material mineralizado del yacimiento.



Cátodos de cobre (Copper cathods): son las placas de cobre de alta pureza que se obtienen en el proceso de electrorrefinación y de electroobtención,y tienen una concentración de 99,9%.

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Chancador primario (Primary crusher): es la maquinaria que realiza el primer proceso de chancado del material. Éste puede ser un chancador giratorio, el que está formado por una superficie fija y una superficie móvil, ambas con la forma de un cono invertido.



Composito (Composit): corresponde a una caracterizacion geológico-metalúrgico de cada unidad rocosa que se encuentra en la mina, considerando mineralización, alteración, litologia y consumo acido sulfúrico.



CuT (Copper Total): ley de cobre total del analsis de una determinada muestra.



CuS (Copper Soluble): ley de cobre solublel del analsis de una determinada muestra.



CnCu (Copper Cyanurable): ley de cobre cianurable del analsis de una determinada muestra.



Dilución (Dilution): mezcla de mineral con estéril producto de la tronadura y/o carguío. Tiene consecuencia directa en la menor recuperación de mineral en los procesos de beneficio.



Estéril (Waste): material que no tiene cobre (o bajo la ley de corte), el cual es enviado a botaderos.



Ley de cobre (Copper grade): Porcentaje de cobre que encierra una determinada muestra. Se habla de una ley del 1% significa que en cada 100 kilogramos de roca mineralizada hay 1 kilogramo de cobre puro.



Lixiviación (Leaching): proceso hidrometalúrgico mediante el cual se provoca la disolución de un elemento desde el mineral que lo contiene para ser recuperado en etapas posteriores mediante electrólisis. En la lixiviación del cobre se utiliza una solución de ácido sulfúrico (H2SO4).



Malla de perforación (Diamond drilling layout): plano que identifica la disposición de la perforación en una zona determinada de la mina. Este se utiliza para realizar la perforación, considerando zona, número, profundidad y diámetro de perforación.



Material (Material): cualquier sustancia que tiene masa y que ocupa un lugar en el espacio.



Mina: Lugar geográfico que está siendo explotado, este puede contener uno o mas pit`s.



Minas a rajo abierto (Open pit mines): Mina se explota en la superficie utilizando una línea de explosivos. Luego de la tronadura, que remueve el material mineralizado, se realiza el carguío en camiones o en cintas transportadoras, usando cargadores frontales o palas mecánicas, que lo llevan hasta la Planta de Chancado para iniciar el proceso de concentración.



Mineral primario (Primary ore): zona primaria. Corresponde a la parte profunda de un yacimiento en que se han preservado las características de su formación original, con minerales formados a grandes presiones y temperaturas, por lo que las rocas son en general duras e impermeables. En yacimientos de cobre, los minerales característicos son los sulfuros bornita, calcopirita y pirita.



Mineral secundario (Secondary ore): zona secundaria. Se ubica inmediatamente sobre la primaria, en que los minerales han sido alterados por efecto de la circulación de aguas

156

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS de origen superficial, lo cual produce disolución de algunos minerales (ejemplo, anhidrita) y enriquecimiento de los sulfuros, aumentando del contenido de cobre, pasando a constituir otro mineral (transformación de calcopirita, con un 35% de cobre, a calcosina, con un 80% de cobre). 

Muestras geológicas (Geological samples): denominación comúnmente dada a cualquier muestra que se toma en terreno para análisis posterior, por ejemplo muestras de pozos de tronadura.



Nivel de piso (Mine base level): término utilizado para definir la cota (altura) que debe existir en los diferentes niveles de una faena minera. El nivel determinado por la altura sobre el nivel del mar (en metros).



Óxidos (oxides): En minería, se utiliza este término para referirse a todos los minerales derivados del proceso de oxidación de un yacimiento, es decir el ataque del mineral por parte del oxígeno proveniente de la atmósfera bajo la forma de fluidos oxidantes (agua, aire) y se forman cerca de la superficie. Entre los minerales oxidados de cobre u óxidos más comunes se tienen los carbonatos (malaquita y azurita), los sulfatos (brochantita y antlerita), el oxicloruro (atacamita y crisocola).



Pilas de lixiviación (leaching): son las acumulaciones de material mineralizado que se realiza en forma mecanizada, formando una especie de torta o terraplén continuo de 6 a 8 m de altura, levemente inclinada para permitir el escurrimiento y captación de las soluciones, sobre la que se riega una solución de ácido sulfúrico para extraer el cobre de los minerales oxidados.



Pit: Lugar físico de explotación, es aquí en donde se encuentran operando los equipos.



Planta (Plant): se refiere a todas las instalaciones industriales en que se realizan los procesos de beneficio de mineral para la extracción del cobre.



Proceso productivo del cobre (Copper production process): la línea de producción de los óxidos y sulfuros, cada una de las cuales tiene por resultado la producción de cátodos de cobre de alta pureza.



Stock pile: acumulación de mineral que generalmente se utiliza en aquellos períodos en los que la mina debe parar, permitiendo mantener el ritmo de producción y de alimentación a la planta de procesamiento.



Sulfuros (Sulfides): minerales constituidos por el enlace entre el azufre y elementos metálicos, tales como el cobre, hierro, plomo, zinc, etc. Los minerales sulfurados de cobre más comunes son calcopirita (CuFeS2, bornita(Cu5FeS4) calcosina (Cu2S), covelina (CuS) y enargita (Cu3AsS4). Un subproducto importante de estos yacimientos es el molibdeno, que está en la forma de molibdenita (MoS2).



Tronadura (Blasting):la tronadura es la fragmentación instantánea que se produce en la roca por efecto de la detonación de explosivos depositados en su interior.

157


REFERENCIAS Curso Sistema Dispatch Nivel Basico (2014) Lagos 2007, Gestion operativa del sistema de despacho estúdio técnico y económico. Modular Mining System. Usando Dispatch, Manual de Operación Sistema de Despacho (2014)

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Construcción de chimeneas con perforación y tronadura – Resumen histórico Mina El Teniente Carlos Vergara 1 (*), A. Music 1, M. Diaz 1, R. Atala 1 1Codelco

Chile – División El Teniente

RESUMEN La División El Teniente tiene una larga historia de pruebas en pos de mejorar el proceso de construcción de zanjas respecto a seguridad, tiempo y costo. En ese contexto la unidad de ingeniería, desarrollo e innovación en perforación y tronadura ha liderado en los últimos años múltiples pruebas de construcción de chimeneas piloto con perforación y tronadura (P&T) con el objetivo de tener una alternativa de menor costo respecto al uso de equipo mecanizado. La metodología de evaluación de las chimeneas consiste en medición de desviación de tiros, monitoreo de vibraciones y realización de escáner a la excavación resultante para un diámetro fijo de 1.5 m y largo variable. El diseño más eficaz es el de un tiro central de 3” rodeado por un anillo de tiros de alivio de 6”, que servirán de cara libre para generar un piloto, y un segundo anillo de tiros de desquinche de 3” que den la forma y diámetro final. La secuencia debe considerar un retardo largo entre el tiro central y el primer anillo (1.500 ms) de modo de permitir la evacuación de material desde el piloto antes que detonen los tiros de desquinche, el retardo recomendado es 25 ms entre tiros contiguos del mismo anillo. Los resultados indican que en un 86% de las chimeneas perforadas a 15 m de largo se logra una altura superior a 11 m efectivos y en el 100% de las chimeneas perforadas a 9 m de largo se logra la altura diseño, esto último permite considerar su aplicación en el método de explotación panel caving convencional donde no se necesitan alturas superiores a 11 m efectivos. El factor más relevante es la calidad de la perforación, se debe controlar el paralelismo de los tiros. Se vislumbra una oportunidad real para implementar chimeneas con P&T no tan solo en la construcción de zanjas, sino también, para otros diseños que requieran una cara libre de este tipo.

159


INTRODUCCIÓN Dentro de los métodos de explotación subterráneos por hundimiento, el panel caving es el método por excelencia utilizado en las faenas más grandes del mundo en sus distintas variantes (convencional, previo y avanzado). Una característica común de la explotación mediante éste método y, en particular de los diseños de perforación y tronadura, es la necesidad de contar con zanjas recolectoras en el nivel de producción y la realización del corte basal del bloque o panel a explotar en el nivel de hundimiento. En relación a lo anterior, este trabajo se enmarca en el proceso de construcción de zanjas en las variantes hundimiento convencional y avanzado que si bien tienen diferencias en los diseños de P&T, en ambos casos se requiere una cara libre inicial para la tronadura de las distintas fases de la zanja. El proceso actual de construcción de zanjas consiste en una serie de etapas a partir del desarrollo y fortificación de la galería de zanja y contrucción de los puntos de extracción. Posterior a eso la chimenea piloto se construye con equipo mecanizado blind-hole, si bien el largo es variable y depende de la altura de zanja requerida, el diámetro es estándar con Φ = 1.5 m. Posterior a su excavación se realiza el tapado o malla de seguridad quedando la zanja en condiciones para ser perforada por operaciones. En la variante hundimiento convencional la altura de zanja varía de acuerdo al sector productivo, en Reservas Norte la altura de diseño es H = 13 m y considerando las dimensiones de la galería de zanja se obtiene una chimenea piloto de largo efectivo L = 9 m. En los sectores Dacita, Esmeralda Bloques y Pacífico Superior la altura de zanja de diseño es H = 15 m y el largo efectivo de la chimenea piloto es L = 11 m. La siguiente figura muestra un perfil longitudinal del diseño de P&T en el sector Reservas Norte, en la parte central la ubicación de la chimenea piloto:

Figura 1 Perfil longitudinal diseño perforación zanja estándar método PCC sector Reservas Norte

160

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS En la variante hundimiento avanzado el diseño considera que el techo de la zanja llega a piso nivel UCL y por lo tanto el largo efectivo de la chimenea piloto es L = 16 m. La siguiente figura muestra un perfil del diseño de P&T de zanja en este método en el sector Diablo Regimiento, se observa que a diferencia del PCC la chimenea piloto debe llegar a piso UCL.

Figura 2 Perfil longitudinal diseño perforación zanja estándar método PCC sector Reservas Norte

La tronadura de una zanja en el hundimiento convencional se realiza en dos fases de tronadura, la primera fase o canalón que utiliza la chimenea piloto como cara libre y posteriormente la segunda fase que corresponde a la apertura del cajón completo ocupando el espacio disponible que genera el canalón. En el avanzado la tronadura se realiza en tres fases y al igual que el método convencional la primera fase tiene la función de generar espacio suficiente para la recepción del esponjamiento de las siguientes fases. Las chimeneas piloto tienen más aplicaciones; cara libre inicial en tronaduras de Slot en UCL, chimeneas de traspaso de mineral y también como una eficaz forma de recuperar altura de hundimiento cuando ocurren daños relevantes en las calles del UCL (Rivera, Music & Cisternas, 2016).

161


METODOLOGÍA A partir de las experiencias que partieron en la década de los ’90 en Teniente 4 Sur y Teniente 3 Isla, se estableció como punto de partida para las pruebas el siguiente diseño vista en planta:

Figura 3 Vista en planta diseño perforación chimenea piloto

El detalle de la perforación y tronadura depende de la longitud requerida de la chimenea, la que en general varía entre 9 y 15 m de altura efectiva. Las Tablas 1 y 2 muestran el detalle de P&T para una chimenea piloto de 9 m de altura, ya que, la última serie de pruebas se realizó en el sector Reservas Norte: Tabla 1 Detalle perforación chimenea piloto L = 9 m Perforación

Tiros alivio

Tiros Carga

Diámetro de Perforación (pulg.) Número de tiros Burden (m)

6" 5 -

3" 8 0.40

Longitud barrenada (m) Volumen arrancado (m3)

45

72 15.9

Tabla 2 Detalle tronadura chimenea piloto L = 9 m Tronadura

Anfo

Emulsión

Detonadores electrónicos APD cilindricos Cantidad de Anfo/Emulsión (Kg) Factor de Carga (gr/ton)

16 16 260 6,055

16 16 330 7,685

1,500 ms entre tiro centro y contorno y 25 ms entre tiros de contorno contiguos

Retardo (ms)

162

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS A continuación se muestran los aspectos generales de cada una de las 13 pruebas realizadas entre los años 2014 y 2017, el detalle con la ubicación y los parámetros de diseño se muestra en la Tabla 3:

Tabla 3 Ubicación, diseño y año de prueba de chimeneas con P&T Sector

Reservas Norte

Panel Reno Diablo Regimiento

Ubicación C-7 UCL C-11 UCL C-15 UCL Z-27N C12/13 Z-25N C18/19 Z-24N C17/18 Z-28N C16/17 Z-28N C19/20 Z-24N C18/19

Explosivo Anfo Anfo Anfo Emulsión Emulsión Emulsión Emulsión Emulsión Anfo

L diseño (m) 15.0 15.0 15.0 9.0 9.0 9.0 9.0 9.0 9.0

Φ diseño (m) 1.5 1.5 1.5 1.5 1.5 1.5 1.5 1.5 1.5

Año Prueba 2014 2014 2014 2016 2016 2016 2017 2017 2017

Z-39 C3/4 Z-38 C4/5 Z-38 C19/21 Z-15 C11/13

Anfo Anfo Anfo Anfo

15.0 15.0 16.0 16.0

1.5 1.5 1.5 1.5

2015 2015 2015 2015

Para cada una de las pruebas se definió la siguiente metodología de trabajo en forma secuencial:  Marcaje en terreno del diseño por topografía.  Perforación de tiros de 3”.  Perforación de tiros de 6”.  Medición de largo y desviación de todos los tiros.  Carguío y programación de tiempos de salida de los tiros.  Monitoreo de vibraciones y medición de velocidad de detonación (VOD) a tiro central.  Escáner a la geometría resultante y evaluación de resultados.

Medición de largo y desviación de tiros Tiene como objetivo principal cuantificar la calidad de la implementación en terreno del diseño de perforación de la chimenea piloto. Esta operación se realiza con instrumento de medición digital (sonda) que se introduce en los tiros y mide el campo magnético y gravitacional en las tres componentes, estableciendo las coordenadas del eje del tiro en cada punto que se requiera.

Criterio de desviación largo de los tiros Se mide el largo real del tiro y se establece como criterio de éxito que la tolerancia en la desviación de largo respecto al diseño debe estar en el rango ± 7%.

163


Criterios de desviación en collar y fondo Se determinan las coordenadas reales de los collares y de los fondos de los tiros y se mide la distancia (D) en el plano horizontal (coordenada norte N y coordenada este E) entre las coordenadas teóricas (NT, ET) y reales (NR, ER) para los fondos y collares de todos los tiros barrenados mediante la siguiente ecuación:

𝐷 = √(𝑁𝑇 − 𝑁𝑅 )2 + (𝐸𝑇 − 𝐸𝑅 )2

La tolerancia de desviación en los collares se fija en máximo dos veces el diámetro de perforación, en este caso el diámetro de los tiros a cargar es 3”, es decir, la desviación máxima aceptable en la empatadura es de 0.15 m. Respecto al fondo de los tiros se establece una desviación máxima aceptable del 2% del largo de perforación (~0.2 m) de manera que no se intersecten los tiros en el fondo.

Carguío y programación tiempos de salida El carguío se realiza con anfo o emulsión como explosivo de columna, se utilizan dos cebos por cada tiro el primero se ubica en el fondo y el segundo en la mitad, cada cebo está compuesto por un APD de 150 gr y un detonador electrónico. Los tacos de los tiros de contorno son variables y se fueron modificando a medida que transcurrían las pruebas, sin embargo, el taco del tiro central siempre se mantuvo en 0.5 m. La siguiente figura muestra un tiro central tipo utilizado en chimeneas de 9.0 m de longitud:

Figura 4 Esquema de carguío del tiro central

Respecto a la secuencia, la práctica usual es comenzar con el tiro central con t = 0 y luego el primer tiro de Desquinche con t = 1.500 ms. En todos los tiros el retardo entre el detonador central y el de fondo es de 1 ms partiendo por el central, esto con el fin que en la zona del fondo de la chimenea se concentre una mayor cantidad de energía producto de la acción conjunta del avance del frente de detonación de la columna explosiva y la detonación del cebo del fondo.

164


Monitoreo de vibraciones y velocidad de detonación del explosivo Cada chimenea se monitoreó mediante el uso de dos geófonos triaxiales de campo cercano (frecuencia F = 28 Hz) en las inmediaciones de la tronadura con el fin de verificar que todos los tiros tuvieron salida en la secuencia:

Figura 5 Esquema ubicación geófonos triaxiales respecto a chimenea

Escáner a la geometría resultante y evaluación de resultados Una vez quemada la chimenea se obtiene la geometría de la cavidad resultante mediante un equipo de escáner láser con un sensor de barrido horizontal de 360°. Esta medición también permite cuantificar el “efecto cráter” que se genera en el techo de la galería alrededor de la boca de la chimenea producto de la detonación de los tiros. Es importante señalar que esta tecnología solo permite estimar la excavación generada, pero no entrega información sobre el estado del macizo rocoso alrededor, este puede estar intacto o bien fracturado.

RESULTADOS Y DISCUSIÓN La siguiente tabla muestra los resultados generales obtenidos en cada una de las chimeneas piloto quemadas, en particular respecto de las dos variables de exito más importantes que son diámetro y largo real:

165


Tabla 4 Resultados Geometría Chimeneas con P&T 2014 – 2017 Sector

Ubicación

L real (m)

Φ real (m)

C-7 UCL

15.0 Sin medición Sin medición

1.5 Sin medición Sin medición

9.0

1.5

9.0

1.5

0.0

0.0

9.0

1.5

9.0

1.5

C-11 UCL C-15 UCL

Reservas Norte

Panel Reno Diablo Regimiento

Altura ≥ 11m

Diámetro ≥ 1.5m

SI

SI

SI

SI

SI

SI

SI

SI

SI

SI

NO

NO

SI

SI

SI

SI

Z-27N C12/13 Z-25N C18/19 Z-24N C17/18 Z-28N C16/17 Z-28N C19/20 Z-24N C18/19 Z-39 C3/4

9.0

1.5

SI

SI

11.0

1.5

SI

SI

Z-38 C4/5

9.0

1.5

NO

SI

Z-38 C19/21

11.5

1.5

SI

SI

Z-15 C11/13

13.5

1.4

SI

NO

Los resultados indican que para las chimeneas cuyo largo de diseño es L = 15 m, solo en 3 de los 7 casos se logró obtener la altura deseada (C-7, C-11 y C-15 UCL). En particular en C-11 y C-15 no se pudo realizar la medición debido a que estas 2 chimeneas se realizaron con el objeto de recuperar altura en el frente de hundimiento producto de un colapso en las calles del UCL. Estas chimeneas se quemaron en conjunto con paradas radiales del UCL y se asume el éxito debido a que se recuperó la altura de socavación en el frente de hundimiento. Si bien 4 de las 7 chimeneas quemadas con largo de diseño L = 15 m no alcanzaron la altura requerida, en 6 casos se obtuvo una altura superior a 11 m. Esto es relevante en el sentido que en el método de explotación panel Caving convencional no se necesitan alturas efectivas mayores a 11 m, ya que, la losa ubicada entre el techo de la zanja y el piso del UCL se fragmenta con los tiros negativos de las paradas radiales desde el UCL. Respecto de las 6 chimeneas con largo de diseño L = 9 m, en 5 de los 6 casos se logra la altura y diámetro de diseño y el caso fallido se debe exclusivamente a un exceso de longitud de taco en los tiros de contorno con el fin de minimizar el efecto cráter.

Resultados medición de largo y desviación de tiros Existe una clara mejora en la implementación del diseño de las chimeneas desde el año 2016 en adelante debido principalmente a que se utiliza equipo DTH para la perforación. Con esto se

166

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS logró erradicar los malos resultados que se obtuvieron por una deficiente perforación en los años anteriores. Los siguientes gráficos muestran la evolución de los resultados obtenidos en la desviación de collares y fondos para la Z-39 C3/4 en Panel Reno (2015), Z-25N C18/19 (2016) y Z-28N C19/20 (2017) en Reservas Norte. Dispersión en Collares Z-39 C3/4

Dispersión en Fondos Z-39 C3/4 1.5

Diferencia en coord. Norte [m]


0.3

0.15

0

-0.15

-0.3 -0.3

-0.15 0 0.15 Diferencia en Coord. Este [m]

1 0.5 0 -0.5 -1 -1.5 -1.5

0.3



1.5

0.15

0

-0.15


-1

-1 -0.5 0 0.5 1 Diferencia en Coord. Este [m]

1.5

1.5



0 -0.5

Dispersión en Fondos Z-28N C19/20

Dispersión en Collares Z-28N C19/20

0.15

0

-0.15


1 0.5

-1.5 -1.5

0.3

0.3

-0.3 -0.3

1.5

Dispersión en Fondos Z-25N C18/19

Dispersión en Collares Z-25N C18/19 0.3

-0.3 -0.3


0.3

1 0.5 0 -0.5 -1 -1.5 -1.5


1.5

Figura 6 Vista en planta, dispersión en collares y fondos de los tiros reales de chimeneas Z-39 C3/4 (arriba), Z-25N C18/19 (medio) y Z-28N C19/20 (abajo).

Como es de esperar la desviación en la empatadura de los tiros se encuentra dentro del estándar requerido, la principal diferencia radica en lograr el paralelismo de los tiros para obtener una dispersión mínima en el fondo. Respecto del largo de los tiros, esta variable no tuvo mayor desviación y siempre se mantuvo en el rango ± 7% del largo teórico.

Resultados monitoreo de vibraciones y medición de VOD en tiro central En el monitoreo de vibraciones en el caso de las chimeneas quemadas con emulsión, se observa una característica común a todas las chimeneas y es que en el registro gráfico de la velocidad

167

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS de partícula en función del tiempo se detecta el primer tiro (tiro central), luego en los tiros de contorno se detecta el primer tiro en la salida pero no el siguiente (que además es contiguo al anterior), este fenómeno es probablemente producto de que la detonación del primer tiro del contorno genera desarme del macizo a remover por el tiro siguiente y por ende la baja eficiencia de tronadura de dichos tiros. En el caso del ANFO en general se detectaron todos los tiros detonados, probablemente por efecto del menor VOD del ANFO respecto a Emulsión que no genera desarme de los tiros contiguos. La siguiente figura esquematiza lo anterior tomando como ejemplo Z-28N C19/20 y Z-24N C18/19 que se quemó en dos eventos de tronadura (1 er fase tiro central y 2da fase contorno):

Figura 7 Monitoreo vibraciones en geófono 1 chimenea cargada con emulsión Z-28N C19/20 (arriba) y chimenea cargada con ANFO Z-24N C18/19 tiros contorno (abajo)

168

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Cabe señalar que en ninguna de las 13 chimeneas analizadas se observó daño en las galerías aledañas, producto de las vibraciones generadas. Respecto del VOD, de las mediciones obtenidas para emulsión se mantiene en el rango de 4.500 a 5.500 m/s y las mediciones de ANFO en el rango 3.500 a 4.500 m/s, la siguiente figura esquematiza lo anterior:

Figura 8 Medición VOD tiro central chimenea cargada con emulsión Z-28N C19/20 (arriba) y chimenea cargada con ANFO Z-24N C18/19 (abajo)

Resultados escáner a la geometría resultante Finalmente el mejor indicador de éxito o fracaso en la construcción de la chimenea usando P&T es la geometría resultante. Las siguientes figuras muestran el resultado de la Z-25N C18/19 quemada en septiembre del 2016 y Z-28N C19/20 quemada en febrero 2017, ambas con Emulsión:

169


Figura 9 Resultados escáner y fotografías tomadas post tronaduras chimeneas piloto en Z-25N C18/19 (arriba) y en Z-28N C19/20 (abajo)

En general se aprecia algún grado de angostamiento en el fondo pero que no compromete el resultado de la tronadura de la primera fase de la zanja. En todas las chimeneas piloto quemadas hubo algún grado de efecto cráter en la boca, sin embargo, este fue disminuyendo al transcurrir las pruebas cuando se tomó la desición de insertar pernos lechados en forma de cuña hacia la chimenea previo a la tronadura.

170


CONCLUSIÓN La construcción de chimeneas con P&T demostró ser una alternativa viable respecto a la metodología actual con equipo mecanizado tipo blind-hole. Debe cautelarse la calidad de la perforación en lo posible utilizando equipos DTH (Down the Hole) y disciplina del operador, el alcance de aplicabilidad se recomienda hasta 11 m efectivos, ya que, alturas mayores no se puede asegurar el éxito. En las primeras tronaduras de chimeneas el efecto cráter fue notorio llegando a diámetros de hasta 3 metros, éste se logró disminuir considerablemente con fortificación adicional de pernos lechados en forma de cuña, de hecho en las últimas experiencias se han obtenido valores alrededor de los 2.3 metros de diámetro. No se observan grandes diferencias en los resultados entre tronaduras con anfo o emulsión en una o dos fases. El paso siguiente es realizar la tronadura de la chimenea piloto y la 1 er fase de la zanja en un solo evento de tronadura.

REFERENCIAS N. Rivera, A. Music, C. Cisternas, Recovery of the Undercutting Front in a Mine with Conventional Panel Caving – Case Study at North Reserves Sector pp. 713 – 722, Seventh International Conference & Exhibition on Mass Mining (2016), Sydney, Australia.

171


Modelo probabilístico de estimación de costos para labores horizontales en minería Eric Medel 1 (*), Felipe Sánchez 2 1

Memorista de Ingeniería Civil en Minas, Universidad de Santiago de Chile

2

Analista de Evaluación de Inversiones y Seguimiento de Proyectos, Dirección de

Evaluación de Inversiones y Gestión Estratégica, Comisión Chilena del Cobre

RESUMEN

El presente estudio desarrolla un modelo de estimación de costos unitarios de labores horizontales, mediante ajustes de distribución probabilística, con base en un levantamiento de costos de túneles de distintos proyectos subterráneos de CODELCO. A partir de esta base de datos, se determinó la relevancia estadística de variables críticas que influyen en el costo de construcción de un túnel, lo que permitió parametrizar los costos unitarios y desarrollar un modelo de estimación. Mediante correlaciones múltiples se determinó que las variables críticas que definen los costos de un túnel son las dimensiones de la sección y el grado de fortificación. Considerando estas dos variables se construyó un modelo probabilístico de costos, mediante distribuciones continuas y acotadas. El resultado de este análisis permitió verificar la tendencia creciente de los costos respecto de la sección y del grado de fortificación. Finalmente, se desarrolló un ábaco de costos, cuyas entradas corresponden a la sección y grado de fortificación, lo que entrega el costo unitario de construcción de labores, expresado como una distribución de probabilidad. Como conclusión, se consigue desarrollar un modelo capaz de entregar un rango de costos unitarios para diferentes labores horizontales, no obstante la validez de este modelo está sujeta a una comparación con costos reales, así como a otras variables no contempladas en este estudio, tales como el tipo de túnel, ubicación geográfica, precio del cobre, entre otras.

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INTRODUCCIÓN Un depósito mineral no debería llegar a convertirse en una mina en tanto la utilidad operacional anual estimada después de impuestos sea determinada suficiente para recuperar, con intereses, el costo de capital estimado del desarrollo de la mina. La exactitud de estas estimaciones de costos de capital y operacionales depende de la calidad de la evaluación técnica y del conocimiento de las condiciones de minería y procesamiento proyectadas (O'Hara y Suboleski, 1992). De esta manera, en los proyectos mineros, la estimación de costos de capital y costos de operación es un factor fundamental durante la evaluación económica de estos, pues contribuye a determinar el potencial negocio de la explotación del mineral. No obstante, debido a los distintos niveles de información que existen durante el ciclo de vida de un proyecto es común hallar cierto grado de disparidad o variación entre los costos reales y los estimados, todo esto atribuible a la incertidumbre durante las etapas tempranas de un proyecto. Consecuentemente, existen diversas metodologías de estimación de costos que buscan incluir en sus resultados la incertidumbre como un agente determinante en la concreción de un proyecto, con objeto de establecer rangos confiables para los valores proyectados, como es el caso del modelo desarrollado en este estudio. En particular, en la minería subterránea, la construcción de labores horizontales constituye una porción relevante en los costos de capital y en los costos operacionales, en la medida que son estas obras las que permiten tanto el acceso a las reservas como su extracción económica. Sin embargo, dichas labores se presentan en diferentes tamaños y geometría, con diversos grados de fortificación, emplazadas en roca con propiedades y particularidades únicas, entre otras variables, las cuales definen de manera directa o indirecta el costo de cada labor. Son justamente estos numerosos parámetros los rasgos que dificultan la definición de un estándar de costos para determinado tipo de labor subterránea, por lo que se hace necesario establecer una definición sobre cuáles presentan una contribución significativa en la determinación del valor de una labor horizontal en específico. Es así que en este estudio se desarrolla un modelo probabilístico de estimación de costos unitarios para labores horizontales, en el cual se incluyen las variables críticas del desarrollo de galerías y la variabilidad asociada a los costos, lo cual se expresa como distribuciones de probabilidad. Este modelo proviene de la recopilación de variables técnicas y económicas de labores horizontales desde informes de ingeniería de factibilidad de 27 proyectos de la Corporación Nacional del Cobre de Chile (CODELCO), correspondientes a las divisiones con obras subterráneas. Tal información fue proporcionada por la Dirección de Evaluación de Inversiones y Gestión Estratégica (DEIGE) de la Comisión Chilena del Cobre (COCHILCO) y los contenidos emitidos en este documento cuentan con la autorización de dichas entidades.

173


BASE DE DATOS Objetivo y alcance El objetivo de este estudio es desarrollar un modelo de estimación de costos unitarios para labores horizontales basado en información de proyectos mineros reales. El alcance de este estudio está compuesto por el análisis de la base de datos, la determinación de las variables críticas asociadas a los costos de desarrollo de labores horizontales y la elaboración de un modelo de estimación de costos en función de los resultados obtenidos.

Base de datos Los datos que sustentan el desarrollo de este estudio provienen de estudios de respaldo para etapas inversionales de proyectos de CODELCO, con un nivel de información de factibilidad. Esta información, además de incluir los costos totales y unitarios (expresados en miles de dólares) actualizados al año 2016, comprende variables técnicas que se indican a continuación:  Nombre: Corresponde al nombre con el cual es consignada la labor en la documentación consultada.  Tipo: Corresponde al tipo de labor en función de su objetivo constructivo, emplazamiento o uso. Los tipos de labor de este base de datos son:  Galería de hundimiento  Galería de producción  Galería de zanja  Cabecera  Cruzado  Galería de transporte  Galería de ventilación  Túnel de acceso  Túnel de acceso principal  Túnel correa  Rampa  Otro 

Alto, ancho y sección: El alto y el ancho constituyen las dimensiones geométricas de la galería y están medidos en metros, en tanto que la sección es el área de la superficie transversal de la labor, medida en metros cuadrados.



Largo: Corresponde a la longitud, medida en metros, a lo largo del piso de la galería.

174


Frecuencia de fracturas: Parámetro de caracterización geotécnica que mide el total de fracturas a lo largo de un metro de sondaje y permite caracterizar la calidad del macizo rocoso.



Índice de calidad, RQD (Rock Quality Designation): Es un parámetro de calidad de la roca que se basa en la recuperación de testigos de un sondaje y depende del número de fracturas y la alteración del macizo rocoso. Se mide como la sumatoria de las longitudes de fragmentos mayores a 100 mm sobre la longitud total del sondaje o muestra, con puntajes adimensionales que van desde 0 a 100, siendo estas proporcionales a la calidad del macizo rocoso.



Resistencia de la roca intacta, IRS (Intact Rock Strength): Corresponde a la resistencia a la compresión uniaxal de la roca intacta. Si el macizo rocoso es homogéneo, entonces se considera que IRS es igual al valor característico resultante de ensayos de laboratorio sobre probetas de roca (Karzulovic, 2006a).



Clasificación geomecánica de Bienawski, RMR (Rock Mass Rating): Es un parámetro de clasificación de calidad de macizos rocosos y se compone por la evaluación de diversas variables, a las cuales se les asigna un puntaje que en suma determina el valor final de este índice (Karzulovic, 2006b).



Índice Q de Barton: Es un indicador que permite calificar la calidad geotécnica de los macizos rocosos en una escala logarítmica, que varía de 0,001 a 1000 y considera 9 clases de calidad de macizo (Karzulovic, 2006a), siendo esta calidad proporcional al valor numérico.



Índice de resistencia geológica, GSI (Geological Strength Index): Es un índice utilizado para determinar la calidad geotécnica y se determina en base a dos parámetros que definen la resistencia y la deformabilidad de los macizos rocosos (Karzulovic, 2006a).



Plazo de construcción: Corresponde al plazo, en meses, planificado para la construcción de cada labor, recopilado desde informes técnicos, cartas Gantt y programas de construcción.



Grado de fortificación: Es el nivel de fortificación de la labor, determinado como una propiedad cualitativa en función de los elementos de soporte empleados en dicha obra, a la cual se le asigna una componente cuantitativa, expresada como una calificación cuyos valores se encuentran entre 1 y 7, como se detalla en la Tabla 1:

175

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Tabla 1 Calificación para labores horizontales según grado de fortificación Calificación 1 2 3 4 5 6 7

Elementos de soporte Ninguno Pernos Pernos y malla Pernos, malla, shotcrete Pernos, malla, shotcrete, marcos Pernos, malla, shotcrete, marcos y cables Pernos, malla, shotcrete, marcos, cables y hormigón

En suma, el modelo construido cuenta con 1276 entradas de información, correspondientes a labores horizontales y sus variables asociadas, provenientes de 27 proyectos desarrollados por CODELCO desde el año 2011 hasta el año 2016.

Declaración de confidencialidad La información utilizada para este estudio es de relevancia estratégica para CODELCO y COCHILCO, por tanto, es de carácter confidencial. Es así que los datos presentados corresponden a valores agregados y no se individualizan proyectos, con objeto de salvaguardar los intereses y la confidencialidad de ambas entidades. No obstante, los resultados presentados en las secciones posteriores han sido autorizados para su divulgación en el ámbito académico, tanto por COCHILCO como por CODELCO.

METODOLOGÍA Análisis de la base de datos Con la finalidad de constatar la integridad de los parámetros técnicos para cada labor, se llevará a cabo un recuento de los datos disponibles en cada variable contenida en la base de datos. De este modo, se buscará privilegiar aquellas variables que se presenten con mayor frecuencia, en tanto estas proveerán un mejor soporte a los modelos de estimación. Adicionalmente, se examinará la distribución de estas variables mediante histogramas, de modo de dar cuenta, a grandes rasgos, de la naturaleza de la base de datos. El análisis de la base de datos concluirá con la presentación de la dispersión de los costos en función de la sección de las labores, haciendo caso a la pertinencia de esta variable económica y su tendencia general en la construcción del modelo estimativo.

Determinación de las variables críticas De la información disponible, sólo se conservará como base para el modelo aquel correspondiente a proyectos en etapa inversión, es decir, cuyo nivel sea de factibilidad. Posteriormente, la información será segmentada en subconjuntos de acuerdo a la variable sección, y sobre cada una de estas particiones se calcularán los coeficientes de correlación

176

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS ajustados para una y dos variables independientes, las cuales serán aquellas con un mayor conteo, mientras que la variable dependiente será el costo por metro de labor. A partir de los resultados obtenidos se establecerán las variables de mayor significancia estadística, de acuerdo a las correlaciones obtenidas. Mediante este proceso se comprobará cuáles parámetros de entrada son de mayor relevancia para el modelo de estimación y cuáles no tienen un efecto significativo sobre los costos unitarios.

Ajustes de distribución probabilística Con las parcelas de datos segmentadas según las variables críticas definidas por los resultados de correlaciones, se procederá a realizar ajustes de distribución a fin de incluir la variabilidad y la incertidumbre en el modelo. Esta tarea será ejecutada bajo la noción del análisis de escenarios, en tanto se enfocarán los resultados a mostrar valores extremos (optimista y pesimista) y valores medios de costos unitarios de labores horizontales. Dicho enfoque tendrá por requisito la realización de ajustes probabilísticos con distribuciones continuas y acotadas en un dominio definido inferiormente por el costo unitario mínimo y superiormente por el costo unitario máximo, para cada parcela de datos. En este sentido, la base estimativa de este modelo proviene de la metodología de estimación de costos por tres valores, pues se puede mejorar la exactitud de las estimaciones de una actividad única si se tienen en cuenta la incertidumbre y el riesgo (PMI, 2013). Por consiguiente, la premisa anteriormente establecida permite definir como directriz general para el ajuste probabilístico a la distribución PERT (del inglés Program Evaluation and Review Techniques), la cual es similar a la distribución triangular, en la medida que posee el mismo conjunto de parámetros de entrada (valor optimista, esperado y pesimista), no obstante, corresponde en estricto rigor a un caso especial de la distribución Beta escalada. Generalmente, la distribución PERT puede ser considerada superior a la triangular cuando los resultados presentan asimetría estadística (Palisade, 2010), lo que es concordante con el comportamiento de variados costos en la industria minera. De esta manera, la distribución PERT queda definida por tres parámetros básicos (Ecuaciones (1), (2) y (3)) para la construcción de su función de densidad, de acuerdo al valor máximo, mínimo y más probable (Máximo, Mínimo y Más probable, respectivamente), como se muestra a continuación: 𝜇=

𝑀í𝑛𝑖𝑚𝑜 + 4 × 𝑀á𝑠 𝑝𝑟𝑜𝑏𝑎𝑏𝑙𝑒 + 𝑀á𝑥𝑖𝑚𝑜 6 𝛼1 = 6 × [

(1)

𝜇 − 𝑀í𝑛𝑖𝑚𝑜 ] 𝑀á𝑥𝑖𝑚𝑜 − 𝑀í𝑛𝑖𝑚𝑜

(2)

𝑀á𝑥𝑖𝑚𝑜 − 𝜇 ] 𝑀á𝑥𝑖𝑚𝑜 − 𝑀í𝑛𝑖𝑚𝑜

(3)

𝛼2 = 6 × [

177

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Estos parámetros se aplican en la Ecuación (4), la cual define la función de densidad para la distribución PERT, donde B es la función Beta.

𝑓(𝑥) =

(𝑥 − 𝑀í𝑛𝑖𝑚𝑜)𝛼1−1 × (𝑀á𝑥𝑖𝑚𝑜 − 𝑥)𝛼2−1 𝐵(𝛼1 , 𝛼2 ) × (𝑀á𝑥𝑖𝑚𝑜 − 𝑀í𝑛𝑖𝑚𝑜)𝛼1+𝛼2−1

(4)

Finalmente, esta función será empleada mediante el uso de software especializado para análisis estadístico sobre cada parcela de datos, con lo cual se obtendrán las distribuciones.

Elaboración del modelo de estimación La metodología adoptada para la construcción del modelo de estimación de costos radicará en hacer converger los puntos anteriormente expuestos en un ábaco de resumen. Tal ábaco se presentará en forma de tabla y su contenido serán las distribuciones de costos unitarios (en miles de dólares por metro lineal de labor) según las variables más relevantes asociadas a las labores horizontales, determinadas mediante los pasos mencionados en secciones previas.

Supuestos del modelo El modelo a desarrollar posee dos importantes consideraciones a tener en cuenta para comprender a cabalidad los límites de este. Primero, las propiedades geotécnicas y geomecánicas corresponden a un promedio ponderado de la magnitud de estas, según la proporción de dominios geotécnicos en los que se emplazan las labores. Segundo, los costos unitarios de desarrollo de labores horizontales se presentan como valores agregados, que incluyen todas las operaciones necesarias para la entrega de la obra finalizada.

RESULTADOS Análisis de la base de datos A continuación, se exhiben los resultados obtenidos tras el análisis de la base de datos. Inicialmente, se expone el recuento de datos por entrada de información para cada variable incluida en el banco de información. Esto se muestra en la Tabla 2. Tabla 2 Recuento de datos por cada variable en la base de datos Variable Costo unitario Ancho y alto Tipo de labor Frecuencia de fracturas RQD IRS RMR Q GSI Plazo de construcción Grado de fortificación

Número de datos Porcentaje del total 1.246 100% 1.246 100% 1.246 100% 882 71% 986 79% 1.010 81% 1.061 85% 920 74% 1.060 85% 225 18% 1.234 99%

178


A partir de la Tabla 2 es posible identificar que las variables con mayor presencia en la base de datos corresponden al costo unitario, el ancho y alto (consecuentemente, la sección), el tipo de labor y el grado de fortificación. Esto permite fundar una base preliminar para el desarrollo del modelo en torno a esta información. Conjuntamente, se evalúa la distribución de costos unitarios de labores horizontales, sección y grado de fortificación mediante histogramas. Además, se indican los tipos de labores y su

14,5

13,5

Frecuencia % acumulado

y mayor...

Costo unitario (kUS$/m)

12,5

11,5

10,5

9,5

8,5

7,5

6,5

5,5

4,5

3,5

2,5

1,5

100% 90% 80% 70% 60% 50% 40% 30% 20% 10% 0%

0,5

140 120 100 80 60 40 20 0

Gráfico 1 Histograma de distribución de costos unitarios

250

100% 90% 80% 70% 60% 50% 40% 30% 20% 10% 0%

200 150 100 50 0

3 6 9 12 15 18 21 24 27 30 33 36 39 42 45 48 51 54 57 60 y mayor...

Frecuencia

Frecuencia

frecuencia, y la distribución de costos según sección.

Sección (m2)

Gráfico 2 Histograma de distribución de sección de las labores

179

Frecuencia % acumulado

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS 1000

100% 90% 80% 70% 60% 50% 40% 30% 20% 10% 0%

Frecuencia

800 600 400 200

% acumulado

7

6

5

4

3

2

1

0

Frecuencia

Tipo de fortificación

Gráfico 3 Histograma de distribución de tipo de fortificación

Galería de ventilación Otro Túnel de acceso Galería de trasporte Calle de producción Rampa Túnel correa Galería de hundimiento Cabecera Cruzado Galería zanja Túnel de acceso principal

345 324 160

100 77 66 51

36 27 25 23 12 0

100

200

300

Gráfico 4 Número de entradas de datos según tipo de labor horizontal

180

400


Costo unitario (kUS$/m)

20

15

Labores horizontales

10

5

0 0

20

40

60 80 100 Sección galería (m²)

120

140

Gráfico 5 Costo unitario de desarrollo de labores horizontales según sección

Variables críticas Dado que la sección presenta una abundancia del 100% en el banco de datos, se optó por separar la información en subconjuntos de secciones individualizadas. Para cada una de estas particiones se evaluó la correlación entre el costo unitario y el grado de fortificación, siendo este último expresado en su valor cuantitativo. Este proceso entregó los resultados que se indican en la Tabla 3 y se consideraron como resultados válidos aquellos con un mínimo de 20 entradas de datos.

Tabla 3 Resultados de la correlación entre costo unitario y fortificación Sección 3,0 m × 3,0 m 4,0 m × 4,0 m 4,2 m × 4,1 m 4,5 m × 4,0 m 4,5 m × 4,5 m 5,0 m × 5,0 m 5,7 m × 5,7 m 6,2 m × 6,1 m 7,0 m × 7,0 m

Coeficiente de correlación R2 0,8532 0,9423 0,7060 0,9374 0,8436 0,6114 0,9502 0,8757 0,8698

Número de entradas de datos 24 80 47 12 50 81 31 38 21

De acuerdo a los antecedentes recabados y lo expuesto en la Tabla 4, se determinó que el grado de fortificación corresponde a una variable crítica, junto con las dimensiones de la sección de las labores.

181


Resultados del ajuste probabilístico Teniendo como resultado un total de 9 diferentes secciones y 7 grados de fortificación, se construyeron 63 distribuciones de probabilidad PERT, es decir, una para cada posible combinación de sección y nivel de fortificación. De estas, se recogen y tabulan los principales parámetros para su definición, es decir: el valor optimista (mínimo), el valor más probable (moda) y el valor pesimista (máximo). En la Tabla 4 se presentan los parámetros para el total agregado y los niveles de fortificación de 1 a 3, y en la Tabla 5 para los niveles de fortificación de 4 a 7.

Tabla 4 Parámetros PERT para el total agregado y niveles de fortificación de 1 a 3

Sección 3,0 m × 3,0 m 4,0 m × 4,0 m 4,2 m × 4,1 m 4,5 m × 4,0 m 4,5 m × 4,5 m 5,0 m × 5,0 m 5,7 m × 5,7 m 6,2 m × 6,1 m 7,0 m × 7,0 m

Parámetros de distribución PERT Total Fortificación 1 Mín. Moda Máx. Mín. Moda 1,05 1,05 9,18 1,02 1,36 0,94 3,77 9,54 1,09 1,21 1,85 1,99 9,60 1,45 1,61 1,04 2,87 5,13 0,87 0,97 1,13 3,73 5,45 0,89 0,99 1,58 4,26 10,05 1,23 1,37 1,58 4,56 7,78 1,58 1,76 1,70 1,86 8,78 1,78 1,98 2,51 6,09 8,79 2,35 2,61

Máx. 1,36 1,46 1,94 1,16 1,19 1,37 2,11 2,37 3,13

Fortificación 2 Mín. Moda 1,47 1,63 1,62 1,80 1,80 2,00 1,52 1,69 1,57 1,74 2,15 2,39 1,96 2,18 2,20 2,45 3,41 3,79

Máx. 1,96 2,16 2,39 2,03 2,09 2,39 2,61 2,93 4,54


Máx. 2,30 2,85 2,96 2,80 2,91 3,30 3,88 4,37 5,65

Tabla 5 Parámetros PERT para niveles de fortificación de 4 a 7

Sección 3,0 m × 3,0 m 4,0 m × 4,0 m 4,2 m × 4,1 m 4,5 m × 4,0 m 4,5 m × 4,5 m 5,0 m × 5,0 m 5,7 m × 5,7 m 6,2 m × 6,1 m 7,0 m × 7,0 m

Parámetros de distribución PERT Fortificación 4 Fortificación 5 Mín. Moda Máx. Mín. Moda 1,20 1,20 9,10 2,06 2,28 2,67 2,96 3,55 3,19 3,55 1,88 1,88 10,97 3,39 3,77 2,65 2,94 3,53 3,17 3,52 2,76 3,07 3,68 3,31 3,68 3,74 4,16 4,16 4,48 4,97 4,12 4,58 5,50 5,31 5,90 4,65 5,16 6,20 5,95 6,61 3,37 6,09 8,79 5,57 6,19

Máx. 2,74 4,25 4,52 4,22 4,42 4,97 7,08 7,93 7,43


Máx. 2,90 4,95 6,36 4,89 5,13 10,05 8,25 9,10 8,19


Máx. 3,03 5,65 6,91 5,53 5,82 6,51 8,59 9,20 8,89

Modelo de estimación de costos Lo que se desprende de los apartados previos es el resultado final del presente estudio, consistente en un modelo probabilístico de estimación de costos, en el que se incluyen las variables más relevantes para el desarrollo de labores horizontales. Las variables consideradas en este caso corresponden a la sección y el grado de fortificación, así como la variabilidad e incertidumbre que existe en torno a estos valores. Estas últimas quedan ceñidas por el primer y noveno decil, tal como se presenta en la Tabla 6, lo que permite entregar un rango de costos

182

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS para cada combinación de sección y nivel de fortificación, resultado que muestra consistencia con los objetivos planteados, al incluir variados escenarios de costos para una misma obra subterránea.

Tabla 6 Modelo de estimación de costos, valores en kUS$/m (moneda 2016)

Sección

Percentil

Grado de fortificación 1

2

3

4

5

6

7

10 3,0 m × 3,0 m 50 90

1,07 1,15 1,24

1,54 1,65 1,78

1,82 1,94 2,10

1,36 2,22 4,12

2,16 2,31 2,50

2,10 2,39 2,67

2,39 2,56 2,76

10 4,0 m × 4,0 m 50 90

1,15 1,23 1,33

1,70 1,82 1,96

2,25 2,41 2,60

2,80 3,00 3,24

3,35 3,59 3,88

3,90 4,18 4,51

4,46 4,77 5,15

10 4,2 m × 4,1 m 50 90

1,53 1,63 1,77

1,89 2,02 2,18

2,33 2,50 2,70

2,07 3,06 5,24

3,57 3,82 4,12

3,72 4,68 5,58

5,45 5,83 6,30

10 4,5 m × 4,0 m 50 90

0,92 0,98 1,06

1,60 1,71 1,85

2,21 2,37 2,55

2,78 2,98 3,22

3,33 3,56 3,85

3,85 4,12 4,45

4,36 4,66 5,04

10 4,5 m × 4,5 m 50 90

0,94 1,00 1,08

1,65 1,76 1,90

2,29 2,46 2,65

2,90 3,11 3,35

3,48 3,73 4,03

4,04 4,33 4,67

4,59 4,91 5,30

10 5,0 m × 5,0 m 50 90

1,32 1,35 1,37

2,30 2,36 2,38

3,18 3,26 3,30

4,01 4,11 4,15

4,79 4,91 4,96

3,87 5,77 7,81

6,27 6,43 6,50

10 5,7 m × 5,7 m 50 90

1,66 1,78 1,92

2,06 2,21 2,38

3,05 3,27 3,53

4,33 4,64 5,01

5,58 5,98 6,46

6,50 6,96 7,51

6,77 7,25 7,83

10 6,2 m × 6,1 m 50 90

1,87 2,00 2,16

2,31 2,48 2,67

3,44 3,69 3,98

4,88 5,23 5,65

6,25 6,70 7,23

7,17 7,68 8,29

7,26 7,77 8,39

10

2,47

3,58

4,45

4,33

5,85

6,46

7,01

7,0 m × 7,0 m 50 90

2,65 2,86

3,84 4,14

4,77 5,15

6,07 7,79

6,27 6,77

6,91 7,46

7,51 8,10

En general, se puede observar que los costos unitarios aumentan a medida que se incrementa el nivel de fortificación, la sección o ambas variables en conjunto, lo cual manifiesta una evidente consistencia con los resultados proyectados. No obstante, también es posible avistar unas cuantas excepciones a esta tendencia, lo que en un análisis preliminar se explica por la gran variabilidad que existe en algunas parcelas de datos, lo cual contribuye ostensiblemente a distorsionar los resultados del modelo estimativo.

183


CONCLUSIONES El modelo elaborado es consistente y satisface los objetivos planteados de este estudio, en la medida que se consigue desarrollar un ábaco cuyas variables de entrada son estadísticamente significativas y cuya salida incluye de manera intrínseca la incertidumbre y variabilidad de los costos de construcción de labores horizontales. Además, este modelo concentra una gran cantidad de información presentada de manera compacta y directa, lo cual permite elaborar rápidos diagnósticos sobre costos de galerías. No obstante, la aplicabilidad de estos resultados es limitada, debido principalmente a que se trata de información proveniente de estudios de factibilidad, la cual debe ser conciliada con costos reales. Además, corresponde exclusivamente a proyectos chilenos pertenecientes a CODELCO, por lo que se estima inicialmente que la puesta en práctica de estos resultados resulta pertinente de ser evaluada en proyectos nacionales. Pese a esto, no se descarta su aplicación en proyectos extranjeros, en la medida que la precisión de este modelo pueda ser verificada y validada con información de costos reales. Finalmente, es necesario considerar la magnitud de los supuestos adoptados para este estudio y determinar si los errores en los pronósticos de costos unitarios pueden deberse, no sólo a correlaciones que adolecen de valores gruesos en su cálculo, sino que también a otras variables que no han sido consideradas en este análisis, tales como el tipo de galería, la ubicación geográfica, el precio del cobre, entre otras. Por esta razón, se plantea como un futuro tema a desarrollar, la determinación de las causas e impacto en las variaciones y disparidades entre los costos estimados y los costos reales, particularmente en aquellos que sean de relevancia en la inversión pre operacional de los proyectos mineros.

184


REFERENCIAS Karzulovic, A.(2006a). Métodos de calificación geotécnica de macizos rocosos. Santiago, Chile. Karzulovic, A. (2006b). Método del Índice RMR. Santiago, Chile. O'Hara, T.A., Suboleski, S.C.(1992). Chapter 6.3 Costs and cost estimation. En Darling, P. (Ed.), SME Mining engineering handbook Vol. 1 (pp. 405). Estados Unidos: SME. Palisade Corporation (2010). Guide to using @Risk (pp. 559 – 561). Ithaca, Estados Unidos: Palisade Corporation. Project Management Institute (2013). Guía de fundamentos para la dirección de proyectos (Guía del PMBOK) (pp. 204 – 205). Pensilvania, Estados Unidos: PMI.

185


Estudio y rediseño de estaciones de ventilación en paralelo, mediante Mecánica de fluidos computacional. Gabriel Reyes Navarro1 (*), Juan Pablo Hurtado Cruz2, Juan Pablo Vargas Norambuena3, Enrique Ignacio Acuña Duhart4 1

Ingeniero Ejecución en Minas, Universidad de Santiago de Chile.

2

Ingeniero Civil en Minas, Universidad de Santiago de Chile.

3

Ingeniero Civil en Minas, Universidad de Santiago de Chile.

4

Escuela de Minas, Universidad del Desarrollo.

RESUMEN En este trabajo se realiza un estudio comparativo de estaciones de ventilación en paralelo actualmente en operación en minas de Chile a través de la Mecánica de Fluidos Computacional (CFD). Se comparan tres estaciones que fueron modeladas con CFD para simular los puntos de operación de los ventiladores al interior de las estaciones, comparando el desempeño en términos de presión y consumo de energía. Esta aproximación permite identificar la mejor configuración principal en paralelo basada en el consumo de energía como resultado del diseño geométrico de esta. Para establecer la comparación entre las estaciones, se utilizó un mismo ventilador para todas las simulaciones junto con un mismo ángulo de calado de aspas. Las simulaciones realizadas contemplan modelos tridimensionales, basados en planos bidimensionales. La sección transversal de las galerías es de 7,2x7,2m. Los ventiladores fueron sometidos a 5 estados de resistencia para observar el desplazamiento de los puntos de operación dentro de las geometrías e identificar cuál de ellas presenta el mejor desempeño. Este trabajo presenta los resultados obtenidos con las simulaciones con sus correspondientes puntos de operación de los ventiladores primarios donde los resultados, a su vez, son discutidos tomando en cuenta la presión, velocidad y contornos vectoriales para comprender los fenómenos fluidodinámicos que están ocurriendo al interior de la estación. 186


INTRODUCCIÓN La minería subterránea aumenta sus tasas de producción, para hacer más competitivo el negocio debido al agotamiento de los yacimientos superficiales y a la profundización de los nuevos yacimientos. Esto lleva a que cada vez se necesite una cantidad mayor de equipos diésel y personal trabajando al interior de la mina o bien presiones de funcionamiento más altos. En consecuencia, esto incrementa la necesidad de aire fresco inyectado a los frentes de trabajo así como también se necesita una mayor capacidad para extraer el aire viciado. Las ventilaciones con estaciones en paralelo se emplean cuando la cantidad de aire necesario dentro de la mina es de una envergadura tal que solo un ventilador no cubre las necesidades, o bien se requiere de un ventilador adicional para cubrir los periodos de mantención. Los ventiladores que se instalan en galerías dispuestas en paralelo deben mantener una presión similar en ambos ventiladores para que ningún ventilador sea anulado por su compañero (Hartman, 1982). Por otra parte, la mecánica de fluidos computacional o CFD, por sus siglas en inglés (“Computational Fluid Dynamics”), es el campo de estudio dedicado a solucionar ecuaciones del flujo en algoritmos a través de métodos numéricos en computador. Los cálculos computacionales interrelacionan la reacción de los fluidos simulados con las condiciones de borde definidas por el usuario, que se traducen en una simulación del comportamiento del flujo en los modelos. En el caso de estudio el dominio en estudio corresponde al interior de las galerías. Anteriormente, se ha planteado la aplicación de CFD para el control de pérdidas singulares para ventilación de minas subterránea (Isidro et al., 2010), donde se comparan las diferentes pérdidas de choque en la ventilación. En Hurtado et al. (2010, 2012 y 2014) se analizan la pérdidas por choque de la ventilación en las calles de producción para un circuito Block Caving. Posteriormente, Hurtado & Acuña (2015) estudian las pérdidas por choque en estaciones de ventilación en paralelo del tipo Run Around, lo que permitió conocer el desempeño de la estación antes de su construcción y operación. Este último trabajo provee la base y condiciones para la simulación que se realiza en este trabajo. El estudio de las estaciones de ventilación en las cuales se instalan estos ventiladores en paralelo, corresponde básicamente a tres tipos de geometría utilizadas en la minería subterránea actual. Debido a la heterogeneidad de sus construcciones es que se desea establecer las características fluido dinámicas de cada diseño, de manera de discernir de las ventajas y desventajas de cada configuración. Este trabajo plantea directrices en cuanto al desempeño de las estaciones de ventilación de dos ventiladores. Para esto se compararan mediante los puntos de operación, consumo energético y diferencias en la resistencia que estas presentan bajo condiciones standard.

187


Metodología Para realizar este trabajo se han tomado geometrías pertenecientes a estaciones de ventilación en paralelo que están en operación en Chile, las cuales se modelan y simulan a través de la mecánica de fluidos computacional para así determinar los puntos de operación de los ventiladores. De esta manera, se puede obtener cuál de ellas presenta puntos de operación con un mayor caudal y la menor presión estática, es decir menor resistencia ante iguales condiciones. Para poder realizar una comparación fluido dinámica de las estaciones es necesario establecer algunas características semejantes en los modelos. Es por esto que se estandarizó el ventilador a utilizar, siendo igual para todas las configuraciones. Corresponde a un ventilador axial, modelo Alphair 1480 AMF 6600 con ángulo de calado de aspas de 20°, un diámetro de rodete de 4 metros, que viene equipado con una campana en la succión y un difusor a la salida, y presenta un caudal máximo de 470 m3/s a 1890 pascales de presión para este ángulo de aspas. Como la resistencia de las galerías depende de sus características geométricas se establece una sección transversal igual para todos los modelos, con dimensiones de 7,2 x 7,2 metros. En la Figura 1 se muestra la curva individualizada del ventilador con un ángulo de calado de aspas de 20°.

B

A

Figura 1 Curva simulada y calibrada en CFD como ventilador funcionando solo a ángulo de calado de 20°

Geometrías en estudio Las geometrías estudiadas corresponden a tres configuraciones de estaciones de ventilación en paralelo. Los nombres asignados son Ramales Paralelos (RP) -Figura 2-, Ramales Desplazados (RD) -Figura 3- y Run Around (RA) -Figura 4-.

188

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Ramales Paralelos (RP) Este modelo consiste básicamente en dos singularidades: un codo en ángulo de 30° y una unión “Y” en 60° entre sus ramales. Además, la estación presenta la galería central dispuesta para tránsito de personas o vehículos. En la simulación se muestra cortada debido a que existen puertas de ventilación que sellan la vía para evitar recirculación. Esta configuración presenta una longitud total de construcción de 517 metros, encontrándose en operación en la mina El Teniente. Las características físicas del modelo se ilustran en la Figura 2.

A

C

B

Vehicle bypass

Figura 2 Modelo estación de ventilación Ramales Paralelos donde (A) corresponde a vista isométrica, (B) a vista de planta y (C) a acercamiento a la unión de los ramales

Ramales desplazados (RD) La configuración es muy parecida a los ramales en paralelo pero tiene la particularidad que la unión y separación de los ramales están desplazados entre sí por 6,5 metros y, además, su ángulo de abertura es de 45° hacia cada ramal. Esto hace que la estación tenga una longitud total de construcción de 379 metros, lo que la convierte en la estación de ventilación de menor longitud del estudio. Estas singularidades más abruptas presentan distancias más cortas para la estabilización de flujo, tanto a la salida como a la entrada del ventilador. Esta geometría cuenta con una galería de tránsito de vehículos en el ramal central, entre las estaciones de ventilación.

189


A

C B

Vehicle bypass

Figura 3 Modelo de la estación con Ramales Desplazados donde (A) corresponde a vista isométrica, (B) a vista de planta y (C) a acercamiento a la unión de los ramales

Run Around (RA) o Bypass La configuración consta de un codo en ángulo en 30º, tanto para la separación como para la unión del ramal, mientras que el otro ramal sigue la dirección recta de la galería. La estación está constituida por 479 metros de galería construida entre ramales. La galería de tránsito (bypass) de los vehículos se encuentra en la parte superior (ramal A) delimitada a su vez por compuertas. Esta configuración fue diseñada y estudiada anteriormente (Hurtado et al, 2014) para el proyecto Nuevo Nivel Mina de Mina el Teniente. Fue propuesto como solución de la ventilación del NNM debido a un incremento en los requerimientos para los desarrollos que obligaba reforzar la extracción de aire para entregar los volúmenes requeridos.

190


A

C

B Vehicle bypass

Figura 4 Modelo de la estación Run Around donde (A) corresponde a vista isométrica, (B) a vista de planta y (C) a acercamiento a la unión de los ramales

Condiciones de borde Las condiciones de borde son un componente necesario para los modelos matemáticos porque dirigen el movimiento del flujo logrando asignar propiedades tan básicas como el estado de la materia (sólida, liquida o gaseosa), estableciendo también el tipo de material o elemento a simular. En este estudio se utilizaron tres funciones: Fan, Outlet vent y Wall. La condición de borde Fan se utiliza para simular la curva característica del ventilador sobre una superficie para modelos 3D, mediante velocidad media y presión estática. Outlet Vent básicamente funciona como una obstrucción impuesta en la superficie (3D) o línea (para 2D) a la cual se asigna una resistencia (tipo placa de orificio) impidiendo el movimiento libre del flujo, regulándose mediante el coeficiente de pérdida k, siendo este proporcional a la obstrucción en cuestión. Esta condición se utiliza en la entrada y salida de la geometría, la que permite ajustar el punto de operación del ventilador mediante la modificación de los coeficientes de pérdida k (Ver Figura 5). En el caso de las paredes se utiliza para delimitar la región del fluido y la del sólido, representando cualquier tipo de pared sólida presente en la geometría. En flujos viscosos la velocidad tangencial del fluido es igual a la condición standard Wall y la velocidad en su componente normal es cero. Su utilidad radica en la de asignar una rugosidad a las paredes de las estaciones, que para este estudio se establece la rugosidad de las galerías como igual en toda su extensión.

191


Figura 5 Ubicación condiciones de borde

Condiciones iniciales Las condiciones iniciales son las características físicas del lugar donde se encuentran las estaciones, a las cuales va a estar sometida la simulación. Las condiciones estándares del aire con las que se trabaja en este estudio son una temperatura de 15°C y una presión atmosférica de 101325 Pa. Por otra parte, es necesario variar la resistencia del sistema a través de los coeficientes de pérdida adimensionales (k) para las estaciones con el fin de obtener la curva del ventilador, los que se encuentran definidos en la Tabla 1. Cabe resaltar que el coeficiente adimensional k se utiliza habitualmente en hidráulica y define la relación entre las pérdidas por choque o singularidades y la presión dinámica. Habitualmente, en ventilación de minas este coeficiente se designa como X Tabla 1 Coeficientes de pérdida, estaciones de ventilación de dos ventiladores. K entrada

K salida

7,5

15

7,5

7

0

6,5

0

3

0

0

Para los casos prácticos de análisis del punto de operación de la curva total, se utiliza el punto medio 0-6,5, debido a que este punto se encuentra lejos de la zona de estancamiento y, además, se encuentra ubicado en una zona con un rendimiento aproximado de 70%.

Puntos de Operación Para describir los puntos de operación de las estaciones se utilizó la presión estática del ventilador, donde la Figura 6 y se obtiene según la siguiente fórmula:

𝑃𝑓𝑎𝑛 𝑠𝑡𝑎𝑡𝑖𝑐 = 𝑃𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 𝑖𝑛𝑙𝑒𝑡(1) − 𝑃𝑠𝑡𝑎𝑡𝑖𝑐 𝑜𝑢𝑡𝑙𝑒𝑡(2)

192


Figura 6 Medición de la presión estática dinámica y total para un ventilador en la modalidad de booster

El caudal fue medido directamente a la salida del ventilador mediante una superficie de control. Además, se identificó cada uno de los ventiladores de acuerdo a la posición y dirección de flujo. A modo de ejemplo, en la Figura 7 se observa que según la dirección de flujo (de izquierda a derecha) el ventilador ubicado en la parte superior de la figura “a” y el ubicado en la parte inferior con la letra “b”.

Figura 7 Nombre de ventiladores de acuerdo a la ubicación

Mallado El tamaño de celda para la zona de los ventiladores y en sus cercanías corresponde a 10cm. El tamaño de celda en las galerías se definió constante de 50cm obteniendo un total aproximado de 6 millones de celdas.

Figura 8 Estructura de mallado ventilador, donde (A) corresponde a estructura exterior y (B) a estructura interior

193


RESULTADOS Ramales Paralelos (RP) Tabla 2 Puntos de operación de la estación de ventilación tipo ramales paralelos Ramales Simétricos K

Fan a

Fan b

Total

Ps (Pa) 1871

Q (m3/s) 264

Ps (Pa) 1873

Q (m3/s) 529

Ps (Pa) 1872

Potencia Hidráulica (kW)

7,5

15

Q (m3/s) 266

7,5

7

309

1668

310

1675

619

1672

1034

0

6,5

368

1280

370

1291

738

1285

949

0

3

411

720

412

731

823

726

597

0

0

439

156

439

166

878

161

141

991

Los resultados de la simulación de la estación de ventilación Rp están expresados en la Tabla 2, donde se muestran los puntos de operación a diferentes estados de resistencia del sistema de ventilación con su respectivo gráfico de operación en la Figura 9.

Ramales desplazados (RD) Los resultados de la simulación de la estación de ventilación RD están expresados en la Tabla 3, donde se muestran los puntos de operación a diferentes estados de resistencia del sistema de ventilación. Tabla 3 Puntos de operación de la estación de ventilación tipo ramales desplazados. Ramales Desplazados k

Fan a

Fan b

Total

Ps (Pa) 1858

Q (m3/s) 273

Ps (Pa)

15

Q (m3/s) 252

7,5

7

305

1667

0

6,5

374

1212

0

3

405

0

0

434

7,5


1874

Q (m3/s) 525

Ps (Pa) 1866

308

1684

613

1676

1027

376

1231

750

1221

916

760

408

787

814

773

629

239

418

242

851

241

205

980

Run Around (RA) Los resultados de la simulación de la estación de ventilación Ra están expresados en la Tabla 4, donde se muestran los puntos de operación a diferentes estados de resistencia del sistema de ventilación.

194

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Tabla 4 Puntos de operación de la estación de ventilación tipo Run Around. Run Around K

7,5 7,5 0 0 0

Fan a

Fan b

Q (m3/s)

Ps (Pa)

Q (m3/s)

Ps (Pa)

279 313 381 415 441

1856 1644 1148 673 98

252 307 379 411 439

1880 1674 1177 726 156

15 7 6,5 3 0

Total Q (m3/ s) 532 620 760 826 880

Ps (Pa) 1868 1659 1162 699 127


993 1029 883 577 112

Análisis fluidodinámico de resultados Para comparar los diferentes modelos clasificados en dos ventiladores, se eligieron tres estados de resistencia (7.5–15, 0–6,5, 0–0). La Figura 9 permite observar el desempeño de las estaciones para los estados de resistencia, focalizando el estado 0-6,5 en la Figura 10 y en la Tabla 5, que permiten comparar el comportamiento de los ventiladores dentro de las estaciones para esta resistencia en particular. Figura 12 y la Figura 13 permiten observar en planta los vectores de velocidad en la zona de los ventiladores individuales y las separaciones y uniones para las estaciones de ventiladores RP, RD y RA, respectivamente. El bloque en el lado izquierdo de la Figura 12 de cada trama representa el motor del ventilador. La Figura 14 muestra una vista en planta completa de las velocidades a través de cada configuración de estación. Del mismo modo, un perfil en planta de presión estática se muestra en la Figura 15 para cada configuración completa. A partir de estas figuras se puede observar que el flujo que entra en algunos de los ventiladores está desequilibrado debido a las singularidades aguas arriba tales como las separaciones, codos y sus interacciones, lo que afecta al punto de funcionamiento de cada ventilador. El ventilador con el mejor punto de funcionamiento, es decir mayor caudal, es 'ventilador b' de la configuración Round around. Esto se debe a que este ventilador tiene una separación distante a aproximadamente 70 m aguas arriba y en línea con el flujo de la galería principal, lo que permite que el flujo sea sometido a menos turbulencia antes de su entrada al ventilador. En la figura 12 se muestra un acercamiento de vectores de velocidad para este ventilador, que muestra vectores con una distribución homogénea detrás del motor del ‘ventilador a’ indicando un flujo relativamente homogéneo que entra desde ambos lados. Los otros ventiladores, incluyendo el 'ventilador b' de la configuración Round around muestran niveles variables de inhomogeneidad en los flujos que entran en los ventiladores. En este último, aunque el flujo a través del 'ventilador a' de la configuración Round around debe recorrer más distancia que el ‘ventilador b’ con dos codos adicionales el flujo, el flujo entra más ordenado debido a las dos singularidades. Esto queda en evidencia en la figura 16 donde se muestran los vectores de velocidad coloreados según una escala de velocidad acotada de modo que se evidencien las diferencias de velocidad

195

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS del flujo en las galerías previo a la entrada en los ventiladores. Al parecer, las dos singularidades previas a la entrada en el ‘ventilador a’ permiten ordenar el flujo, mientras que en el ‘ventilador b’ el flujo no se alcanza a ordenar completamente. Es importante recordar que el flujo es tridimensional y los vórtices involucrados tienen una componente vertical importante. En general, la resistencia de la configuración Ramales simétricos es ligeramente superior a la del circuito de Ramales desplazados, aunque este último presenta curvas de ángulo más agudas y uniones desplazadas y separaciones, que generan un flujo más turbulento, como puede verse en la Figura 12, 13 y 14. La razón de esto es la longitud de 138 m menos de la configuración Ramales desplazados desde el punto de división hasta el punto de unión de los ramales. Como resultado, la reducción de las pérdidas lineales compensaría más que las mayores pérdidas turbulentas de la configuración de esta estación. Como se mencionó anteriormente, se trata de geometrías de configuración operativa y en funcionamiento en la actualidad y, como tal, la intención de este estudio no es comparar longitudes iguales de estaciones de ventiladores, sino determinar qué geometría proporciona el mejor rendimiento. Tabla 5 Puntos de operación de la estación de ventilación para el mismo estado de resistencia. Modelo

RP RD RA

Fan a Q Ps (m3/s) (Pa) 368 1280 374 1212 381 1148

Fan b Q Ps (m3/s) (Pa) 370 1291 376 1231 379 1177

Total Q Ps (m3/s) (Pa) 738 1285 750 1221 760 1162

Potencia Hidráulica (KW) 949 916 883

Figura 9 Gráfico de comparación curvas características de la estación de ventilación junto con los ventiladores individuales

196


Figura 10 Acercamiento al punto de operación de ventiladores, k de entrada 0 y salida 6,5

Figura 11 Comparación dela resistencia del sistema en función de la geometría de la estación

197

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS RP a

RP b

RD a

RD b

RA a

RA b

Figura 12 Vectores de velocidad de los ventiladores individuales en planta para Ramales paralelos a (izq.) y b (der.) (fig. superior), Ramales desplazados a (izq.) y b (der.) (fig. centro) y Run Around a (izq.) y b (der.) (fig. inferior)

198


RP o

RP i

RD i

RD o

RA i

RA o

Figura 13 Vectores de velocidad en planta en las separaciones y uniones para las estaciones de ventiladores RP, RD y RA

199


Figura 14 Contornos de velocidad para estación RP, RD Y RA a sometido a resistencia de 0 y 6,5

RP

RD

RA

Figura 15 Contornos de presion para estación RP, RD Y RA a sometido a resistencia de 0 y 6,5

200


Figura 16 Vectores de velocidad en planta en la separación de ramales y estaciones de ventiladores Round around

Análisis del consumo de energía Debido a que el punto de operación más representativo de las curvas del ventilador es la resistencia media (Xentry = 0, Xoutlet = 6,5), se analiza esta en particular. Existen diferencias en las curvas de resistencia total del sistema entre las diferentes configuraciones de estaciones, aunque se sometieron a las mismas condiciones límite e iniciales, lo que indica que la configuración de la estación influye en el rendimiento del ventilador como una singularidad, tal como se esperaba. Las curvas de resistencia obtenidas para cada una de las estaciones, como se indica en la Tabla 3, muestran que la configuración Run around tiene la menor resistencia a 0.00201 kgs2/m8 y Ramales simétricos tiene la mayor resistencia a 0,00236 kgs 2/m8; 3,48x10-4 kgs2/m8 o 17%. La configuración Ramales desplazados se encuentra a mitad de camino entre estas dos disposiciones. La figura 9 muestra que el rango de trabajo del ventilador está dominado por una potencia decreciente con el caudal. La Tabla 6 muestra la variación en la potencia consumida total por estación, en la que los dos ventiladores se encuentran posicionados en diferentes puntos de la curva del ventilador. Esta tabla muestra que RA consume más energía que la otra disposición a caudales bajos, pero se convierte en el usuario de energía más bajo a altas velocidades de flujo. Si se cuantifica el consumo anual de estas diferencias (Tabla 7) en términos de consumo de energía, se observa que la estación Run around alcanza un menor consumo con una ligera disminución de su punto de funcionamiento, lo que se traduce en un ahorro de al menos 268 MW anualmente en comparación con las otras dos geometrías.

201

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Tabla 6 Potencia consumida entre estaciones de dos ventiladores. Modelo

RP

RD

RA

∆(RA-RP)

∆(RA-RD)

∆(RP-RD)

K

Potencia Hidráulica (kW) 980


∆ (kW)

∆ (kW)

∆ (kW)

2

14

11 7

7.5

15


7.5

7

1034

1027

1029

-5

2

0

6,5

949

916

883

-65

-32

33

0

3

597

629

577

-20

-52

-32

0

0

141

209

112

-30

-97

-68

Tabla 7 Consumo energético anual de las estaciones K

kW/año RP

RD

RA

∆(RA-RP)

∆(RA-RD)

∆(RP-RD)

7,5

15

8,246,145

8,151,862

8,265,344

19,199

113,482

94,283

0

6,5

7,894,305

7,618,895

7,350,396

-543,908

-268,498

275,410

0

0

1,175,199

1,737,739

928,510

-246,690

-809,229

-562,540

Tabla 8 Resistencia del sistema de ventilación para las estaciones K Entrada

RP Salida

RD

RA

ΔPs (Pa) 1872

R (kg s2/m8) 0,00668

Q (m3/s) 525

ΔPs (Pa) 1866

R (kg s2/m8) 0,00677

Q (m3/s) 532

ΔPs (Pa) 1868

R (kg s2/m8) 0,00661

7,5

15

Q (m3/s) 529

0

6,5

738

1285

0,00236

750

1221

0,00217

760

1162

0,00201

0

0

878

161

0,00021

868

241

0,00032

880

127

0,00016

En la Tabla 8 se compara la potencia absorbida por las estaciones de dos ventiladores y donde se compara principalmente el consumo de la estación Ra por sobre las demás, debido que en la configuración se obtuvieron los mejores puntos de operación. En cuanto a consumo energético se observa en la tabla 7 que la estación Run Around obtiene un menor consumo con una ligera disminución de su punto de operación lo que se traduce en un ahorro de 250 MW anualmente. Existen diferencias en cuanto a las curvas de resistencia total del sistema entre los distintos modelos a pesar de que fueron sometidos a las mismas condiciones tanto de borde como iniciales lo que indica que la configuración de la estación influye de igual manera a que fuera una singularidad Las curvas de resistencia se obtuvieron para cada una de las estaciones (Tabla 8), obteniendo que Run Around presenta la menor resistencia con 0.00201 kgs 2/m8 y una diferencia de 3.48x104

kgs2/m8 con respecto al de mayor resistencia correspondiente al modelo Ramales Paralelos.

202


CONCLUSIONES En este estudio se simula y compara el rendimiento de las estaciones paralelas de dos ventiladores, considerando tres configuraciones o geometrías diferentes. Esto permite determinar la resistencia y el consumo de energía de cada configuración y estimar su rendimiento energético al entregar un cierto volumen de flujo de aire y una caída de presión. Se determinó que el funcionamiento de la configuración Run around tiene el mejor rendimiento con caudales más altos y una resistencia más baja que las otras configuraciones. Los resultados presentados en este estudio sugieren que la recomendación teórica inicial de construir estaciones paralelas de dos ventiladores tan simétricas como sea posible debe ser revisada caso a caso. El trabajo desarrollado en este estudio también sugiere que la configuración Run around es la mejor geometría debido a la menores pérdidas por choque y menor longitud de galerías respecto de la configuración Ramales simétricos. Se requeriría un trabajo adicional para comparar las tres geometrías a una longitud equivalente de desarrollo y también para cuantificar si el impacto en las pérdidas de choque podría ser superado por el ahorro de desarrollos reducidos. Antes de definir un modelo final de estación de ventilación, se recomienda encarecidamente realizar un análisis CFD de las diferentes opciones que consideren aspectos geométricos, aerodinámicos y, finalmente, económicos.

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204

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Cap.2: “SUSTENTABILIDADY ENERGÍA”

205


Mejoramiento en las prácticas de seguridad en el carguío de explosivos en base a ANFO en zonas con rocas reactivas en Chile María Virginia Ramírez A. 1 (*), Alea Reyes M. 2, Alea Reyes M. 3 1

Superintendente de Investigación Aplicada, Enaex Servicios S.A.

2

Jefe de Proyectos de Investigación Aplicada, Enaex S.A.

3

Químico de Investigación, Enaex S.A.

RESUMEN Los minerales con contenido de sulfuros reactivos, principalmente de Fe y Cu, presentes en yacimientos mineros, pueden promover situaciones riesgosas en la faena minera, las que van desde la descomposición del explosivo, tiros quedados e incluso deflagraciones o detonaciones prematuras de los pozos previamente cargados. Esto, debido a que los minerales reactivos pueden reaccionar con los explosivos en base a ANFO. Debido a la ocurrencia de un evento de alto potencial ocurrido en Minera 1 en 2013 esta, en conjunto con Enaex abordan el estudio de suelos en presencia de sulfuros reactivos, el cual es llevado a cabo por un equipo multidisciplinario y planificado conjuntamente con la Minera 1. Con el objeto de analizar la pertinencia del uso del producto explosivo con retardante de Enaex en Minera 1 (producto de uso masivo actual) y en base a información geológica -privilegiando aquellas cercanas a fallas con alto contenido de sulfuros de hierro (>1%)-, se definieron zonas a evaluar con mayor potencial de reacción exotérmica por contacto entre mineral y explosivos en base a ANFO. Con los resultados de este estudio, se ha definido para Minera 1, un grado de criticidad para las zonas evaluadas en base a colores. Donde el color rojo es alta criticidad, el amarillo es media y el verde es baja, ante una potencial reacción exotérmica entre el mineral y el producto explosivo. Finalmente, las zonas categorizadas se han ubicado espacialmente en el perfil geológico de Minera 1 (Ver Figura 1), lo que ha permitido la evaluación del uso diferenciado de

206


explosivos convencionales y especiales para rocas reactivas, dando un espacio prioritario a la seguridad en la operación de tronadura.

,

,

; ubicación de zonas en evaluación y su criticidad

Figura 1 Perfil geológico Minera 1 y catálogo de zonas por criticidad, Masterman, 2004

207


ANTECEDENTES En marzo de 2013, la Minera 1 presentó un evento de detonación imprevista y prematura de un pozo, el cual llevaba menos de 11 horas cargado con un ANFO pesado vaciable. En el sector, no existía presencia de humedad ni agua dentro del pozo, pero sí, una alta concentración de pirita en la malla donde se encontraba el pozo que detonó. La Minera 1, generó un plan de control frente a terrenos con estas características. Un plan de control para zonas con potencial riesgo de reacción exotérmica por contacto entre mineral y explosivo en base a ANFO debe presentar una frecuencia de revisión periódica. Aquel plan, ha consistido en cargar todos los sectores con un producto explosivo con retardante ante una posible reacción exotérmica en pozos con contenido de pirita sobre el 1%. En el Anexo 2 se establecen las bases teóricas de una reacción exotérmica debido al contacto entre mineral y explosivos con base ANFO.

METODOLOGÍA DE TRABAJO La metodología de trabajo se detalla en el siguiente esquema

Establecer objetivos y alcances

Establecer zonas con mayor potencial de reacción

Extracción de muestras desde zonas definidas

Ejecución de ensayos de reactividad y sleep time

Definición de temperatura de ensayo de sleep time

Preparación mecánica de muestras extraídas

Revisión del modelo mineralógico para sulfuros de Enaex

Análisis de información

Plan de acción en base a los resultados obtenidos

Figura 2 Esquema de metodología de trabajo empleada

OBJETIVO Y ALCANCE Objetivo: analizar la pertinencia del uso del producto sin retardante en la Minera 1, actualmente de uso masivo en todas sus fases de explotación. Alcance: establecer posibles zonas con mayor potencial de reacción con ANFO en base a información geológica. Para ello se estableció zonas cercanas a fallas con contenido de sulfuros de hierro >1%, en total 9.

208


RESEÑA GEOLÓGICA En la Figura 3 se esquematiza de manera general las zonas de mineralización asociadas a un pórfido cuprífero, donde la pirita se muestra en la zona hipógena o primaria (rosada), la cual está bajo el nivel freático, impidiendo la oxidación de minerales debido a que no hay oxigeno libre en el sistema. Si la zona hipógena se eleva sobre el nivel freático (por activación de fallas, erosión, etc.), entre las zonas de enriquecimiento secundario y de minerales oxidados, la pirita pasará a un ambiente oxidante, se volverá inestable y poco a poco se irá alterando y desgastando (generando ácido sulfúrico y sulfato ferroso), lo que podría ocasionar reacción con ANFO bajo ciertas condiciones.

Figura 3 Zonas de mineralización asociadas a un pórfido cuprífero

Una mayor frecuencia de grietas, cavidades y porosidades influyen en el proceso de oxidación de minerales, en este caso de los sulfuros de hierro, por lo que se espera que las rocas aledañas a estas estructuras presenten un mayor grado de oxidación que las rocas estructuralmente inalteradas.

Extracción de muestras de cutting de perforación en base a metodología estándar ENAEX Estadísticamente, es poco probable poder definir la cantidad mínima de muestras para describir el fenómeno geológico en una zona determinada, lo mismo ocurre con las muestras a emplear en ensayos de reactividad. Por lo tanto, el objetivo de este tipo de ensayos es evaluar las peores situaciones (rocas con mayor potencial de reacción) para tomar acciones posteriores.

209

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Las muestras ideales son testigos, pero no siempre es posible obtener este tipo de muestras. Las muestras extraídas posteriores a la tronadura no son recomendadas, debido a que incorporan material desde otras zonas (muestras contaminadas). Debido a que la roca con riesgo potencial de reacción con el explosivo presenta oxidación al entrar en contacto con el aire, es necesario que el tiempo entre la perforación y la recolección de muestra sea el menor. Se debe considerar un tiempo no superior a los dos meses entre la perforación y ensayos de reactividad con explosivos. En la Figura 4 se presenta un esquema para la extracción de muestras en torno a un pozo de perforación, en este caso se realiza extracción total de un corte transversal del cutting adyacente a la perforación “trozo de queque”.

Figura 4 Esquema para la extracción de muestras (E, muestra ideal en la cual se consideran todos los estratos de la perforación;D, muestra puntual, “sesgada”, la muestra no considera todos los estratos.)

La cantidad de muestra a extraer por pozo de perforación, debe ser superior a tres y menor a cuatro kilogramos. El control de trazabilidad de las muestras extraídas debe especificar: a) Fecha de perforación. b) Fecha de recolección de muestra. c) Registro de temperatura a cinco metros de la superficie del pozo, fondo del pozo y profundidad total del pozo. La medición debe ser realizada antes que salga el sol y a la misma hora. d) Ubicación detallada de la muestra (fase, banco, malla, pozo y coordenadas). e) Información geológica detallada (litología, alteración y mineralización). f)

Guardar registro escrito de cualquier desviación detectada en el sitio de extracción de muestra.

210


Definición de zonas con mayor potencial de reacción con explosivos en base a ANFO La Figura 5, detalla las zonas seleccionadas por la Minera 1 para ejecutar la caracterización. En color sólido, zonas 1 a 6, corresponde a la primera parte del estudio, mientras que las zonas achuradas, zonas 7 a 9, corresponden a las 3 zonas adicionales solicitadas por la Minera 1 y que completan la segunda parte del estudio.

Figura 5 Ubicación de zonas y dominio de muestreo de rocas con potencial de reacción

Preparación mecánica de las muestras extraídas desde cutting de perforación Las muestras recepcionadas fueron preparadas por un servicio externo bajo el procedimiento estándar de preparación de muestras desarrollado por Enaex Servicios S.A. En el esquema 2, se muestra el detalle del proceso. Recepción de muestras

Chancado

90% # -10

No Muestras para ensayos: 1. Reactividad. 2. Sleep time.

Chancado

Esquema 2 Esquema de preparación de muestras acorde a procedimiento de Enaex Servicios S.A.

211


Determinación de temperatura de ejecución de ensayos de sleep time Se establece como temperatura de ejecución de ensayos de sleep time, 25°C, mínima temperatura a la que puede ser realizado el ensayo de sleep time, aclarando que la temperatura de los pozos en la Minera 1, está por debajo de los 25°C. La recolección de data operacional consideró las metodologías indicadas en el procedimiento Enaex “Carguío de explosivos en rocas con potencial de reacción” y extendió la medición de temperatura al fondo y profundidad de todos los pozos en estudio. Además, se llevó trazabilidad de las muestras a evaluar. En la Figura 6, se incluye el resumen de la data operacional y en la Figura 7, se muestran algunas imágenes asociadas a la campaña de medición de temperatura y profundidad en los pozos.

Figura 6 Resumen de mediciones asociadas a la campaña de medición de temperatura en pozos

La definición de temperatura de ejecución para el ensayo de sleep time se realiza en base a lo establecido en la Figura 6 y el resultado del estudio con la Minera 3. Estableciendo que para pozos sin carga, con temperaturas bajo los 25°C la ejecución de ensayos de sleep time considera la escala superior de temperatura.

Figura 7 Campaña de medición de temperatura y profundidad en los pozos en evaluación

212


Ejecución de ensayos de reactividad y sleep time Ensayo de reactividad con ANFO: Este experimento, tiene por objetivo determinar el tipo de reacción que ocurre por el contacto entre mineral y ANFO. El montaje consta en colocar, en contacto mineral y ANFO, y aplicar calor gradualmente, o hasta que se presente generación de gases acompañado de un aumento brusco de temperatura. El montaje y sistema de monitoreo de temperatura se muestra en la Figura 8, el cual corresponde una adaptación del procedimiento descrito por la oficina de minería de Estados Unidos (U.S. Bureau of Mines). Dependiendo del tipo de termograma obtenido, se pueden presentar tres tipos de reacciones:

Figura 8 Montaje experimental para ensayos de reactividad con ANFO



Muestra no reactiva, NRx: al aplicar calentamiento gradual al sistema mineral/ ANFO,

no se observa generación de gases, ni tampoco quiebres o cambios de pendiente en la curva de calentamiento. La curva típica para esta reacción, se observa en la Figura 9.

Figura 9 Curva tipo para un mineral NRx

213


Muestra reactiva no auto-sostenida, NAS: al aplicar calentamiento gradual al sistema

mineral/ ANFO, se observa en un punto la generación de gases acompañada de un quiebre o un cambio de pendiente en la curva de calentamiento. La curva típica para esta reacción, se observa en la Figura 10.

Figura 10 Curva tipo para un mineral NAS



Muestra reactiva auto-sostenida, AS: al aplicar calentamiento gradual al sistema

mineral/ ANFO, se observa en un punto la generación de gases acompañada de un quiebre o un cambio de pendiente en la curva de calentamiento. La curva típica para esta reacción, se observa en la Figura 11.

Figura 11 Curva tipo para un mineral AS

En la Figura 12, se muestran imágenes de ensayos de reactividad para un mineral reactivo.

214


Figura 12 Ensayo de reactividad de mineral con características reactivas

Ensayo de sleep time a temperatura real de pozo: este experimento se basa en el código AEISG, cuyo objetivo es estimar el tiempo que el producto explosivo puede mantenerse en contacto con el mineral, en este caso se ejecutaron las pruebas con el producto de aplicación actual (producto explosivo sin retardante), y con el producto explosivo con retardante. Para ello, se mezcla una muestra de mineral y producto explosivo en un tubo de ensayo, y se mantiene este sistema a temperatura constante e igual a la pre-establecida para la ejecución de este análisis. Durante el periodo de ensayo, se realiza registro de la temperatura y tiempo, de no presentarse reacción en el transcurso de 30 días realizado el montaje se podría indicar que es factible el contacto entre el producto explosivo evaluado y el mineral durante 7 días. En la Figura 13 se muestran imágenes de montajes, y en la Figura 14 se aprecia una curva tipo para sleep time.

Figura 13 Montaje experimental del ensayo de sleep time

215


Figura 14 Curva tipo ensayo de sleep time

Resultados ensayos de reactividad y sleep time Resultados de ensayos de reactividad con ANFO y temperaturas de inicio de reacción La distribución final de todas las zonas evaluadas resultó en que el 71% de las muestras presentaron reacción de tipo AS, 25% de ellas tuvo reacción NAS, y un 4% del total no reaccionó (tipo NRx) con ANFO. En la Figura 1 se resume la distribución para cada una de las zonas, por tipo de reacción entre mineral y ANFO.

Distribución por tipo de reacción por zona 100%

8% 25%

33%

80%

25% 25%

60% 100% 40%

100%

100%

42%

100%

100%

75%

67%

67%

20%

33%

0% 1

2

3

4 AS

5 NAS

6

7

8

9

NRx

Figura 15 Distribución por tipo de reacción entre mineral y ANFO, por zona. (AS, reacción autosostenida; NAS, reacción no auto-sostenida; NRx, no reacciona)

Las zonas 1, 3, 5 y 7 se caracterizan por haber reaccionado de manera AS en el 100% de sus muestras; las zonas 2 y 4, por otro lado, tienen muestras que reaccionaron tanto de manera AS,

216

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS como NAS; en las zonas 6 y 9, hubo presencia de muestras con características AS, NAS y NRx. Finalmente, en la zona 8 sólo se presentaron reacciones del tipo NAS. La Tabla 1 indica las TiRx mínima para cada zona del estudio. Las zonas que presentaron una reacción de tipo 100% AS mostraron TiRx mínima similar, en torno a los 78°C promedio. La zona 7, se diferencia por tener una TiRx mínima más baja (52°C). Las zonas que presentaron reacciones AS y NAS (zonas 2 y 4), promedian una TiRx AS mínima de 76°C, mientras que la TiRx NAS mínima promedia 100°C. Las zonas 6 y 9, ambas con muestras AS, NAS y NRx, difieren bastante entre sí, con 105°C y 49°C de TiRx AS mínima respectivamente. Por otro lado, la TiRx NAS mínima es de 70°C para la zona 6, y de 54°C para la 9. La zona 8, de reactividad 100% NAS, posee una TiRx NAS mínima bastante baja (43°C). Tabla 8 Categorización de las zonas de Minera 1 en función del sleep time mínimo con producto explosivo sin retardante Zona

Banco

Dominio

%

TiRx AS

%

3

4210

PQ

5

4375

1

4195

4 2 7 9

TiRx NAS

%

STmín@25°C

Recomendación

AS

mín., °C

NAS

100

79

0

mín., °C NA

NRx 0

PESR, días 0,5

Enaex Con retardante

R2

100

80

0

NA

0

0,5

Con retardante

R2

100

78

0

NA

0

0,9

Con retardante

4375

SW

75

73

25

107

0

1,0

Con retardante

4210

R1

67

80

33

94

0

1,1

Con retardante

4120

R2

100

52

0

NA

0

1,2

Con retardante

4555

SW

67

49

25

54

8

2,8

Sin retardante (+)

6

4610

R1

33

105

42

70

25

3,0

Sin retardante (+)

8

4540

SW

0

NA

100

43

0

7,5

Sin retardante (+)



NA, no aplica



AS, reacción auto-sostenida



TiRx AS mín., temperatura de inicio de reacción mínima para muestras auto-sostenidas



NAS, reacción no auto-sostenida



TiRx NAS mín., temperatura de inicio de reacción mínima para muestras no auto-sostenidas



NRx, no reacciona



STmín@25°C PESR, sleep time mínimo a 25°C usando Producto Explosivo Sin Retardante



(+), restricción asociada al tiempo de carguío y tronadura

Resultados de ensayos sleep time, a 25°C Los resultados de sleep time con producto explosivo sin retardante a 25°C se indican en la Tabla 1. Por otro lado, los resultados de sleep time con producto explosivo con retardante para todas las zonas evaluadas completaron el máximo posible de tiempo del ensayo de laboratorio (7,5 días de sleep time).

Estimación mineralógica según Modelo de Enaex para sulfuros El modelo estima mediante mineralogía normativa los contenidos de calcopirita, calcosina, covelina y pirita, previo conocimiento de los análisis químicos de una muestra obtenidos mediante

217

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS la metodología de extracción parcial. A partir de ellos, es posible estimar el CSR, Copper Source Relative, que corresponde a la proporción relativa de los minerales cupríferos de interés (calcopirita, calcosina, covelina) presentes en la muestra y el CSP, Copper Source Percent, correspondiente al porcentaje de cobre asociado a cada uno de los minerales considerados. Estas estimaciones se calculan a partir de razones limitantes, es decir el porcentaje máximo de cobre que puede ser extraído según la metodología de cuantificación asociada y ecuaciones base de la mineralogía normativa. Con estos datos, además, es posible obtener el porcentaje en peso de los minerales cupríferos y también de pirita. En la Tabla 2, el % congruencia MS* representa el porcentaje de muestras por zona que se ajustan a los sulfuros de cobre considerados en el modelo normativo. Además, se indican los valores promedios de pirita y calcopirita obtenidos a partir de dichas muestras que se ajustan con el modelo y su tipo de reacción, categorizados respecto a su potencial de riesgo.

Tabla 2 Resultados obtenidos a partir del modelo para sulfuros de Enaex Servicios S.A. Zona

Banco

Dominio

%Congruen

%Py modelo

cia MS*

AS

%Cpy modelo

NAS

NRx

AS

ST mín. 25°C

NAS

NRx

PESR, días

3

4210

PQ

100

5,17

NA

NA

0,51

NA

NA

0,5

5

4375

R2

100

2,64

NA

NA

0,87

NA

NA

0,5

1

4195

R2

100

1,86

NA

NA

3,09

NA

NA

0,9

4

4375

SW

83

3,02

1,42

NA

0,05

0,04

NA

1,0

2

4210

R1

100

1,25

0,80

NA

2,08

1,94

NA

1,1

7

4120

R2

100

1,47

NA

NA

2,85

NA

NA

1,2

9

4555

SW

25

2,04

NA

NA

0,11

NA

NA

2,8

6

4610

R1

42

0,66

0,58

1,65

0,05

0,01

0,17

3,0

8

4540

SW

42

NA

0,40

NA

NA

0,01

NA

7,5



Py, pirita.



Cpy, calcopirita

   

NA, no aplica, debido a que no se presenta el tipo de reacción asociada. STmín@25°C PESR, sleep time mínimo a 25°C usando Producto Explosivo Sin Retardante MS*, modelo de sulfuros. PESR, Producto Explosivo Sin Retardante

Análisis de resultados obtenidos Se agruparon todas las zonas del estudio por dominio (R2, R1, PQ y SW) y se ubicaron espacialmente en el perfil geológico de la Figura 15.

218


SW, PQ, R1, R2, dominios F. Última, F. Pique, Sistema de fallas Rosario, fallas , banco , cota ,

,

,; ubicación de zonas en evaluación y su criticidad

Z1, Z2, Z3, Z4, Z5, Z6, Z7, Z8, Z9, zonas en evaluación

Figura 15 Perfil geológico que representa la geología, ubicación de zonas estudiadas (1-9), dominios y fallas principales. Tomado y modificado de Masterman, 2004

Se observa una tendencia en que a mayor valor de sleep time mínimo y cota por zona en estudio, el porcentaje de congruencia indicado en la Tabla 2 disminuye. A partir de los resultados del modelo mineralógico de Enaex para sulfuros (Tabla 2, se representó cada sector del estudio en un diagrama ternario de fases que los asocia a una zona de mineralización específica, en base a la Figura 3 Los diagramas de fases usados se construyeron con información obtenida del modelo normativo para sulfuros de Enaex Servicios S.A. De esta manera, se pueden realizar comparaciones entre las zonas que involucren el tipo y grado de reacción que presentan con ANFO, así como los sleep time resultantes con productos explosivos.

219


Dominio R2: Zona 1, Zona 7 y Zona 5 Las zonas 1 y 7 son similares mineralógicamente (1,86% Py - 3,09% Cpy; 1,47% Py – 2,85% Cpy respectivamente). Se encuentran distribuidas en bancos cercanos, 4195 para la zona 1, y 4120 para la zona 7. En términos reactivos, presentan tiempos de contacto entre mineral y producto explosivo sin retardante comparables (0,9 días para la zona 1 y 1,2 días para la zona 7). Respecto a la zona 5, los contenidos de sulfuros son distintos, ya que hay mayor cantidad de pirita (2,64%) y una menor de calcopirita (0,87%). Por otro lado, el banco en que se ubica la zona 5 es superior (4375), y el sleep time de la zona es el más bajo del dominio R2 (0,5 días), lo que podría ser atribuido al mayor contenido de Py de la zona 5 con respecto a las zonas 1 y 7. La Figura 16 corresponde al diagrama de fases del dominio R2, en donde se infiere que todas las zonas se ubican dentro o cerca del área de sulfuros de cobre primarios.

Figura 16 Diagrama de fases con valores promedios para dominio “R2”

Dominio R1: Zona 2 y Zona 6. El orden de criticidad entre las zonas 2 y 6 es bastante diferente (1,1 días para la zona 2; 3,0 días para la zona 6), al igual que la cota (4210 y 4615, respectivamente). En la zona 2, se aprecia un valor de sleep time mínimo entre mineral y producto explosivo sin retardante relativamente bajo, lo que es congruente con la cota inferior en que se ubica y los contenidos de sulfuros que posee (1,25% de Py - 2,08% de Cpy). En la zona 6, se observa según los valores obtenidos del modelo de sulfuros que la cantidad de Py es baja (0,66% para muestras AS). Además, tiene una cota muy alta –cerca de la superficie original del yacimiento-, lo que implica que está en un área de mayor oxidación, donde el hierro de la Py podría haberse oxidado (pasando de Fe 2+ a Fe3+) en especies de hierro que favorecen la reactividad AS observada. Esto es representado en la Figura 17, donde las muestras AS de la zona 6 se ubican en el sector de los oxidados del

220

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS diagrama de fases. El bajo contenido de Py de la zona 6 podría asociarse a un sleep time alto entre el mineral y producto explosivo sin retardante, sin embargo, la presencia de especies oxidadas de hierro tiene directa relación con el leve aumento de la reactividad esperada en una zona con bajo porcentaje de pirita.

Figura 17 Diagrama de fases con valores promedios para dominio “R1”

Dominio PQ: Zona 3 En este dominio sólo se ubica la zona 3, de alta reactividad (100% AS) y un sleep time crítico muy bajo (0,5 días). Además, el modelo de sulfuros indica un valor elevado de Py (5,17%), lo que podría ser la causal de dicha reactividad. En el diagrama de la Figura 18, esta zona se encuentra dentro del área de sulfuros de cobre, lo que es concordante con los resultados mencionados.

Figura 18 Diagrama de fases con valores promedios para dominio “PQ”.

221


Dominio SW: Zona 4, Zona 8 y Zona 9 En este dominio, las zonas presentaron % de congruencia MS* bajos, lo que podría ser asociado a la ocurrencia de otras asociaciones de cobre no consideradas por el modelo. En el caso de la zona 8, no se encuentran asociaciones de sulfuros de cobre que cumplan con el modelo, por ende no se puede graficar en el diagrama de fases de la Figura 19. Al observar los valores obtenidos del modelo de sulfuros, se aprecian las mayores cantidades de arsénico en la zona 8, lo que sugiere que podría haber presencia de otras asociaciones de sulfuros de cobre relacionadas con el contenido de arsénico. En la zona 9, se aprecia un contenido de Py relativamente alto (2,08%), sin embargo, el valor de sleep time mínimo es de 2,8 días, lo que es un resultado experimental no esperado. En la Figura 19, se observa que esta zona se ubica muy cerca del límite entre el área de sulfuros de cobre y el área de oxidados de cobre, por lo tanto, esto sugiere que el sleep time mínimo observado podría deberse a la presencia de especies oxidadas de cobre, las que estarían provocando un apaciguamiento de la pirita presente. Finalmente, en la zona 4, las muestras AS que sí cumplen con el modelo de sulfuros promedian un alto contenido de Py (3,02%), mientras que el sleep time mínimo entre el mineral y producto explosivo sin retardante es de 1,0 días. Este valor de sleep time puede ser atribuido al alto porcentaje de Py mencionado. Esta zona se encuentra dentro del área de sulfuros de cobre en el diagrama de fases de la Figura 19, lo que es congruente con los resultados esperados.

Figura 19 Diagrama de fases con valores promedios para dominio “SW”

222


CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES La Tabla 1 muestra la categorización establecida en base a los resultados de sleep time con producto explosivo sin retardante en laboratorio: (a) en rojo las zonas definidas como alto potencial con sleep time inferiores a dos días y medio; (b) en amarillo las zonas de mediano potencial con sleep time mayores e iguales a dos días y medio e inferiores a cinco días; (c) en verde las zonas clasificadas como potencial leve frente al uso de producto explosivo sin retardante con sleep time superiores e iguales a cinco días. A partir de esta categorización, se confeccionó un perfil geológico y un mapa de las zonas estudiadas según su criticidad (Figura 2 y 20 respectivamente).

Figura 20 Categorización de zonas propuesta por Enaex según los resultados de criticidad

Recomendaciones finales  Las zonas categorizadas en color rojo -cuyas cotas son las más bajas-, corresponden a las de mayor criticidad, en donde el uso del producto explosivo sin retardante no es viable, por lo tanto se recomienda el uso del producto explosivo con retardante.  Las zonas en color amarillo, corresponden a las de criticidad media, en donde el uso del producto explosivo sin retardante queda restringido a que la operación de carguío y tronadura se efectúa en el mismo día. Esto se debe a que los ensayos de laboratorio entregados no consideran factores externos como se mencionó antes.  La zona categorizada en color verde, presenta la menor criticidad del estudio, lo que permite el uso del producto explosivo sin retardante, mientras el tiempo operacional de carguío y tronadura no sea superior a dos días. Esto se debe también a que los ensayos de laboratorio no contemplan factores externos.

223


REFERENCIAS AEISG (The Australian Explosives Industry and Safety Group). 2012. Code of Practice, Elevated temperature and reactive ground. EPSTEIN, I., KUSTIN, K. & WARSHAW, L.J. 1979. A Kinetics Study of the Oxidation of Iron (II) by Nitric Acid. Journal of the American Chemical Society, 102:11 3751 – 3758. FLORES, L. & OROZ, A. 2003. Cálculo de ley de Cobre en el concentrado a partir de mineralogía de sulfuros de Cobre y Hierro obtenida de resultados de extracción parcial en el depósito la Escondida, II región, Chile. 10° CONGRESO GEOLÓGICO DE CHILE. GOK, O. 2011. Catalytic oxidation mechanism of oxy-nitrogen species (NOx) in FeSO4 electrolyte. Nitric Oxide, 25: 47–53. GUNAWAN, R., FREIJ, S., ZHANGA, D., BEACHB, F. & LITTLEFAIRB, M. 2006. A mechanistic study into the reactions of ammonium nitrate with pyrite. Chemical Engineering Science, 61: 5781 – 5790. NAKAMURA, H., IWASAKI, M., SATO, S. & HARA, Y. 1994. The reaction of ammonium nitrate with pyrite. Journal of hazardous, 36: 292 – 303.GOK, O. 2011. Catalytic oxidation mechanism of oxy-nitrogen species (NOx) in FeSO4 electrolyte. Nitric Oxide, 25: 47–53. REIMERS, G.W. & FRANKE, D.F. 1991. Effect on Additives on Pyrite Oxidation. Report of investigations 9353. U.S. Bureau of Mines. URRUTIA, M., GRAÑA, J., GARCIA-RODEJA, R. & MACIAS, F. 1987. Pyrite Oxidation Processes in Surface: Acidifying Potential and its interest in minesoils reclamation. Cuaderno do Laboratorio Xeolóxico de Laxe, 11: 131-145.

224


ANEXOS Anexo 1. Determinación de la temperatura de sleep time en el experimento modificado del manual de buenas prácticas para rocas reactivas (“Australian Explosives Industry and Safe Group Inc.”), de AEISG. Durante el año 2015 en la Minera 2 detonó un pozo aproximadamente 48 horas después de haber sido cargado con explosivo vaciable. Enaex recibió muestras del pozo en cuestión y de dos pozos aledaños que tenían evidentes síntomas de reacción del explosivo con el mineral. Los resultados del estudio de reactividad se presentan en la Tabla Anexo 1.1. Tabla Anexo 1.1 Reactividad de muestras 1, 2 y 3 de Minera 2 con ANFO (Muestras 1 y 2 corresponden a los pozos circundantes. Muestra 3 corresponde a la del pozo con detonación.

Muestra

TiRx AS, °C

1

81

2

86

3

85

Luego se realizó el estudio de sleep time, ST, de acuerdo al código australiano AEISG, sin embargo el tiempo de ST calculado a 55°C resultó ser de 0,6 horas (ver Tabla Anexo 1.2), lo que difería mucho de la realidad. Se entiende que pudo haber otros factores que influyeron en las reacciones del explosivo en base a ANFO y el mineral o roca reactiva (ver Anexo 2), no obstante fue evidente el desfase de la predicción del ensayo respecto a lo que realmente tuvo lugar. Se le consultó a la minera la temperatura normal de los pozos en esa zona, cuyo registro se obtuvo de manera posterior a los ensayos realizados de sleep time. Los pozos en esa área presentaban una temperatura de 24°C. En la Tabla Anexo 1.2 se presentan los resultados de sleep time a distintas isotermas. Tabla Anexo 1.2 Sleep time de muestras 1, 2 y 3 de la Minera 2 en tres isotermas diferentes.

Muestra 1 2 3

Explosivo Vaciable Vaciable Vaciable

Muestra 1 2 3


Muestra 1 2 3


Isoterma a 55°C ST observado, hrs. 6,7 1,1 2,4 Isoterma a 35°C ST observado, hrs. 12,2 10,4 13,4 Isoterma a 25°C ST observado, hrs. 185,8 186,5 189,1

225

ST calculado, hrs. 1,68 0,28 0,60 ST calculado, hrs. 3,05 2,60 3,35 ST calculado, hrs. 46,45 46,63 47,28


Anexo 2. Reacciones químicas asociadas a la roca/nitrato de amonio y los factores que influyen en ella. Una reacción exotérmica no esperada entre mineral y producto explosivo con base ANFO podría verse favorecida en tres procesos: durante la perforación de un pozo cuando las especies mineralógicas de sulfuros de hierro principalmente contenidos en el mineral y/o lastre entran en contacto con el oxígeno del ambiente, iniciando la oxidación natural de los ellos, produciendo gases y elevando la temperatura del pozo; durante la carga de un producto explosivo con base ANFO, el que podría reaccionar con estos sulfuros de hierro y gases contenidos en el mineral y/o lastre; y durante la descomposición propiamente tal del ANFO favorecida por la temperatura de la reacción en curso y así disminuir su temperatura de descomposición. La oxidación de sulfuros metálicos es un proceso que incluye varios tipos de reacciones como óxido-reducción, hidrólisis, formación de complejos iónicos, solución-precipitación, etc. Este conjunto de reacciones origina una forma oxidada de hierro, aniones sulfato y una fuerte acidez, especies que catalizan estas mismas reacciones, haciendo que el proceso en general sea impredecible. La reacción sulfuro de hierro/ANFO está compuesta por una serie de reacciones, en cuyas etapas se producen las especies Fe 2+/Fe3+ y especies ácidas HSO4- que auto-catalizan la reacción, produciendo cada vez más calor y gases. Estas especies catalíticas ácidas (H 2SO4, HNO2- y Fe3+), además hacen decrecer la temperatura de descomposición del ANFO, descendiendo en algunos casos hasta temperatura ambiente. A continuación se presentan las reacciones más importantes de un proceso reactivo. El mecanismo de reacción es poco conocido y no se ha llegado a un consenso completo de las etapas de éste. Ecuación 1.a. Reacción general de oxidación del sulfuro de hierro.

4FeS2(s) + 15O2(ac) + 14H2O(l)

4Fe(OH)3(s) + 8H2SO4(ac)

Ecuación 2.a reacción general de descomposición del ANFO.

2NH4NO3(ac) NH4NO3(ac)

2N2(g) + 4H2O(g) + O2(g)

ΔH= -236kJ/mol ΔH= -36kJ/mol

N2O(g) + 2H2O(g)

Ecuación 3.a Reacción entre sulfuro de hierro y ANFO.

FeS2(s) + NH4NO3 (ac)

NO(g) + SO2(g) + Fe2O3(s) + H2O(l)

226

ΔH= -740kJ/mol

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Desglosando la ecuación de oxidación del sulfuro de hierro en etapas, se observa que existen dos posibles agentes oxidantes, el oxígeno y el hierro (III). En las ecuaciones mostradas a continuación se detallan las etapas del proceso. Ecuación 4.a. Etapas del proceso de oxidación.

2FeS2 + O2 +4H+

2Fe2+ + 4S0 +2H2O

4Fe2+ + O2 + 4H+

4Fe3+ + 2H2O

(1)

(2) (3)

Fe3+ + 3H2O

Fe(OH)3 + 3H+ (4)

FeS2 + 2Fe3+

3Fe2+ + 2S0 (5)

2S0 + 12Fe3+ + 8H2O

12Fe2+ + 2SO42- + 16H+ (6)

2S0 + 2H2O + 3O2

2SO42- + 4H+

Por tanto, los factores que podrían desencadenar una reacción exotérmica con potencial riesgo de reacción entre mineral y producto explosivo con base ANFO serían las siguientes: 

Pozos que presenten una temperatura superior a 35°C.



Presencia de sulfuros de hierro fino, producto de la perforación.



Acumulación de polvo de FeS2 en el fondo del pozo.



Presencia de humedad en el pozo.



Presencia de iones Fe2+ o Fe3+ producto del desgaste natural del sulfuro de hierro.



Condiciones ácidas (pH<3) producto de la descomposición de sulfuros en medio acuoso.



Pozos cargados durante mucho tiempo (con adelanto) con productos explosivos en base a ANFO.



Confinamiento otorgado por el pozo.



Exposición prolongada del pozo al ambiente producto de un largo tiempo entre perforación y carguío, favoreciendo la oxidación del sulfuro de hierro.

227

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS El Esquema 1.a. indica las relaciones existentes entre estos factores de riesgo.

Esquema 1.a Factores que influyen en la activación de una reacción no deseada.

228


Tele-operación háptica en tiempo real de manipulador robótico para aplicaciones mineras Rodrigo Muñoz 1(*), Mauricio Correa 2, Javier Ruíz del Solar 3 1

Memorista, Automatización en minería, Advanced Mining Technology Center (AMTC)

2

Investigador Asociado, Advanced Mining Technology Center (AMTC)

3


RESUMEN La tele-operación de sistemas electromecánicos es ampliamente usada en la industria, siendo uno de los nichos más importantes la minería, y también en operaciones donde se requiera manipulación de sustancias peligrosas. El desafío que plantea la tele-operación es mejorar la interacción hombre-máquina, para poder obtener una experiencia para el usuario que aporte la mayor cantidad de información posible del entorno en el cual se desempeña el proceso. Parte importante de la explotación minera se realiza de forma subterránea, donde una de las tareas realizadas en las mallas de los piques de traspaso consiste en la fragmentación de rocas usando un martillo hidráulico operado de forma local. Este artículo presenta la implementación de un sistema a escala de teleoperación de un manipulador robótico Eshed Scorbot ERVII usando una interfaz háptica Sensable Phantom Omni®, permitiendo retroalimentar de forma física al usuario con eventos que ocurren en la operación, como la colisión del efector del manipulador con una roca o delimitar el área de trabajo segura. El desarrollo del sistema teleoperado sienta las bases para la implementación de estos sistemas de forma autónoma. Es deseable que un sistema de tele-operación tenga requerimientos de tiempo estrictos, en especial en cuanto a tiempo de respuesta por lo que se plantea un modelo de control distribuido basado en bus de campo EtherCAT®, que garantiza una conexión robusta y escalable entre los dispositivos de control del manipulador.

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INTRODUCCIÓN La teleoperación de sistemas electromecánicos es ampliamente usada en la industria, siendo uno de los nichos más importantes la minería, y también en operaciones donde se requiera manipulación de sustancias peligrosas. La teleoperación de un robot es necesaria cuando su autonomía es restrictiva, debido a los diversos escenarios de peligros e imprevistos a los cuales se puede enfrentar, o bien, cuando las labores que debe desempeñar son muy variadas y en condiciones de entornos muy disímiles. Es en estos casos, donde el juicio humano prevalece por sobre algún algoritmo de trabajo que controle los movimientos del robot. Por otra parte, la teleoperación se vuelve necesaria para reemplazar a los operarios de maquinaria pesada que trabajan dentro de una faena, enfrentándose a condiciones adversas y peligrosas para su salud. Estos operarios pueden ser trasladados a oficinas o sitios de operación a kilómetros de distancia del lugar de faena, en un ambiente seguro y libre de contaminantes. El desafío que plantea la teleoperación es mejorar la interacción hombre-máquina, para poder en primer lugar, obtener una experiencia para el usuario que aporte la mayor cantidad de información posible del entorno en el cual se desempeña el efector final, y por lo tanto, en segundo lugar, tomar una mejor decisión por parte del operador, que permita mejorar el desempeño del sistema teleoperado, lo cual se traduce en disminuir la probabilidad de accidentes, mejorar la precisión en las tareas propuestas y reducir los tiempos de toma de decisión y ejecución de movimientos. La forma más común de teleoperación que se encuentra hoy en día en funcionamiento en las industrias, es a través de cámaras de video que muestran en tiempo real el efector final del robot y el entorno de trabajo. En estos casos se utilizan varias cámaras para enfocar desde diferentes ángulos el lugar de operación por lo que el operador tiene varias ventanas en su pantalla con los diferentes puntos de vista. Este método requiere que el operador posea una buena percepción de profundidad con respecto al entorno, usando la información de todas las cámaras disponibles. Por otra parte, el operador requiere conocer las dimensiones reales del robot con respecto a las dimensiones de los objetos que hay en el entorno, para que de esta forma pueda evitar colisiones indeseadas. Todos estos detalles hacen que la teleoperación a través de video pueda resultar confusa, o bien, requiere que los operadores se encuentren bien entrenados en la utilización de ese sistema en particular. Una de las primeras publicaciones sobre teleoperación 0 muestra las limitaciones en las habilidades humanas con respecto a la orientación espacial en pantallas de monitoreo 2D o 3D. Para estos casos, se propone un sistema integrado con teleoperación global y sistema autónomo para áreas donde la teleoperación se vuelve difícil. Otra manera de mejorar el desempeño del usuario 0 es cambiando el espacio de operación, desde un espacio de trabajo 2D a un espacio 3D donde las posiciones prohibidas del efector final son más fáciles de definir. Cambiar el espacio de operación cambia completamente las restricciones que tiene el sistema, y por lo tanto, el desafío de mejorar la experiencia del usuario en la teleoperación se mantiene sin una mejora directa. Por otra parte, se han desarrollado evaluaciones a entornos virtuales de teleoperación 0

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS usando cámaras estereoscópicas que permiten obtener una sensación de profundidad 3D, con lo cual se muestran los primeros pasos para recrear entornos virtuales 3D que se basan en el entorno de operación del robot. La tecnología háptica se comenzó a utilizar en la teleoperación de robots 00 usando la arquitectura maestro-esclavo. Los dispositivos hápticos permiten al operador del robot tener retroalimentación táctil (utilizando el sentido del tacto) del entorno real en el cual el robot está trabajando. Esta retroalimentación puede ser vibratoria como señal de alerta o bien ser proporcionada como una fuerza en el mismo controlador de mando maestro, que obliga al operador a cambiar la dirección de movimiento del dispositivo controlado esclavo. Por ejemplo, el dispositivo esclavo puede ser un brazo robótico que sigue los movimientos del brazo maestro cuando se está en un entorno libre de obstáculos. Si el brazo esclavo hace contacto con un obstáculo que le impide el movimiento, provoca una diferencia entre la posición real y la posición deseada. La fuerza de retroalimentación que se envía al dispositivo maestro y que es percibida por el usuario es proporcional a la diferencia de posición mencionada anteriormente. La investigación en telerobótica es importante para mejorar las habilidades de los operadores en tareas de manipulación peligrosas, haciendo que los operadores puedan trabajar en un ambiente protegido y alejado de la faena. Por ejemplo en la industria minera 00 se utiliza la teleoperación para controlar los brazos picadores de rocas (en las mallas de los piques de traspaso en Block Caving). Se ha demostrado que la teleoperación de brazos picadores de rocas disminuye el riesgo de colisión, reduce el tiempo de entrenamiento de los operarios, aumenta el tiempo de trabajo de estas máquinas sin necesidad de realizar paradas, mejoras las habilidades de precisión de los usuarios que controlan estos dispositivos, y entrega beneficios en la mantención y costos de producción. En estos casos, se puede incluir un sistema de retroalimentación háptico, para mejorar aún más el desempeño de los operadores y aumentar los beneficios demostrados en las investigaciones 00.

DESARROLLO DE SISTEMA DE TELEOPERACIÓN HAPTICO Descripción General Se implementó un sistema de teleoperación háptico bilateral basado en la arquitectura maestroesclavo, utilizando un brazo robótico Eshed Scorbot ERVII (esclavo) y un dispositivo háptico Phantom Omni (maestro). Este sistema de teleoperación háptico considera al usuario parte fundamental para cerrar el lazo de control entre el mundo real y el mundo virtual generado. En el siguiente esquema se muestran los principales bloques que conforman este sistema.

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Figura 20 Descripción general sistema

En la Figura 20 se observa al lado izquierdo el espacio de trabajo del brazo robótico (el cual tiene conectado cerca del efector una cámara RGB-D Microsoft XBOX Kinect). Los datos adquiridos por la cámara, son procesados por el nodo Servidor Point Cloud a partir del cual se calcula la fuerza de retroalimentación en el nodo Algoritmo Háptico, que además requiere conocer la posición actual del efector del robot. Las instrucciones que se entregan al brazo son manejadas por el nodo Driver Brazo Robótico que recibe el ángulo deseado de cada uno de los actuadores del robot obtenidos a partir del nodo de Cinemática Inversa. El usuario, quien controla el dispositivo háptico Phantom Omni, se encarga de cerrar el ciclo de control, recibiendo la fuerza de retroalimentación que proviene del nodo Feedback de fuerza y por el otro lado, envía la posición deseada del efector del robot hacia el nodo que calcula la cinemática inversa. La posición del efector del dispositivo Phantom Omni dada por 𝑃𝑒𝑓𝑓 = (𝑥, 𝑦, 𝑧) en las coordenadas del espacio de trabajo del Phantom (𝑊𝑃ℎ𝑎𝑛𝑡𝑜𝑚 ) entrega la posición deseada para el efector final del brazo robótico dado por 𝐾𝑒𝑓𝑓 = (𝑥, 𝑦, 𝑧) dentro del espacio de trabajo del robot (𝑊𝑅𝑜𝑏𝑜𝑡 ) a través de un escalamiento proporcional. Sea 𝑃𝑒𝑓𝑓 ∈ 𝑊𝑃ℎ𝑎𝑛𝑡𝑜𝑚 entonces: 𝐾𝑒𝑓𝑓 = 𝐶 ∗ 𝑃𝑒𝑓𝑓 donde la constante 𝐶 ∈ ℝ y 𝐾𝑒𝑓𝑓 ∈ 𝑊𝑅𝑜𝑏𝑜𝑡 . La cinemática inversa del brazo robótico se implementa a través del software MoveIt [8] que fue desarrollado para el entorno ROS. La posición deseada del efector del robot y las restricciones angulares de cada uno de sus articulaciones (que son dadas por el fabricante del brazo), determinan finalmente el ángulo que debe ser alcanzado por cada articulación para lograr el objetivo de posicionar el efector en la posición pedida. Luego, se envía al computador la posición deseada de las seis articulaciones del robot, y como consecuencia se obtiene la posición del efector requerida. El área de teleoperación válida corresponde a la zona en la cual el algoritmo de cinemática inversa tiene solución, que es un subconjunto del área de trabajo disponible, ya que existen restricciones de movimiento propias de la forma en la cual está construido el robot.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS La cámara RGB-D Microsoft XBOX Kinect se encuentra anclada, con una estructura impresa en 3D, a 30 centímetros del efector del robot, con el objetivo de que la posición del efector permita también cambiar el punto de vista de la cámara, lo cual permite explorar distintos ángulos del ambiente de trabajo en el cual está inserto el brazo robótico. El esquema general de la teleoperación bilateral propuesta es la siguiente: A través de una pantalla, el usuario puede observar el ambiente virtual creado con la Point Cloud, en este ambiente se muestra la posición deseada, y la posición del robot-real. El usuario controla la posición del efector del robot virtual, utilizando el dispositivo Phantom Omni. A través del dispositivo háptico, el usuario puede sentir la fuerza de retroalimentación dada por la interacción entre el final del efector del robot virtual y la nube de puntos. La fuerza de retroalimentación permite evitar alcanzar posiciones peligrosas para el robot, en donde es probable que se ocasione alguna colisión con el ambiente que lo rodea. Cuando el operador está completamente seguro sobre la posición deseada del robot, entonces puede presionar el primer botón ubicado en el stylus del Phantom Omni, y el robot real se mueve desde su posición actual hasta la posición donde se encuentra el robot virtual. Esa trayectoria será permitida (y por lo tanto ejecutada) sólo si no existen obstáculos en la trayectoria en línea recta entre el robot real (posición origen) y robot virtual (posición destino).

Descripción de Hardware Brazo robótico Eshed Scorbot ERVII El Scorbot-ER VII es un manipulador robótico de cinco grados de libertad (5 DOF). Posee la configuración estándar de robot industrial antropomórfico (Figura 21), esto es que se compone grupo de articulaciones destinadas a la posición y otro a la orientación del efector.

Figura 21 Scorbot-ER VII (5 DOF)

El sistema de actuación del robot se basa en el uso de poleas reductoras seguidas de engranajes armónicos (harmonic drives) actuados por motores de corriente continua de imanes permanentes. La carga máxima que puede llevar el robot es de 2 kg (incluido el peso del efector). Esta configuración asegura que el sistema puede operar fuera de una jaula de seguridad 0.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Los actuadores del robot están gobernados por un controlador con capacidad de hasta 12 ejes. En sus desplazamientos, consigue una precisión y repetitividad media. Dado que las aplicaciones hápticas demandan sistemas de control con altos requerimientos en cuanto a tiempo de actualización y jitter12, pues se establecen flujos de información hacia la máquina y usuario. Para alcanzar estos requerimientos se implementaron controladores usando el bus de campo EtherCAT. La estructura de control implementada corresponde a la de control distribuido, pues cada unidad de control está encargada de un motor. Los dispositivos se conectan en una topología daisy chain13 y una aplicación maestra, ejecutada en un computador, es la encargada de distribuir la información a los dispositivos.

Figura 22 Diagrama general Control brazo

Cada una de las unidades de control (Figura 22) cuenta con un sensor de corriente por efecto hall Infineon TLI4970-D025T5 con un rango de 25 [A] y resolución de 12 bits. El microcontrolador utilizado corresponde a un Infineon XMC4800 que posee un CPU ARM Cortex M4 de 32 bits con unidad de punto flotante a una frecuencia de 144 MHz, periféricos para la lectura de encoders incrementales y puerto EtherCAT. La electrónica de potencia encargada del control de los motores corresponde a un puente H completo construido a partir del circuito integrado Infineon BTN8982.

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Se denomina jitter (término inglés para fluctuación) a la variabilidad temporal durante el envío de señales digitales, una ligera desviación de la exactitud de la señal de reloj. El jitter suele considerarse como una señal de ruido no deseada. 13 Se llama daisy chain o cadena margarita a un esquema de cableado. Es una sucesión de enlaces, tal que un dispositivo A es conectado a un dispositivo B, el mismo dispositivo B a un dispositivo C, este dispositivo C a un dispositivo D, y así sucesivamente.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS El algoritmo de control utilizado corresponde a una serie de lazos anidados (Figura 23), el lazo interno corresponde al control de corriente y se ejecuta a una frecuencia de 10kHz, por otro lado los lazos de velocidad y posición a una frecuencia de 1kHz. Esta diferencia de permite un diseño por separado de los lazos de control externos.

Figura 23 Controlador PID con antiwindup

Se ha añadido un filtro pasa bajos a la entrada del control derivativo para reducir los efectos del ruido de alta frecuencia. Para considerar los límites de actuación, se ha implementado un esquema anti-windup14 de integración condicional. De esta forma el único elemento no lineal del algoritmo de control corresponde al bloque de integración condicional. Para la implementación digital de los controladores ha utilizado la transformada bilineal (Método de Tustin15) sobre los controladores análogos. Dado que microcontrolador utilizado cuenta con unidad de punto flotante, la implementación digital del controlador se ha realizado usando la forma transpuesta.

Phantom Omni El dispositivo háptico SensAble Phantom Omni 0 posee 6 grados de libertad en lectura de posición (encoders), de los cuales 3 tienen efectores de fuerza. El usuario toma el “stylus” del Phantom como si fuera un lápiz utilizando una sola mano. Este dispositivo se conecta directamente al computador a través del puerto FireWire (IEEE 1394). Posee una frecuencia de actualización de posición de 1 [KHz]. En la ¡Error! No se encuentra el origen de la referencia.Figura 24 se muestran los joints o articulaciones del dispositivo enumerados desde 𝐽1 a 𝐽6 .

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Fenómeno que se presenta en sistemas con señales limitadas de actuación (prácticamente todos) al no considerar la saturación del actuador. 15 La transformada bilineal es usada en el campo del procesamiento digital de señales y en la Teoría de control de señales discretas. Esta herramienta matemática suele usarse para transformar la representación en tiempo continuo de las señales en tiempo discreto y viceversa.

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Figura 24 Phantom Omni Articulaciones y botones

En las articulaciones desde 𝐽1 a 𝐽3 se genera el torque necesario para representar un vector de fuerza cartesiano (𝑥, 𝑦, 𝑧) en el propio del dispositivo. Los botones 𝐵1 y 𝐵2 sirven como entrada digital (tal como funcionan los botones del mouse del computador) y pueden cumplir alguna función específica programable.

Cámaras RGB-D Una cámara RGB-D es un dispositivo que produce una imagen de profundidad en donde cada pixel de la imagen RGB tradicional es asociada a una distancia. De esta manera, se genera una imagen con “profundidad” en donde se pueden detectar fácilmente cuáles puntos de la imagen están más cerca y cuales están alejados. En la actualidad existen muchas alternativas de cámaras RGB-D al alcance de usuarios y desarrolladores. El dispositivo que más se ha expandido en el mercado es el Microsoft XBOX Kinect que es utilizado principalmente como interfaz para juegos de video. En la Figura 25 se observa un esquema del Kinect en donde se identifica de izquierda a derecha, el proyector de la grilla de puntos infrarrojos, la cámara RGB, y la cámara infrarroja.

Figura 25 Componentes de Microsoft XBOX Kinect

En una cámara RGB-D se genera una grilla de puntos infrarrojos que se proyecta sobre las superficies. Luego a través de una cámara infrarroja, se detecta la posición e intensidad de cada uno de los puntos proyectados, y por lo tanto, indirectamente se obtiene la distancia de cada punto al objeto más cercano en el cual se proyectó. La grilla de puntos de luz infrarroja proyectada sobre los objetos no es visible por el ojo humano, pero si se puede detectar con una cámara de

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS video tradicional (y por supuesto, con el sensor especializado en dicha frecuencia). Por otra parte, los objetos más cercanos a la cámara producen “sombras” en donde los puntos de la grilla no llegan. Estas zonas oscurecidas son lugares donde no se puede determinar si existen objetos o es espacio libre. Para solucionar esta indeterminación, se debe buscar una nueva posición de la cámara RGB-D para abarcar un nuevo ángulo de visión y completar la imagen 3D generada a partir de la nube de puntos o Point Cloud.

Descripción de Software Integración con ROS Para la integración de los diferentes módulos de software se ha empleado el framework de robótica Robot Operating System (ROS)0 que ofrece herramientas, librerías, abstracción de hardware, controladores de dispositivos, visualizadores, comunicación entre procesos, gestión de paquetes, entre otros. Para la comunicación entre procesos ROS utiliza un patrón de publicación y suscripción, cada proceso se denomina nodo, cada nodo puede publicar y subscribiese a múltiples tópicos donde otros nodos publican información. De esta forma se puede abstraer el hardware Para la integración de controladores EtherCAT en ROS se ha considerado como guía parte del software del proyecto Orocos 0, que a diferencia de ROS está orientado a la creación de aplicaciones de control en tiempo real. El diagrama de la Figura 26 muestra la integración de distintas aplicaciones y la forma en que comparten la información. En azul se muestran los nodos o procesos del sistema, mientras en que rojo aparecen los tópicos usados para transmitir información entre los distintos procesos. A continuación se describen cada uno de los nodos y su funcionalidad:  Scorbot_driver: Corresponde a la aplicación principal para el control del robot, integra la librería SOEM 0 (Simple Open EtherCAT Master) para la comunicación con los distintos microcontroladores. Además la aplicación se ha desarrollado usando ros_control, un conjunto de utilidades que permiten el desarrollo de controladores integrados con ROS.  Phantom_omni: Es la aplicación encargada de la abstracción de hardware del dispositivo háptico Phantom Omni, esta aplicación se construye sobre el driver proveído por el fabricante OpenHaptics 0.  Scorbot_haptic_teleop: Es la aplicación que toma ambas abstracciones de hardware y permite el control háptico. Recibe información sobre la posición del robot y del dispositivo háptico, a partir de ellas envía la referencia al robot y una fuerza de feedback al dispositivo háptico. Para propósitos de visualización, pública la posición de un robot sombra, que permite visualizar la referencia para el robot real.

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Figura 26 Integración de aplicaciones para control háptico

Control Háptico Algoritmo El algoritmo de control háptico sigue un esquema básico de tracking donde la fuerza de feedback está dada por la diferencia entre la posición actual del robot y la referencia dada a través del dispositivo háptico. Como el robot y el Phantom Omni poseen la misma morfología en sus tres primeras articulaciones, una función lineal que mapea el espacio de articulaciones del Phantom Omni al espacio de articulaciones del robot resulta suficiente. La función que permite estimar la fuerza F para aplicar al dispositivo háptico muestra en la siguiente ecuación: 𝐹 = 𝑞𝑟 − 𝑇(𝑞𝑝 ) Donde 𝑞𝑟 corresponde a la posición de las articulaciones del robot, 𝑞𝑝 la posición del Phantom Omni y 𝑇(∗) es la transformada lineal que escala los valores de posición del Phantom hacia el robot. Otros esquemas más complejos, como control de impedancia o con referencia visual también son aplicables al sistema.

Etapas del sistema de teleoperación Se puede dividir el sistema de teleoperación háptico implementado en dos etapas o estados:

Escaneo La primera etapa es el escaneo del espacio de trabajo del brazo robótico, que consiste en al menos cuatro imágenes tomadas con la cámara RGB-D en diferentes posiciones, lo cual entrega múltiples ángulos de visión de los objetos en el entorno. La posición del efector del robot determina la posición en la cual se toman estas imágenes. Se tienen predefinidas las posiciones de las articulaciones con los cuales se pueden obtener ángulos de visión variados y que presentan una gran utilidad al momento de realizar la teleoperación. Cada una de las imágenes obtenidas con la cámara RGB-D es un Point Cloud, las cuales son sumadas, obteniendo un solo Point Cloud general. En esta etapa, algunos grupos de puntos son redundantes (ya que corresponden a la representación espacial del mismo cuadrante) por lo que

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS se debe reducir su redundancia utilizando una grilla de voxeles (representación 3D de un pixel) en el nodo de ROS denominado Point Cloud Server. Por otra parte, se utiliza la estructura Octree incluida en Point Cloud Library (PCL) para facilitar la búsqueda de puntos específicos dentro del Point Cloud obtenido, lo cual permitirá generar la fuerza de retroalimentación háptica.

Control de Movimiento La segunda etapa corresponde al movimiento del robot interactuando con los puntos del Point Cloud obtenido en la primera etapa. El robot responde a las instrucciones dadas por el dispositivo Phantom Omni a través del nodo de ROS que calcula la cinemática inversa del brazo robótico. Si el usuario intenta pasar a través de un objeto en el entorno virtual, podrá sentir la fuerza de retroalimentación en el dispositivo. El brazo robótico se mueve presionando el botón gris del stylus del dispositivo Phantom Omni, el movimiento de cada articulación del robot se efectúa respondiendo a los movimientos del dispositivo.

EVALUACION Brazo Robótico Para la mostrar el desempeño de los controladores desarrollados se realizó una prueba de tracking (Figura 27), en esta prueba se observa como la articulación base del robot sigue la referencia dada por el dispositivo háptico. Notamos un reducido sobrepaso debido al esquema anti-windup implementado en el controlador.

Figura 27 Prueba de tracking para articulación base

Sistema Integrado La Figura 28 muestra la fuerza aplicada al dispositivo háptico en función de la diferencia entre la posición deseada y posición actual del robot. La fuerza que aplica el dispositivo se encuentra normalizada entre un rango de -2.0 a 2.0. Este esquema de teleoperación evita la ejecución de

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS movimientos bruscos, pues la fuerza háptica actúa amortiguando el movimiento realizado por el operador.

Figura 28 Fuerza háptica estimada aplicada al Phantom Omni

CONCLUSIONES El presente trabajo presenta un sistema de teleoperación bilateral basado en la interacción háptica entre una Point Cloud y un brazo robótico. Se solucionó el problema de retraso en la interacción del brazo y el sistema háptico, dado que el Control distribuido implementado para el controlar el brazo robótico y el bus utilizado permiten alcanzar requerimientos de tiempos de respuesta para utilizar el control háptico. La retroalimentación háptica permite realizar tareas en entornos complejos sin dañar el brazo robótico. En un futuro trabajo se analizaran los beneficios de la operación del brazo con el control háptico. La integración con el software ROS permite el desarrollo rápido de aplicaciones de alto nivel y la comunicación fluida entre los diferentes módulos del sistema. La cinemática del sistema es similar a la de un brazo picarocas lo que permite usar este desarrollo como plataforma a escala para el desarrollo de sistemas teleoperados con feedback háptico y sistemas autónomos en la fragmentación de rocas en las mallas de los piques de traspaso.

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Criterio de Daño Basado en Vibraciones y caracterización de Macizo Rocoso, y su Impacto en el Negocio Minero José Vergara 1 (*) 1

Specialist Solutions Lead LATAM, Orica

RESUMEN El impacto que tiene la tronadura en toda la cadena de valor del negocio minero, desde la seguridad hasta la estabilidad de taludes, ha generado en el tiempo una cultura altamente restrictiva, que se refleja en la forma de medir el daño en el talud y especialmente en determinar los orígenes de estos potenciales daños. Lo anterior toma relevancia, dado hoy se exige optimizar todos los procesos involucrados en la extracción de minerales y la tronadura tiene un papel relevante. Uno de los criterios de mayor uso en la industria minera es el velocidad peack de particula crítica (PPVc), el cual es funcional exclusivamente de sado, el cual está basado única y exclusivamente en propiedades de roca intacta determinadas en laboratorio ver Figura 29 (Vergara J; 2015), el cual define un concepto denominado Este estudio permite avanzar en una nueva forma de “determinar” el potencial daño al macizo rocoso, en donde todos los parámetros considerados en modelo PPVc, se escalan a macizo rocoso, utilizando la caracterización geotécnica por medio del Rock Mass Rating (RMR89), y así se define un nuevo modelo denominado velocidad peack de partícula en macizo rocoso, (PPVcmr), (Vergara J, 2014). El avance en la implementación de este nuevo modelo (PPVcmr) y los resultados obtenidos, aportaron al desarrollo de técnicas de tronadura novedosas, tales como masivas, masivas en paneles y utilización de explosivos de alta energía, aportando de esta manera a aumentar la productividad minera, manteniendo y en algunos casos dismininuyendo el estado vibracional den talud.

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INTRODUCCIÓN El proceso de tronadura tiene una alta influencia en la conminución de los materiales, debido principalmente al alto gasto de energía que se requiere, impactando directamente en los resultados del negocio minero. Sin embargo otro parámetro donde la tronadura tiene impacto, es el daño que se genera en el talud proveniente de las vibraciones desarrolladas, sin embargo la forma de medir este potencial daño, aun se mide por criterios restrictivos que no representan la complejidad del macizo rocoso. Dentro de estos criterios uno de los más utilizados por la industria minera, es el del peack de velocidad de partícula crítica (PPVc), el cual depende en su formulismo exclusivamente propiedades de roca elásticas obtenidas en laboratorios, ver Figura 29, cuando en la realidad el macizo rocoso impactado no tiene estas condiciones.

Figura 29 Prueba de laboratorio UCS y gráfico representativo, para determinar propiedades de roca intacta

Adicionalmente, y tal vez lo más complejo, es que este criterio ha servido de base para definir 3 niveles de potencial daño en el macizo rocoso, ver Tabla 9.

Tabla 9 Niveles de impacto en el macizo rocoso, basado en criteroio de PPVc Zonas

Descripción del daño inducido en el Macizo Rocoso

PPVc< Zona 1 < 4*PPVc

Se supera ampliamente la resistencia a la tracción de la roca y se produce una zona de alto fracturamiento.

PPVc/4 < Zona 2< PPVc

Se supera la resistencia a la tracción de la roca y se produce una zona de creación de nuevas fracturas

Zona 3 < PPVc/4

No se supera la resistencia a la tracción de la roca y solo se produce extensión de fracturas preexistentes.

La complejidad de este criterio radica en el hecho de asumir la relación directa con un comportamiento ideal de roca intacta, lo cual no es representativo de condiciones de macizo

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS rocoso en general, ver Figura 30, debido a que la transmisión de ondas, las deformaciónes y el proceso de quiebre se producen en un medio que presenta anisotropías, heterogeneidades, y discontinuidades.

Figura 30 Condición real de macizo rocoso

La aplicación de este criterio ha desarrollado en la práctica conceptos arraigados, tales como desarrollo de tronaduras de “bajo” tonelaje, entre 150 KTH a 300 Kth para aquellas que definen talud (tronaduras de contorno), lo que se traduce en aproximadamente una (1) voladura diaria. El avance de la tecnología ha permitido observar tronaduras de más de 500 KTH, y existen casos que bordean las 1000 KTH, así como se están utilizando diseños de tronadura que consideran todo el ancho de la fase (masivas por paneles), tales es el caso de Escondida, Codelco Chile división Andina, CAP minería Los Colorados. Sin embargo un aspecto que se mantiene intacto es la forma en la cual se define el “daño” en el macizo rocoso, debido a que el concepto de PPVc está altamente arraigado en la industria minera.

OBJETIVO Este artículo tiene dos grandes objetivos; 1. Generar nuevos niveles de impacto de las tronaduras en el macizo rocoso, por medio de las vibraciones, que sean menos restrictivos que los actualmente utilizados. Para 2. Dar respuesta a la necesidad de escalar las propiedades elásticas de la roca, consideradas en el criterio de PPVc, utilizando los estudios de basados en estudios de R Bieniawski (RMR89), Shoerey P (1997), Galera et al (2005), y de esta manera generar un nuevo modelo denominado peack de particula crítica de macizo rocoso (PPVcmr).

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FUNDAMENTO TEÓRICO Las ondas sísmicas que se transmiten en el macizo rocoso son aquellas definidas como internas y superficales, las relevantes para el estudio en campo cercano, son las internas cuya clasificación son:  Ondas Longitudinales (P); El movimiento de vibración de estas partículas se produce en la misma dirección de propagación. Estas ondas se transmiten por medio de compresión y tracción.  Ondas Transversales (S); El movimiento de vibración de estas partículas se produce perpendicularmente a la orientación de propagación, y se registran con posterioridad a las ondas P. La velocidad de propagación de estas ondas es en función de las constantes elásticas que se propagan, ver Ecuación 1 y Ecuación 2, si tomamos como el valor típico de μ es 0,25, se puede indicar que las ondas P se transmiten a una velocidad casi el doble de las ondas transversales, y como se ha indicado anteriormente las ondas pueden representarse como esfuerzos transmitidos al macizo rocoso, por lo tanto las ondas P tienen una alta relevancia en determinar la máxima capacidad de “soporte” del estado vibracional en el macizo rocoso, antes de generar ruptura de la matriz rocosa. E(1−μ) ρ(1+μ)(1−2μ)

Ecuación 1

E 2ρ(1+μ)

Ecuación 2

Vp = √ Vs = √ Donde:

E = Módulo de Young (GPa) μ = Coeficiente de Poisson ρ = Densidad (Ton/m3) Por otro lado, el planteamiento anterior genera una discusión sobre la utilización del criterio de daño basado en el PPVc, el cual representa el peack de velocidad de partícula que soporta el macizo rocoso antes de generar la ruptura de la matriz (roca intacta) por tracción, ver Ecuación 3.

PPVc =

σt Vp

Ecuación 3

E

Donde; PPVc = Peack de velocidad crítica de partícula. σt = Esfuerzo a la tracción de roca intacta. Vp = Velocidad de onda P. E = Módulo de Young.

245

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS La Ecuación 3 en su conceptualización original considera parámetros elásticos obtenidos en pruebas de laboratorio para roca intacta exclusivamente, descartando las condicionantes estructurales y/o caracterización geotécnica del macizo rocoso, por lo que su utilización práctica está en determinar el peack máximo de velocidad de onda P que soporta la roca intacta, antes de generar algún tipo de alteración física permanente, a esta modificación de las condiciones originales de la roca intacta se le denomina daño. Sin embargo en la medida que se incorporen parámetros de macizo rocoso tales como grado de fracturamiento, este criterio puede no ser representativo y muy por el contrario, puede llevar a tomar decisiones y/o conclusiones erróneas. Es por esto que es teóricamente lícito pensar que todas las propiedades deben estár representadas en términos de macizo rocoso y en este intento se plantea Ecuación 4.

𝑃𝑃𝑉𝑐 𝑚𝑟 =

𝜎𝑡𝑚𝑟 𝑉𝑝𝑚𝑟

Ecuación 4

𝐸𝑚𝑟

Donde PPVc mr = Peack de velocidad crítica de partícula escala a macizo rocoso. σtmr = Esfuerzo a la tracción escalado a macizo rocoso. Vpmr = Velocidad de onda P. Emr = Módulo de Young escalado a macizo rocoso (Módulo de deformabilidad).

ESCALAMIENTO A MACIZO ROCOSO BASADO EN RMR. Basados en estudios de Sheorey “Empirical Rock Failure Criteria “ (1997), R Bieniawski “Errores en la aplicación de las clasificaciones geomecánicas y su corrección“ (2011), en donde se definen las siguientes ecuaciones de escalamiento, ver Ecuaciones 4 y 5. RMR−100 ) 27

σtmr = σt ∗ e(

Emr = Ei ∗ e

(

Ecuación 4

RMR−100 ) 36

Ecuación 5

Estas relaciones definen un modelo, Ecuación 6;

PPVcmr =

RMR−100 ( ) 27 ∗Vp RMR−100 ( ) 36 Ei ∗e

σt ∗e

Ecuación 6

La aplicación de este modelo requiere una nueva definición de criterios de daños, para lo cual se propone la siguiente zonificación, ver Tabla 10. (Vergara J, 2015)

246

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Tabla 10 Nuevo criterio de daño aplicando criterios de escalamiento (PPVcmr) Criterio de Daño

Descripción de daño inducido

Zona 1 > PPVc

Se supera la resistencia a la tracción de la roca intacta, se genera ruptura de la matriz y se generan nuevas grietas.

PPVc > Zona 2 > PPVcmr

Se supera la resistencia al tracción del macizo rocoso, apertura de grietas pre – existentes. Potenciales activaciones de mecanismos de falla.

Zona 3 > PPVcmr

No se produce daño inducido en el macizo rocoso producto de la voladura.

Como se puede observar se presentan 3 zonas; las que están controladas por dos límites, PPVc PPVc: Es el límite superior dado sobre este se rompe la matriz rocos, e indudablemente superará la resistencia al corte de los planos de debilidad. PPVcmr: Es el límite inferior, dado bajo este nivel se define una zona en donde las vibraciones inducidas por la tronadura generan un PPV que no es capaz de superar al PPVcmr, por lo que en este caso no se está superando la menor resistencia (σtmr). Esto nos hace inferir que en esta zona no se producirá impacto en el macizo producto de la voladura.

APLICACIONES Y VALIDACIONES Se desarrollaron pruebas de terreno para verificar las respuestas de cada criterio y comparar sus resultados, estas propiedades fueron entregadas por el cliente y los sectores elegidos tienen una caracterización geotécnica en RMR89 similares, 63 y 69 respectivamente. La Vp se obtiene de la aplicación en terreno de una metodología denominada Cross – hole, la cual en detonar 2 cargas sísmicas cuyas vibraciones serán detectadas en 2 geófonos posicionados según la Figura 31. Esta metodología es muy utilizada para obtener Vp del terreno, lo cual de alguna manera se considera ya escalada a macizo rocoso.

247


Figura 31 Se aprecia técnica Cross-Hole, para determinar Vp en terreno

Aplicación 1 Generada voladura de contorno e instalado los geófonos atrás del precorte, el valor real de PPV es 697 mm/s. Las propiedades de roca roca intacta son las indicadas en Tabla 11. Tabla 11 Propiedades de roca intacta σt (Mpa) 11,9

UCS (Mpa) 118,6

Ei (Gpa) 44,8

Vp (m/s) 6129

Aplicando las ecuaciones Ecuación 4, ecuación 5 y obtención de Vp según metodología de cross – hole, se obtienen los parámetros escalados a macizo rocoso (PPVcmr), ver Tabla 12. Tabla 12 Propiedades escaladas a macizo rocoso (PPVcmr) RMR 89

σtmr (Mpa)

Emr (Gpa)

Vp Cross-Hole (m/s)

66

3,4

17,4

4545

La aplicación del criterio del PPVc , ver ecuación 3, obtenemos un valor de 1622 mm/s, lo que define 3 niveles de impacto, ver Tabla 9;

 PPVc < Zona 1 < 4*PPVc;

1622 < Zona 1 < 6490

 PPVc/4 < Zona 2 < PPVc;

405 < Zona 2 < 1622

 Zona 3 < PPVc/4;

< 405 mm/s

Si comparamos el valor real obtenido en terreno (697 mm/s) v/s los niveles de daño anteriormente indicados, aplicando modelo teórico de PPVc, el resultado final teórico debe ser “se supera la resistencia a la tracción de la roca y se produce una zona de creación de nuevas fracturas”, Zona 2.

248

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Por otro lado, la aplicación del criterio de PPVcmr, definé 3 niveles distintos de daño, según lo indicado en Tabla 10. 

PPVc < Zona 1;



PPVcmr < Zona 2 < PPVc;



Zona 3 < PPVcmr;

1622 < Zona 1 878 < Zona 2 < 1622 < 878

Si comparamos el valor real obtenido en terreno (697 mm/s) v/s los niveles de daño anteriormente indicados, aplicando modelo teórico de PPVcmr, el resultado final teórico debe ser “No se produce daño inducido en el macizo rocoso producto de la voladura”, Zona 3. Para verificar en terreno el impacto real de la voladura, se desarrolló un pozo de auscultación, a 4 m atrás del precorte, el cual se filma con un equipo bore hole-camera. Las filmaciones obtenidas pre y post tronadura, dilucirán el nivel de daño generado en el talud por efecto de la tronadura, ver Figura 32.

Figura 32 Se aprecian la condición de los pozos de auscultación pre tronadura (fotografía izquierda) y la condición del pozo post tronadura (fotografía derecha)

Las condiciones anteriormente mostradas indican que la condición del pozo no tuvo efectos de daño post tronadura, dado no se observaron grietas, bloques desplazados asi como tampo el pozo tenía parte derrumbado, por lo tanto el modelo que se comportó con mayor precisión es el PPVcmr.

Aplicación 2 Generada voladura de contorno e instalado los geófonos atrás del precorte, el valor real de PPV es 1051 mm/s. Las propiedades de roca roca intacta son las indicadas en Tabla 13. Tabla 13 Propiedades de roca intacta. UCS (Mpa) 111

σt (Mpa) 11,1

Ei (Gpa) 50,7

249

Vp (m/s) 5710

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Aplicando las ecuaciones Ecuación 4, ecuación 5 y obtención de Vp según metodología de cross – hole, se obtienen los parámetros escalados a macizo rocoso (PPVcmr), ver Tabla 14Tabla 12. Tabla 14 Propiedades escaladas a macizo rocoso (PPVcmr) RMR 89

σtmr (Mpa)

Emr (Gpa)

Vp Cross-Hole (m/s)

63

2.83

18.1

4806

La aplicación del criterio del PPVc , ver ecuación 3, obtenemos un valor de 1622 mm/s, definiendo los 3 niveles de impacto, según lo definido en Tabla 9; 

PPVc < Zona 1 < 4*PPVc;

1255 < Zona 1 < 5020



PPVc/4 < Zona 2 < PPVc;

313,7 < Zona 2 < 1255



Zona 3 < PPVc/4;

< 313,7 mm/s

Si comparamos el valor real obtenido en terreno (1051 mm/s) v/s los niveles de daño anteriormente indicados, aplicando modelo teórico de PPVc, el resultado final teórico debe ser “se supera la resistencia a la tracción de la roca y se produce una zona de creación de nuevas fracturas”, Zona 2. Por otro lado, la aplicación del criterio de PPVcmr, definé 3 niveles distintos de daño, según lo indicado en Tabla 10. 

PPVc < Zona 1;



PPVcmr < Zona 2 < PPVc;



Zona 3 < PPVcmr;

1255 < Zona 1 749,7 < Zona 2 < 1255 < 749,7

Si comparamos el valor real obtenido en terreno (1051 mm/s) v/s los niveles de daño anteriormente indicados, aplicando modelo teórico de PPVcmr, el resultado final teórico debe ser ser “Se supera la resistencia al tracción del macizo rocoso, apertura de grietas pre – existentes. Potenciales activaciones de mecanismos de falla”, Zona 2. Para verificar en terreno el impacto real de la voladura, se desarrolló un pozo de auscultación, a 4 m atrás del precorte, el cual se filma con un equipo bore hole-camera. Las filmaciones obtenidas pre y post tronadura, dilucirán el nivel de daño generado en el talud por efecto de la tronadura, ver Figura 32.

250


Figura 33 Se aprecian la condición de los pozos de auscultación pre tronadura (fotografía izquierda) y la condición del pozo post tronadura (fotografía derecha).

Las condiciones anteriormente mostradas indican que la condición del pozo tuvo efectos de daño post tronadura, dado se observaron grietas generadas por la tronadura, sin embargo no se aprecian bloques desplazados ni el pozo derrumbado, por lo tanto ambos modelos (PPVc y PPVcmr) se ajustan a lo observado.

CONCLUSIONES Las conclusiones que se deben tomar de este estudio están relacionas con;  El criterio de daño entregado, aun está basado en el concepto de transmisión de ondas en el macizo rocoso, pero con todos los alcances que este concepto tiene, la ecuación entregada (Ecuación 6) cuenta con todos sus parámetros escalados a macizo rocoso, de esta manera tendrá una predición con mayor precisión del nivel de daño esperado en el talud.  Lo distintos niveles entregados en Tabla 10, permite considerar que el nivel máximo de ruptura para macizo rocoso es la resistencia de la roca intacta, dado cualquier nivel de esfuerzo superior a la resistencia a la compresión de la roca intacta, será capaz de romper sin dificultad la resistencia al corte de los planos de debilidad, generando potenciales activaciones de mecanismos de falla.  El valor mínimo de ruptura que considera el criterio original (tabla 1), considera que existe un bajo impacto cuando el PPVc alcanza un nivel del 25% de este valor, generando restricciones sin responder a cabalidad a las condiciones del macizo rocoso.

251


BIBLIOGRAFÍA Bieniawski R (2011); “Errores en la aplicación de las clasificaciones geomecánicas y su corrección”. R. Holmberg & P. Persson (1979), “ Design of tunnel perimeter blasthole patterns to prevent rock damage”. Vergara J (2014), “Escalamiento Del PPvc al Macizo Rocoso, Implicancia en los Modelos Vibracionales Para el Control de Daño”, Asiex Puerto varas. Vergara J (2016), “”Consideraciones al escalamiento del PPVc a macizo rocoso”; congreso UMining 2016, Santiago de Chile. W. hustrulid (1999), “Blasting principles for open pit mining, Theorical foundations”.

252


Modelamiento de Finos Producto de la Voladura para la Nueva Generación de Explosivos de Alta Energía Leopoldo Muñoz 1 (*) 1

Graduate Engineer IS/EBS Technology, Orica Latino América

RESUMEN En minas a cielo abierto, una fragmentación uniforme y consistente, con altos contenidos de finos, puede generar mejoras significativas en los procesos aguas abajo. Esto se traduce en beneficios directos al negocio minero a través de aumento productividad del proceso mina – planta y reducción de costos. Por lo tanto, ser capaz de modelar y estimar la fragmentación fina, por debajo de una pulgada, tiene una importancia significativa. Actualmente, existen varios modelos empíricos usados para predecir fragmentación, estos tienen limitaciones, ya que no consideran propiedades críticas de los explosivos que contribuyen en la generación de finos, como la presión de detonación. Hoy en día se pueden encontrar en el mercado, explosivos con la misma densidad y potencia relativa y con distinta presión de detonación. Con la nueva generación de explosivos de alta energía, es crítico desarrollar herramientas que consideren estas propiedades. El objetivo de este trabajo es evaluar el modelo del JKMRC Crush Zone Model (CZM) para una mejor estimación de finos. Un estudio empírico de la fragmentación simulada y medida fue hecho en cuatro sitios en Latino América, con condiciones geomecánicas de roca dura y competente, donde la fragmentación fina es el objetivo principal. El CZM resulta ser el método de modelamiento más efectivo para modelar y estimar la fragmentación fina. De hecho, el CZM entregó una mejor predicción de finos, con una desviación estándar del error aproximadamente tres veces menor respecto a los otros modelos, para los cuatro casos de estudio evaluados para aplicaciones mina-planta, donde los finos generados por voladura son críticos. Este modelo podría ser usado para evaluar una potencial generación de finos donde sean aplicados explosivos de alta energía.

253


INTRODUCCIÓN El modelamiento y estimación de la fragmentación Run of Mine (ROM) fina (% < 1”) en minería metálica de gran escala, tiene una gran importancia debido a los efectos en la productividad del molino. Los tamaños gruesos (> ~250 mm) afectan la productividad de carguío, mientras que los finos (< ~ 25 mm) afectan la capacidad de tratamiento del molino (Kanchibotla & Valery, 1999). Investigaciones realizadas a la fecha, han demostrado que todos los procesos en la cadena de valor mina-planta son inter-dependientes y que los resultados de la voladura tienen impactos significativos en la eficiencia de los procesos aguas abajo como chancado y molienda (Kanchibotla, 2010). Numerosos estudios realizados señalan que la productividad del molino puede aumentar entre un 5 - 30% al mejorar la fragmentación ROM (Esen, 2013). La fragmentación es la componente más importante en la cadena de valor mina-planta. Se ha demostrado que el efecto de una fragmentación más fina en la capacidad de tratamiento del molino es más importante que cambiar los parámetros operacionales en los circuitos de molienda (Dance et al. 2006, Esen et al. 2007).

Figura 34 Distribución de tamaños finos y gruesos producto de una voladura y molino SAG

Existe la evidencia de que entregando una adecuada distribución de tamaños y los procesos de chancado y molienda, se puede incrementar la capacidad de tratamiento del molino y reducir el consumo energético (Grunsdtrom, 2001). Por ejemplo, en el caso de una mina de cobre ubicada en la Cordillera de los Andes, con presencia de roca dura (~ 200 MPa), debido a la aplicación de explosivos a granel de alta energía, se obtuvo incremento de finos del orden de 7 puntos porcentuales, pasando de 37% a 45% de material bajo 1”, lo que tuvo como consecuencia un aumento de un 6% en la productividad del molino. Esto incrementó el beneficio para la compañía minera en $2,5 MUSD/mes.

El objetivo de este trabajo es comparar distintos modelos de fragmentación para estimar finos y evaluar el modelo del JKMRC Crush Zone Model (CZM) para un mejor modelamiento. Para esto, un estudio empírico de la fragmentación estimada y medida fue hecho en cuatro sitios en Latino América donde la fragmentación fina es el objetivo principal.

254


METODOLOGÍA Se realizó una revisión bibliográfica de los principales modelos empíricos de fragmentación utilizados en la industria para determinar sus supuestos, limitaciones y potenciales aplicaciones.

Modelamiento de fragmentación Kuz-Ram En un área compleja como la fragmentación de rocas por voladura, el modelo Kuz-Ram ha tenido una gran importancia por 20 años tratando de predecir la fragmentación obtenida a partir de parámetros de la roca, explosivo y diseño. El modelo utiliza la ecuación de Kuznetsov para predecir el tamaño medio de partícula (que depende de propiedades de la roca y explosivo) y el índice de uniformidad de Cunningham (que depende de parámetros geométricos de diseño de la voladura). A continuación se detallan las ecuaciones que definen el modelo:

Ecuación de Kuznetsov: 19

𝑥50 = 𝐴 ∗

1 𝑄6

115 30 ∗ 𝐾 −0.8 ∗ ( ) 𝑅𝑊𝑆

Donde, 𝒙𝟓𝟎 : Tamaño medio de partícula 𝑨: Factor de roca [0,8-2,2] 𝑄: Masa de explosivo en el pozo 𝑲 : Factor de carga [kg/m3] 𝑹𝑾𝑺 : Potencia relativa en peso del explosivo

Índice de uniformidad de Cunningham: 𝑛 = 𝑓(𝑑𝑖𝑠𝑒ñ𝑜: 𝐵, 𝑆, 𝐿𝑐, 𝐻, 𝑒𝑡𝑐) Ecuación de Rosin-Rammler: 𝑅(𝑥) = 1 − 𝑒

𝑥 𝑛 −0.693(𝑥 ) 50

Donde, 𝑅(𝑥) : Fracción pasante bajo tamaño x 𝑥50 : Tamaño medio de partícula 𝑛 : Índice de uniformidad [0,7-2] Sin embargo el modelo Kuz-Ram, no considera parámetros como: estructuras del macizo, tiempos de retardo, velocidad de detonación del explosivo (VOD), presión de detonación, etc.

255

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Con el tiempo, cada vez ha sido más claro que pocas distribuciones de tamaño siguen la ecuación de Kuz-Ram, especialmente en el rango de los finos. La experiencia demuestra que este modelo subestima los finos (en escala log-log tiene pendiente n). Una de la razones de la sub estimación de finos del modelo Kuz-Ram sería que los finos en una voladura son generados por un mecanismo distinto de fragmentación que los tamaños gruesos (Kanchibotla & Valery, 1999), por lo que modelar la fragmentación con una sola distribución sería inadecuado. Una reciente actualización del modelo Kuz-Ram siguiere que la expresión 𝑥50 debería incluir el pre factor 𝑔(𝑛) =

𝑙𝑛21/𝑛 1 𝑛

𝛤(1+ )

donde 𝛤 es la función gamma. Esto con el objetivo de aumentar la cantidad

estimada de finos, por ejemplo cuando n es pequeño (Spathis, 2005).

Sin embargo, el JKMRC ha propuesto dos modelos para estimar mejor los finos: Two Components Model (TCM) y Crush Zone Model (CZM).

Two Components Model (TCM) La distribución de tamaños es modelada por dos distribuciones Rosin-Rammler que representan dos mecanismos de falla: compresión cerca de los pozos de voladura (finos) y tensión que corresponde a la extensión de fracturas más allá de la crushing zone (gruesos). Además el modelo considera un parámetro 𝐹𝑐 que corresponde a la proporción de material fragmentado por cada mecanismo.

Crushing zone (compresión)

Pozo con explosivo

Gruesos (tensión)

Figura 35 Representación esquemática de zonas de compresión y tensión. Comparación distribución Kuz-Ram y TCM, se observa como el modelo Kuz-Ram sub estima los finos

El resultado es una curva más suavizada donde co-existen dos poblaciones.

Crush Zone Model (CZM) Modelo desarrollado por el JKMRC que señala que los finos son generados en la zona cercana a los pozos de voladura. Corresponde a la combinación de dos curvas Rosim Rambler, una para

256

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS gruesos (falla por tensión) y otra para finos (falla por compresión alrededor de los pozos). El modelo posee cuatro parámetros, esto hace que sus predicciones sean más realistas que el modelo Kuz-Ram. El modelo queda definido por:

𝑅(𝑥) = 1 − 𝑒 𝑅(𝑥) = 1 − 𝑒

𝑥 𝑛𝑐 −0.693(𝑥 ) 50

𝑥 𝑛𝑓 −0.693(𝑥 ) 50

𝑥 > 𝑥50 𝑥 ≤ 𝑥50

Es un modelo mejorado (respecto a versión original de 1998), con la introducción de un nuevo modelo para predecir el potencial volumen del Crushed Zone (Onederra, 2004). El CZM es ampliamente usado por el JKRMC para proyectos mina-planta (CZM versus el TCM).

La estructura del modelo es ilustrada gráficamente en la figura 4 comparando la distribución Rosin-Rammler tradicional con el modelo CZM. La figura también señala los principales parámetros del modelo.

𝑉𝑐 + 𝑉𝑏 𝑓𝑐 = % 𝐹𝑖𝑛𝑜𝑠 < 1𝑚𝑚 = ( ) ∗ 100 𝑉𝑡 Figura 3 Comparación entre distribución Rosin-Rammler (modelo Kuz-Ram) y modelo CZM con sus principales parámetros

El 𝑥50 se calcula con la ecuación de Kuznetzov, mientras que el índice de uniformidad de los gruesos 𝑛𝑐 es calculado usando la ecuación de Cunnignham. El índice de uniformidad de los finos 𝑛𝑓 se calcula sustituyendo el valor del % < 1 mm (𝑓𝑐 ), 1 mm y el 𝑥50 en la ecuación de Rosin-Rammler (Kanchibotla, 1999). Así se tiene que: 𝑙𝑛(1−𝑓 )

𝑛𝑓 =

𝑙𝑛( −0.693𝑐 ) 1 𝑙𝑛(𝑥 ) 50

257

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Luego, para calcular el 𝑛𝑓 sólo faltar calcular el 𝑓𝑐 que corresponde a la proporción de material pasante bajo 1 mm, o también llamado punto de inflexión de finos (fines inflection point).

Cálculo del punto de inflexión de finos 𝑓𝑐 La literatura indica que los finos generados por voladura tienden a originarse en la zona cercana a los pozos (crushing zone) así como también debido a la liberación de material desde de las discontinuidades del macizo (Onederra, Esen 2003; Svahn 2002). El punto de inflexión de finos es introducido para considerar estas fuentes y está dado por:

𝑉𝑐 + 𝑉𝑏 𝑓𝑐 = % 𝐹𝑖𝑛𝑜𝑠 < 1𝑚𝑚 = ( ) ∗ 100 + 𝐹𝑟 𝑉𝑡 Donde 𝑉𝑐 es la contribución en volumen de la Crushed Zone, 𝑉𝑏 es la contribución de volumen de la Cracked Zone (grietas radiales mayores), 𝑉𝑡 es el volumen total asociado al pozo y 𝐹𝑟 es un factor de corrección producto de los finos generados por discontinuidades del macizo propiamente tal.

𝑉𝑏

Cracked Zone (Vb)

Crushed Zone (Vc)

𝑉𝑐

Figura 4 Modelo de la “Crushed Zone” y “Cracked Zone” formadas alrededor del pozo producto de la detonación del explosivo

El punto de inflexión de finos está basado en la hipótesis que el tamaño de partícula más grueso esperado a ser generado durante la etapas de compresión cerca del pozo sería de 1 mm, y que la fracción de porcentaje pasante sería directamente proporcional al volumen del material alrededor del pozo.

La estimación del volumen del material alrededor del pozo se realiza con cálculos geométricos y está dado por i) El radio de la Crushed Zone y el volumen del cilindro correspondiente ii) La distribución de las grietas radiales mayores que se asumen distribuidas uniformemente alrededor del pozo y con un largo continuo a lo largo de la carga explosiva. Estas dos componentes definen

258

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS el volumen total de “star-shaped crushed region” (𝑉𝑐 + 𝑉𝑏 ). Para simplificar el modelo el factor 𝐹𝑟 se asume igual a cero (Onederra, Esen 2004).

Cálculo Crushed Zone: 𝑽𝒄 = 𝒇(𝒓𝒄 ) (Energía de choque del explosivo) La determinación del 𝑉𝑐 está basada en una mejora al modelo para predecir el radio de la crushed zone generada alrededor del pozo (Esen et al. 2003). Este modelo está dado por la relación empírica: 𝑟𝑐 = 0,812𝑟0 (𝐶𝑍𝐼)0,219

(Esen, 2003)

Donde 𝑟𝑐 es el radio de la crushed zone (mm), 𝑟0 es el radio del pozo (mm), y CZI es definido como el Crushing Zone Index. Es un parámetro adimensional que identifica el crushing potential de un pozo cargado y es calculado a partir de la siguiente fórmula empírica:

(𝑃𝑏 )3 (𝐾) ∗ 𝜎𝑐2

𝐶𝑍𝐼 =

Donde 𝑃𝑏 es la presión de barreno (Pa), K es un parámetro de rigidez de la roca, y 𝜎𝑐 es la resistencia a la compresión uniaxial de la roca (Pa). El CZI captura el proceso dinámico que tiene lugar en la crushed zone, pues considera propiedades del explosivo como la presión de barreno (Pb), VOD, propiedades de la roca (𝜎𝑐 , K), así como el radio del pozo. La presión de barreno de una carga totalmente acoplada en condiciones ideales puede ser estimada como:

𝑃𝑏 =

𝑃𝐶𝐽 2

Donde

𝑃𝐶𝐽 =

𝜌0 ∗ 𝑉𝑂𝐷 2 4

(Persson et al. 1993)

Con ρ0 densidad del explosivo sin reaccionar (kg/m3) y VOD la velocidad de detonación del explosivo (m/s).

Cálculo Cracked Zone: 𝑽𝒃 = 𝒇(𝑪, 𝑪𝟏 ) (Energía de gases) El modelo asume que la fuente de finos es directamente proporcional al volumen del material alrededor de las grietas radiales mayores. El volumen de la Cracked Zone depende del número de grietas 𝐶 alrededor del pozo y el largo de las grietas 𝐶1 . El número de grietas 𝐶 alrededor del pozo es estimado con la ecuación de Katsabanis (Katsabanis, 1996).

𝑃𝑏 𝐶 = 𝜀𝑠 ( ) 𝑇𝑑 Donde 𝜀𝑠 es el stress en la pared del pozo, 𝑇𝑑 es la resistencia a la tensión dinámica de la roca (Pa), que se asume ser entre 4-8 veces el valor estático. El formulismo para 𝜀𝑠 y 𝑇𝑑 se puede

259

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS revisar en el trabajo de Onederra et al. 2004. El largo o extensión radial de las grietas 𝐶1 .es determinado empíricamente con la función de atenuación de stress propuesta por Liu y Katsabanis (Liu & Katsabanis, 1993).

Conociendo el volumen de la Crushed Zone (𝑉𝑐 ) y de la Cracked Zone (𝑉𝑏 ), se calcula el % de finos (𝑓𝑐 ) (fines inflection point), y con ello el índice de uniformidad de los finos.

Modelo KCO (Swebrec) Kuznetsov – Cunningam - Ouchterlony o modelo KCO, descrito por Ouchterlony (Ouchterlony 2005; 2010). En el modelo KCO la ecuación de Rosin-Rammler es reemplazada por la función Swebrec y el tamaño medio de partícula es estimado usando la ecuación de Kuznetsov. Al igual que el modelo Rosin-Rammler, usa el valor del 50% pasante como parámetros central, pero introduce además un límite superior al tamaño de fragmento 𝑥𝑚á𝑥 , . El tercer parámetro 𝑏, es un parámetro de ondulación de la curva. Con esto se tiene un modelo de tres parámetros: 𝑥50 , 𝑥𝑚á𝑥 , 𝑏

Ecuación de Kuznetzov: 19

𝑥50 = 𝑔(𝑛) ∗ 𝐴

1 ∗ 𝑄6

115 30 ∗ 𝐾 −0.8 ∗ ( ) 𝑅𝑊𝑆

𝑐𝑜𝑛 𝑔(𝑛) = 1 𝑜

𝑙𝑛21/𝑛 1 𝛤(1 + ) 𝑛

Ecuación de Cunningham:

𝑛 = 𝑓(𝑝𝑎𝑟á𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜𝑠 𝑑𝑒 𝑑𝑖𝑠𝑒ñ𝑜: 𝐵, 𝑆, 𝐿𝑐, 𝐻, 𝑒𝑡𝑐)

Función Swebrec (Outchterlony): 𝑅(𝑥) = 1⁄{1 + [𝑙𝑛(

𝑥𝑚𝑎𝑥 𝑥𝑚𝑎𝑥 𝑏 )⁄𝑙 𝑛( )] } 𝑥 𝑥50

La figura muestra la curva de fragmentación obtenida de una cantera, de 500 toneladas de roca en diámetro 51 [mm], con un factor de carga de 0,55 kg/m3, la función Swebrec (modelo KCO) ajusta bien a la curva, mientras que Kuz-Ram sub estima los finos desde los 20 [mm] hacia abajo.

260


Figura 5 Comparación de modelos Kuz Ram, Kuz Ram ajustado y KCO para fragmentación obtenida

Resumen principales modelos de fragmentación La siguiente tabla muestra un resumen de los principales modelos empíricos de fragmentación desarrollados a la fecha, sus ecuaciones de modelamiento y los principales parámetros que consideran como inputs. Tabla 15 Resumen de principales modelos empíricos de fragmentación utilizados en la industria Modelo

Parámetros

Kuz-Ram (Cunnigham, 1987)

Parámetros de diseño, propiedades de roca, propiedades del explosivo (RWS, ρ explosivo, factor de carga)

TCM (JKMRC, 1999)

CZM (JKMRC, 1999-2004)

KCO (Ouchterlony, 2005-2010)

Parámetros de diseño, propiedades de roca, propiedades del explosivo (RWS, ρ explosivo, factor de carga) y parámetro 𝐹𝑐 . Parámetros de diseño, propiedades de roca (UCS y tracción, módulo de Young, densidad de roca, RQD, FF), propiedades del explosivo (RWS, ρ explosivo factor de carga, VOD, presión de barreno) Parámetros de diseño, propiedades de roca, propiedades del explosivo (RWS, ρ explosivo, factor de carga)

261


Propiedades de detonación explosivos de alta energía En los últimos años, se ha desarrollado un nuevo rango de productos a granel de alta energía para minería a cielo abierto. Los productos Orica de alta energía han logrado destacados resultados para los clientes debido a las mejoras en la fragmentación. Estos resultados han sido logrados a través de la combinación de dos diferentes factores: 1. Alta energía, mayor que cualquier otro explosivo convencional. 2. Alta presión de detonación que impacta en la presión de barreno que pulveriza la paredes del pozo, creando a gran serie de grietas finas que fracturan la roca permitiendo que la onda de choque de alta energía fragmente la roca más efectivamente. Los productos de alta energía pueden lograr una presión de detonación 3,5 veces mayor a la del ANFO bajo condiciones ideales.

La mayor energía y presión de detonación estos explosivos puede generar mejoras en la fragmentación, produciendo una fragmentación más fina y consistente, resultando en una mejora en la productividad del molino (mayor capacidad de tratamiento, menores costos y consumos energéticos). También puede permitir realizar expansiones de malla sin impactar en la fragmentación ni en las tasas de excavación, reduciendo de esta forma los costos de perforación y voladura (Wilkinson et al., 2015).

Mapa de Energía. Orica creó el denominado EnergyMap™ el cual corresponde a un mapa de coordenadas donde es posible ubicar los distintos tipos de explosivos disponibles, superpuestos a las necesidades del cliente. El eje horizontal indica la energía efectiva en volumen de los explosivos, relativa al ANFO. Por otro lado, el eje vertical se refiere a la velocidad de detonación de los explosivos.

Por ejemplo, rocas de mala calidad, fracturadas y blandas, requieren de explosivos de bajo nivel de energía y baja velocidad de detonación. Pero en rocas extra duras, en minerales que requerirán tratamiento de molienda fina, o situaciones donde se requiere una expansión de malla significativa se necesitan explosivos de alto nivel energético y alta velocidad de detonación.

En los dos últimos años, Orica ha desarrollado una nueva generación de explosivos energéticos para aplicaciones en mineral que tendrán de mejorar tratamientos y throughput de molienda conjunto con la posibilidad expansión de mallas radicales hasta 60% en mineral o estéril.

262


Figura 6 Ubicación de Nueva Generación de Explosivos en EnergyMap™

La figura anterior muestra el desarrollo de productos explosivos a granel y su ubicación en el mapa de energía. Se observa el ANFO, en el eje horizontal, con un nivel de energía 100. Los explosivos de alta energía se encuentran en el mayor rango de RBS y VOD.

¿Por qué usar un explosivo de alta energía en vez de aumentar el factor de carga? Las propiedades de detonación de estos productos responden esta pregunta.

Figura 7 Detonación de columna de explosivo (prueba de laboratorio)

Dos explosivos diferentes pueden tener igual o similar RWS Por ejemplo dos explosivos pueden tener la misma o similar RWS. El RWS sólo considera la energía total, no la manera que en la presión es entregada. El área bajo la curva (trabajo efectivo) comparada con el ANFO, determina el RWS. El área total bajo la curva del explosivo A y del explosivo B es la misma por lo tanto tienen el mismo RWS.

263


El explosivo A entrega una mayor presión en un menor tiempo. Esta intensa presión crea una gran “crushed zone” y grietas debido a una gran onda de choque. Adecuado para rocas duras y frágiles donde fragmentación es el objetivo principal. El explosivo B tiene una presión promedio más baja en un mayor tiempo. Adecuado para materiales elásticos y aplicaciones donde el movimiento es beneficioso (minería a cielo abierto de carbón). El explosivo A con mayor presión de detonación tendrá un mayor impacto en la fragmentación que el explosivo B, aunque tengan el mismo RWS.

Comparación Energía y Presión de barreno Al comparar un explosivo FE50 con un explosivo de alta energía V250. Se tiene que son dos explosivos con similar RWS, pero distinta presión de barreno. De hecho de diferencia en RWS es de un 19% versus la diferencia en presión de barrero (calculada en condiciones ideales) que es de un 40%.

RWS [%]

Presión de Barreno [GPa] 152

5,8

127 4,1

100

1,7

Anfo

FE50

V250

Anfo

FE50

V250

Figura 8 Comparación dos explosivos con similar energía pero distinta presión de barreno

264


Discusión: modelos de fragmentación y propiedades de explosivos de alta energía. Los modelos de fragmentación analizados: Kuz Ram, TCM, Swebrec, KCO consideran parámetros del explosivo como el RWS, el factor de carga, la cantidad de explosivo en el pozo, etc. Esto se ve reflejado en el cálculo del tamaño medio de partícula: 19

𝑥50 = 𝐴 ∗

1 𝑄6

115 30 ∗ 𝐾 −0.8 ∗ ( ) 𝑅𝑊𝑆

Sin embargo, dos explosivos pueden tener la misma o similar RWS, pero distinta presión de detonación (y presión de barreno), por lo que los modelos entregarían la misma o similar fragmentación, pero en la realidad hay una gran diferencia. Modelos como Kuz-Ram, TCM, Swebrec o KCO no capturan propiedades de explosivos de alta energía como la VOD o presión de detonación. El único modelo empírico que considera parámetros como VOD del explosivo, presión de detonación y formación de grietas es el CZM.

CASOS DE ESTUDIO Se probó el modelo en cuatro sitios de la Latino América con condiciones de roca dura y competente (resistencia a la compresión > 150 MPa) donde los productos a granel de alta energía podrían entregar resultados beneficiosos en términos de mejoras en la fragmentación. Se comparó la distribución de tamaños entre un caso base y un caso donde se utilizó un explosivo de alta energía y alta presión de detonación (entre un 30 y 50% mayor que el caso base aproximadamente). Para todos los casos de estudio se mantuvo la malla y la configuración de carguío, cambiando sólo el explosivo a utilizar. Las pruebas fueron realizadas en minas a cielo abierto correspondientes a yacimientos del tipo pórfidos de cobre, donde la altura de banco es de 15-16 metros, para diámetros de producción de 10 5/8” y 12 ¼”. Los detalles de las pruebas, respecto a diseño de banco, diseño de carguío y parámetros de roca se muestran en la tabla 2. Los principales parámetros de explosivos utilizados se muestran en la tabla 3.

265

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Tabla 16 Diseño de banco, carguío y parámetros de roca para cada uno de los casos de estudio

Diseño de Banco

Parámetro

Unidad

Caso de Estudio 1

Caso de Estudio 2

Caso de Estudio 3

Caso de Estudio 4

Altura de banco (H)

m

16,0

15,0

16,0

15,0

Diámetro (D)

mm

311,0

270,0

270,0

311,0

Malla (BxS)

m

8,0x9,0

6,0x7,0

6,0x6,0

7,0x7,0

Pasadura (Su)

m

1,0

1,0

2,0

1,5

Cuadrada

Trabada

Cuadrada

Trabada

6,5

6,0

6,5

5,5

Explosivo Caso Base

FE50

FE65

FE50

FE50

Explosivo Prueba

V225

V225

V250

V250

Tipo de malla Taco (T)

Diseño de carguío

Prop. de roca

m

Δ Pd

%

32%

51%

40%

40%

Longitud carga (C )

m

10,5

10,0

11,5

11,0

Carga por pozo (Mc)

kg

957,2

715,7

856,0

1086,3

Densidad de roca (ρ)

g/cm3

2,7

2,6

3,1

2,7

Resist. compresión (σc)

Mpa

150,0

250,0

200,0

250,0

Resist. tracción (T)

MPa

15,0

25,0

20,0

25,0

Módulo de Young (E )

GPa

47,0

35,0

57,0

45

Vp roca (Vp)

m/s

4000

3450

3560

4200

Tamaño de bloque máximo

mm

178

2246

633

1800

Tabla 17 Principales parámetros de explosivos utilizados en cada caso de estudio Explosivo Parámetro

Unidad

ANFO

FE65

FE50

V225

V250

Densidad (ρ)

g/cm3

0,80

1,21

1,20

1,30

1,35

Potencia Relativa en peso (RWS)

100

125

127

141

152

Potencia relativa en volumen (RBS)

100

189

191

230

257

VOD (m/s)

m/s

4100

4900

5250

5800

5850

Presión de detonación (Pd)

GPa

3,36

7,30

8,30

10,90

11,60

266


Técnicas de medición La fragmentación fue medida usando un adecuado análisis de procesamiento de imágenes. Para utilizar esta técnica, una serie de imágenes fue tomada de cada voladura típicamente al 15, 30 y 75% del progreso de extracción de la pila. Típicamente entre 25 a 35 imágenes fueron obtenidas para cada medición de la fragmentación de la pila de material. El software utilizado entrega una estimación de la fragmentación procesando una imagen 2D. Los fragmentos son tamizados para distintos tamaños seleccionados basados en la dimensión del eje menor del fragmento. El algoritmo de procesamiento se basa en una imagen binaria (blanco y negro), donde el color blanco corresponde a roca. La distribución de tamaño puede ser vista como imagen o grupo de imágenes.

Figura 9 Ejemplo imagen de material fragmentado y curva asociada

Las imágenes son procesadas o los resultados de la curva de fragmentación son entregados para distintos percentiles, ej. P20, P50, P80, P100. Los resultados de fragmentación para cada producto (nuevo y caso base) son luego comparados.

RESULTADOS Y DISCUSIÓN Los análisis de fragmentación obtenidos son mostrados a continuación. El efecto de un producto de mayor energía y mayor presión de detonación se observa claramente en las curvas, con una fragmentación más fina en toda la distribución de tamaño. Se observa claramente una mejor estimación de la fragmentación ROM obtenida con el modelo CZM.

267


Figura 10 Curvas de fragmentación para cada caso de estudio. En Negro (Fragmentación ROM base), Rojo (Modelo Swebrec nuevo explosivo), Verde (Fragmentación ROM nuevo explosivo) y Burdeo (Modelo CZM nuevo explosivo).

Se comparan los P80, P50 y P20 para cada caso de estudio y método de estimación. Se observa que el CZM es más cercano a la fragmentación ROM que la predicción de Swebrec, esta diferencia se acentúa en los tamaños finos (P20), ver figura 14. Los parámetros obtenidos del CZM se muestran en la tabla 4. El incremento de finos (% < 1”) para cada uno de los métodos de estimación se muestra en la tabla 5 en puntos porcentuales. Se observa que el modelo Swebrec subestima los finos generados, versus el CZM que entrega una estimación más cercana a la realidad.

268


Caso de Estudio 1

Caso de Estudio 2 200

Tamaño [mm]

Tamaño [mm]

80 60 40 20

150 100 50 0

0 P80

P50

P80

P20

Caso de Estudio 3

P20

Caso de Estudio 4 Tamaño [mm]

80

Tamaño [mm]

P50

60 40 20

150 100 50 0

0 P80

P50

P80

P20

P50

P20

Figura 11 Comparación entre P80, P50 y P20 para cada caso de estudio y método de estimación. En Rojo (Modelo Swebrec)), Burdeo (Modelo CZM), Verde (Fragmentación ROM)

Tabla 18 Parámetros modelo CZM para cada uno de los casos de estudio Caso de Estudio 1

Caso de Estudio 2

Caso de Estudio 3

Caso de Estudio 4

[%]

3,24%

3,38%

4,23%

3,71%

[%]

48%

31%

48%

35%

[mm]

26,87

58,58

26,81

47,35

nc

1,17

1,08

1,24

1,00

nf

0,93

0,74

0,84

0,75

Parámetro

Unidad

fc % Finos < 1" X50

Tabla 19 Incremento de finos (en puntos porcentuales) para cada método de estimación en comparación con el caso base. El CZM entrega una estimación más cercana a la realidad Caso de Estudio 1

Caso de Estudio 2

Caso de Estudio 3

Caso de Estudio 4

ROM Frag.

8 ptos

12 ptos

10 ptos

11 ptos

Modelo Swebrec

4 ptos

3 ptos

5 ptos

4 ptos

10 ptos

14 ptos

11 ptos

15 ptos

Incremento de Finos

Modelo CZM

269

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Para analizar la precisión de la estimación se calcula de desviación estándar entre la fragmentación ROM obtenida y la simulada con el modelo Swebrec y CZM, los resultados muestran que el CZM presenta una menor desviación estándar:

270


Figura 12 Desviación estándar entre fragmentación ROM obtenida y simulada con Swebrec y CZM

CONCLUSIONES El único modelo empírico de fragmentación que considera características diferenciadoras de la nueva generación de explosivos a granel de alta energía (alta energía y alta presión de detonación) es el CZM, los otros modelos sólo consideran el RWS. Esto se ve reflejado en las simulaciones con el modelo Swebrec que no entregan la fragmentación esperada al utilizar explosivos de alta energía, sub estimando la fragmentación fina por debajo de una pulgada. El CZM entregó resultados más cercanos a la realidad al hacer las simulaciones para los cuatro casos de estudio evaluados en minas metalíferas con condiciones de roca dura y competente donde la fragmentación fina es un factor clave. Sin embargo, se observan algunas limitaciones del modelo como un punto de inflexión en el 𝑥50 . Además un solo índice de uniformidad puede producir una sobreestimación de finos entre 1-20 mm (la región de finos podría tener dos 𝑛𝑓𝑠 ), como se observó en el caso de estudio 3. Además observa que modelo sensible a parámetros como: 𝜎𝑐 , VOD y Vp. Sin embargo, para los casos de estudio analizados la propuesta del CZM estima de manera adecuada tanto los tamaños gruesos como el porcentaje de finos bajo una pulgada. Se recomienda así utilizar el CZM para demostrar propiedades de los explosivos de alta energía para generar finos en proyectos mina-planta. Además de continuar con la validación de CZM en otros sitios donde se han aplicado explosivos a granel de alta energía. Junto con esto se recomienda hacer estudios con explosivos de alta energía y roca dura para desarrollar un formulismo adecuado para el cálculo del radio de la crush zone, y así tener estimaciones más cercanas a la realidad.

AGRADECIMIENTOS El autor agradece el valioso apoyo y la generosa colaboración de Rolando Fuentes, Stephen Jeric, Ricardo Gonzalez, José Vergara, Jair Alarcón, Cristhian Herrera, Pablo Campos, Diego

271


Gonzalez, Gonzalo Carcenac, Héctor Espinoza, Carlos Salas, Felipe Moroni, y Alejandro Ferrada del área de Technology Solutions de Orica Latino América, por su cooperación y sugerencias realizadas en el desarrollo de este trabajo.

REFERENCIAS Cunningham, C V B, (2005). The Kuz-Ram fragmentation model - 20 years on. In Proceedings 3rd EFEE World Conference on Explosives and Blasting, Brighton UK, September 13-16. pp. 201-210. Reading, UK: European Federation of Explosives Engineers. Cunningham, C V B, (2006). Blast hole Pressure: What it really means and how we should use it. International Society of Explosives Engineers. African Explosives Limited 2006. Dance, A., Valery Jnr., W., Jankovic, A., La Rosa, D., Esen, S., (2006). “Higher Productivity through Cooperative Effort: A Method of Revealing and Correcting Hidden Operating Inefficiencies”

272

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS SAG2006 – HPGR, Geometallurgy, Testing. International Conference on Autogenous and Semiautogenous Grinding Technology, Volume 4, 375 – 390, Vancouver, Canada. Djordjevic, N, (1999). A two components model for blast fragmentation. Fragblast 1999, Johannesburg, South African Institute of Mining and Metallurgy, 1999. Esen, S., Onederra, I. and Bilgin, H.A. 2003 Modelling the size of the crushed zone around a blasthole. International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences, 40 4: 485-495. Esen, S., (2013). Fragmentation modelling and the effects of ROM fragmentation on comminution circuits. Mining Services, Orica Australia Pty Ltd, Australia. Esen, S. 2010. Mine to Mill Process Integration and Optimisation. Unpublished presentation. Kanchibotla, S. S., Valery, W. and Morrell, S., (1999). Modelling fines in blast fragmentation and its impact on crushing and grinding. In: Australasian Institute of Mining and Metallurgy Publication Series: Explo '99: A Conference on rock Breaking. Explo '99: A Conference on Rock Breaking, Kalgoorlie, WA. 711 November 1999. Kanchibotla, S. S., Valery, W. (2010). Mine-to-mill process integration and optimization – benefits and challenges. 36th Annual Conference on Explosives and Blasting Technique, International Society of Explosives Engineers, Orlando, USA Liu, Q., Katsabanis, P. D.: ‘A theoretical approach to the stress waves around a borehole and their effect on rock crushing’, Proceedings of the Fourth International Symposium on Rock Fragmentation by Blasting –Fragblast-4, 1993, 9–16. Onederra, I. A., Esen, S. and Jankovic, A. (2004) Estimation of fines generated by blasting - applications for the mining and quarrying industries. Mining Technology: Transactions of the Institute of Materials, Minerals and Mining. Section A, 113. Ouchterlony, F., (2003). Influence of Blasting on the size distribution and properties of muckpile fragments, a state-of-art review. MinFo Energy optimization in comminution. Ouchterlony, F., (2005). The Swebrec function: linking fragmentation by blasting and crushing. Mining Technology (Trans. Inst. Min. Metall. A), 114, A1–A16 Ouchterlony, F., (2010). Fragmentation characterisation; the Swebrec function and its use in blast engineering, in Proceedings 9th International Symposium on Fragmentation by Blasting - Fragblast 9, Madrid, Spain, September 13-17. Ouchterlony, F., (2015). The median versus the mean fragment size and other issues with the Kuz-Ram model. Fragblast 11, 11th international Symposium on Rock Fragmentation by Blasting: 11th international Symposium on Rock Fragmentation by Blasting. Bd. 7/2015, Carlton VIC, S. 109-119.

273


Caracterización, diseño y monitoreo geomecánico rampa desde Adit 74 a nivel Teniente 8, mina El Teniente Rodrigo Muñoz 1, Omar Riquelme 2, Hans Peñaloza 2 (*) 1

Codelco Chile, División El Teniente

2

Grupo ADM

RESUMEN Dentro del escenario económico actual de la industria minera, el éxito del proyecto Recursos Norte resulta esencial para alcanzar los objetivos de incremento de producción de mina El Teniente y su desafío de desarrollar minería subterránea a niveles más profundos. El proyecto se ubica en la zona noroeste más lejana del yacimiento y, por lo tanto, presenta un mayor nivel de incertidumbre en términos de caracterización del macizo rocoso, además de contar con escasos desarrollos cercanos al área de explotación. En este contexto, el desarrollo de la rampa desde Adit 74 hacia el Nivel Teniente 8 permite minimizar la interferencia entre la operación actual del nivel de transporte principal de la mina y la construcción del nuevo cruzado de transporte del proyecto, desarrollo que resulta crucial para cumplir con los plazos de inicio de producción comprometidos para el año 2020. El desarrollo de la rampa, de manera preliminar, se emplaza en una zona con un ambiente comparativamente de altos esfuerzos (σ1 > 60 MPa; σ1/σ3 > 3,5), cercano a desarrollos que han registrado una actividad sísmica relevante durante su construcción. Estos antecedentes, sumados a la presencia de mena secundaria en una extensión considerable del desarrollo, generaron la definición de un plan de acción para la caracterización y monitoreo de la construcción de la rampa.

274


En el estudio se presentan los principales resultados de la caracterización geológico-geomecánica de la rampa, así como la definición del plan de acción adoptado para reducir la incertidumbre de la caracterización, diseñar y monitorear la construcción del desarrollo, consistente principalmente en campañas de mediciones de esfuerzos, extensión de red sísmica, diseños de fortificación con mayor capacidad de disipación de energía dinámica y control geomecánico en terreno. En el capítulo final se presenta un resumen de los resultados preliminares, considerando un avance cercano al 35% de la construcción de la rampa.

275


INTRODUCCIÓN El proyecto Recursos Norte se inserta en la estrategia del Plan de Negocios y Desarrollo de la División El Teniente (PND) como un proyecto de reemplazo de mineral en la planta de procesamiento de Colón, producto del agotamiento de reservas de sectores actualmente en explotación, en un periodo en que resulta clave acompañar el crecimiento del proyecto Nuevo Nivel Mina. El método de explotación definido para el proyecto en la Ingeniería de Pre-Factibilidad, corresponde a una explotación subterránea mediante panel caving convencional con preacondicionamiento mediante fracturamiento hidráulico, alcanzando un régimen de producción de 30.000 t/día como promedio diario anual. El polígono de explotación del proyecto se ubica en la zona norte del yacimiento, a una distancia definida por un pilar de desacople de 120 metros con los actuales sectores en producción Reservas Norte (ReNo) y Dacita, y bajo el sector agotado Quebrada Teniente (QT), sus reservas son de 151 Mt con ley de 0,724% CuT y 0,017% MoT (Caviedes, 2016). Durante el estudio de Pre-Factibilidad se determinó que, para cumplir con los requerimientos de inicio de producción en el primer semestre del año 2020, es necesario que las excavaciones mineras comiencen durante el año 2016. De esta forma, se requiere ejecutar obras anticipadamente entre el periodo 2016 y 2017, denominadas obras tempranas (OOTT). Dentro de las OOTT del proyecto se considera la construcción de una rampa para conectar el Adit 74 (cota 1943) con el Nivel Teniente 8 (cota 1983), donde se desarrollará el nuevo cruzado de transporte principal del proyecto, con el objetivo de minimizar la interferencia operacional con el nivel de transporte principal de la mina, como se muestra en la Figura 36. La rampa desde Adit 74 a Nivel teniente 8, posee aproximadamente 650 metros de longitud y a la fecha registra un avance de 237 metros (35% del total aproximadamente).

Recursos Norte

QT

Pacífico Superior

ReNo Dacita

Esmeralda

Esmeralda Bloques

Diablo Regimiento

Figura 36 Ubicación rampa Adit 74 a nivel Tte. 8, proyecto Recursos Norte

276


METODOLOGÍA La importancia del desarrollo para el sistema de manejo de materiales, y por lo tanto, para el cumplimiento del hito de inicio de producción del proyecto el año 2020, además de contar con una caracterización geológica y geotécnica de las condiciones de emplazamiento a un nivel de Ingeniería de Pre-Factibilidad, son algunas de las razones consideradas para generar la metodología de trabajo para abordar la caracterización, diseño y construcción de la rampa, consistente en:  Análisis de Antecedentes: Recopilación y análisis de antecedentes geológicos y geotécnicos previos al desarrollo, correspondientes principalmente a resultados del estudio de Pre-Factibilidad del proyecto, además de inspecciones en terreno e información proveniente de desarrollos del sector oeste del yacimiento.  Caracterización: Conceptualización del ambiente geológico y geomecánico imperante en el sector, con la identificación de vulnerabilidades que podrían existir durante el desarrollo de la rampa.  Plan de Acción y Diseño: Definición de las medidas de mitigación en respuesta a los riesgos y vulnerabilidades identificadas, y definición de diseño de fortificación y control en terreno.  Análisis de Resultados Preliminares: Registro y análisis de los resultados preliminares obtenidos durante la construcción de la rampa y comparación con los antecedentes iniciales.

ANÁLISIS DE ANTECEDENTES Y CARACTERIZACIÓN Antecedentes Geológico-Geotécnicos Los antecedentes geológicos indican que la rampa se emplaza mayoritariamente en rocas pertenecientes a un complejo de intrusivos félsicos formados por cuerpos tipo stock de distintos tamaños, donde se reconocen Dioritas, Dioritas Porfíricas, Tonalita, y Microdioritas, como se presenta en la Figura 37. Por otra parte, la rampa se ubica aproximadamente bajo el eje de la Quebrada Teniente, donde las aguas superficiales tienen mayor posibilidad de penetración provocando que las rocas en el entorno exhiban un mayor grado de exposición a agentes supérgenos, generando de esta forma la presencia de roca de tipo secundario en un tramo considerable del desarrollo. Las estructuras mapeadas en el entorno del sector de la rampa, túnel principal Teniente 8 y túnel de exploración Teniente 8, muestran un patrón estructural preferencial de orientación media N36ºE/87ºSE y subordinadamente N9ºW/90º. La calidad geotécnica del macizo rocoso en mina El Teniente está estrechamente ligada al tipo de mena. En general, sobre la base de la experiencia, las rocas que se encuentran en un ambiente hipógeno presentan características geotécnicas favorables para el emplazamiento y

277


desarrollo de laborares mientras que, por otro lado, la mena secundaria afectada por alteración supérgena posee una calidad geotécnica menor que la roca primaria. La caracterización geotécnica para la rampa se presenta en la Tabla 20.

Figura 37 Litología sector rampa Adit 74 a nivel Tte. 8 (Millán, 2016)

Tabla 20 Clasificación geotécnica sector rampa Adit 74 a nivel Tte. 8 (Millán, 2016) Litología

RMR

B’89

Clase

Intrusivos Félsicos 1º

74 - 78

Buena

CMET 1º

66 - 72

Buena

Intrusivos Félsicos 2º

54 - 58

Regular

De esta forma, los principales factores geológico-geotécnicos que condicionan el desarrollo de la rampa se relacionan a la existencia de mena de tipo secundaria asociada a un posible potencial de falla del macizo rocoso por desarme, además de una condición de infiltración de agua canalizada a través de la Quebrada Teniente. Por otra parte, los sets estructurales se orientan de manera sub-paralela al eje de la rampa, lo que condiciona la formación de bloques durante el proceso de construcción. Por último, la existencia de un contacto litológico entre la unidad Complejo Máfico El Teniente (CMET) e Intrusivos Félsicos, propicia una respuesta sísmica local si el contacto se presenta de forma tajante, acompañado de un aumento en los niveles de sobre excavación debido a esta discontinuidad.

Antecedentes Geomecánicos Ambiente de Esfuerzos Para determinar el ambiente de esfuerzos de la zona de emplazamiento de la rampa, se utilizó como herramienta el modelo numérico oficial a escala mina desarrollado en software Abaqus (Balboa, 2015), desde donde se extrajeron los esfuerzos principales a diferentes cotas, como se presenta en la Figura 38.

278


σ1 (1980)

σ3 (1980)

Figura 38 Esfuerzos principales (σ1, σ3), cota 1980

De manera preliminar la información proveniente del modelo de esfuerzos, indica que el sector de emplazamiento de la rampa se caracterizaría por un ambiente definido por un esfuerzo principal mayor (σ1) entre 50 y 70 MPa y un esfuerzo principal menor (σ3) entre 30 y 40 MPa, con una anisotropía de esfuerzos sobre 3,0. Desde el punto de vista de esfuerzos, y de acuerdo con la experiencia de la minería desarrollada en mina El Teniente, la rampa se emplazaría en una zona comparativamente de altos esfuerzos, caracterizada por un alto esfuerzo principal mayor (σ1 > 60 MPa) y un alto nivel de anisotropía de esfuerzos (σ1/σ3 > 3,5), cuya principal manifestación es la ocurrencia de sismicidad relevante asociada a la minería. Sin embargo, la Figura 39 presenta un análisis en detalle de la condición de esfuerzos para el desarrollo, considerando que la rampa se orienta de manera favorable respecto al ambiente de esfuerzos (sub-paralela al esfuerzo principal mayor). De esta forma, un análisis de los esfuerzos principales en un plano perpendicular al eje del desarrollo muestra un esfuerzo principal (P) cercano a 45 MPa en la mayor extensión del desarrollo, además de una anisotropía de esfuerzos (P/Q) menor a 3,0 a lo largo de toda la rampa, condición más favorable para la construcción.

279


Esfuerzos Principales (P y Q) Rampa desde Adit-74 a Nivel Tte. 8 60 55

σ1

50 Esfuerzo Principal (MPa)

45 40 35 30 25 20 15 10

σ1

5

0 0

50

100

150

200

250 300 350 Metros de Desarrollo (m)

400

450

500

550

P/Q≈2,8

P/Q≈3,0

P

Q

Figura 39 Condición de esfuerzos (P, Q), rampa Adit-74 a nivel Tte. 8

Condición Sísmica La Figura 40 presenta un detalle de los eventos sísmicos relevantes (ML ≥ 0,7) ocurridos en la zona oeste del yacimiento y cercanos al sector de emplazamiento de la rampa, lo que indicaría la posible ocurrencia de sismicidad relevante asociada al proceso de construcción de la rampa.

σ1

Eventos ML ≥ 0,7

Recursos Norte

QT

ReNo Dacita Esmeralda

PS

Bloques Esmeralda Diablo Regimiento

Figura 40 Sismicidad relevante sector oeste del yacimiento

280


ESTRATEGIA DE CONTROL, MONITOREO Y DISEÑO A partir de la caracterización y análisis de antecedentes disponibles para la rampa, se definieron una serie de medidas de control y monitoreo con el objetivo de reducir el nivel de incertidumbre de la información disponible, además de mitigar los efectos de la respuesta geomecánica esperada durante el proceso de construcción.

Reducción de Incertidumbre en la Caracterización Geológico-Estructural Con el objetivo de precisar la información geológica de la zona de emplazamiento de la rampa, se definió como parte de la campaña de reconocimiento de sondajes del proyecto, la realización de un sondaje de 900 metros de longitud (SG0644) en dirección sub-paralela a la rampa y Xc. Tte. 8 del proyecto Recursos Norte, como se muestra en la Figura 41. N

Sondaje SG0644

SIMBOLOGÍA Xc. Tte.8 proyecto Recursos Norte Rampa Adit 74 a nivel Tte. 8 Adit 74, Adit 75, Xc. 24 Proyección sondaje (SG0644)

Coodenadas Sondaje Este Norte Cota SG0644 -651,0 -91,2 1948,5

Azimut (°) 24,0

Orientación Inclinación (°) 2,5

Largo (m) 900,0

Figura 41 Sondaje exploratorio SG0644, proyecto Recursos Norte

Extensión de Red de Monitoreo Sísmico Considerando la respuesta sísmica en los desarrollos del lado oeste del yacimiento y la lejanía de la rampa con la actual red de monitoreo sísmico de mina El Teniente, se definió la instalación de nuevos geófonos para mejorar la sensibilidad del sistema sísmico en las cercanías de la rampa. La primera etapa de extensión de la red sísmica se concretó mediante la instalación de 4 geófonos triaxiales en dos sondajes realizados desde el Adit 62, como se muestra en la Figura 42.

281


N

Xc. Tte. 8 Rampa

Inclinación (°) -65,0 -57,0

Azimut (°) 290,0 185,0

Coodenadas Este Norte Cota -591,0 -23,0 2140,0 -515,0 12,0 2135,0

Figura 42 Ubicación geófonos para monitoreo de construcción de la rampa

La estrategia de extensión de la red considera además etapas posteriores enfocadas en monitorear la construcción del Xc. Tte. 8 del proyecto Recursos Norte.

Precisión del Ambiente de Esfuerzos Mediante Mediciones en Terreno Con el objetivo de verificar el campo de esfuerzos estimado preliminarmente para la zona de emplazamiento de la rampa a través de modelos numéricos, se definió una campaña consistente en 4 mediciones de esfuerzos, como se presenta en la Figura 43. N Sondaje SG0644

3

2 1

EA a 50 m sondaje SG0644

2


3


4

EA semi-perpendicular a Adit 74

4

1

Figura 43 Ubicación mediciones de esfuerzos mediante emisión acústica

La selección de la técnica de medición de esfuerzos mediante emisión acústica, se fundamenta principalmente en la disponibilidad de sondajes orientados que atraviesan la zona de emplazamiento de la rampa.

282


Fortificación Selectiva Considerando los antecedentes recopilados, para el desarrollo de la rampa se definieron dos sistemas de fortificación dependiendo de la calidad del macizo rocoso, sujetos a una evaluación por parte del groundcontrol geomecánico en terreno.  Fortificación Tipo A: Sistema de fortificación con alta capacidad de disipación de energía dinámica, diseñado para un mecanismo de falla violento del macizo rocoso con proyección de material. Este sistema está compuesto por: -

Pernos helicoidales de 25 mm de diámetro y acero de calidad A630-420H

-

Malla TECCO G80/4 de resistencia mínima de 1.770 N/mm2

-

Shotcrete de resistencia a la compresión mínima de 225 kgf/cm2

 Fortificación Tipo B: Sistema de fortificación/soporte con una mayor capacidad de contención/retención del macizo rocoso mediante marcos de acero con vestidura de madera, diseñado para una roca con mecanismo de falla controlado por desarme. Este sistema está compuesto por: -

Pernos helicoidales de 22 mm de diámetro y acero de calidad A440-280H

-

Malla bizcocho galvanizada 50/08 de resistencia mínima de 470 N/mm2

-

Marcos de acero perfil IN30x56,8

RESULTADOS PRELIMINARES A continuación, se presenta un resumen de los principales resultados preliminares recopilados en los primeros 237 metros de construcción de la rampa.

Condiciones Geológicas A partir de mapeos en terreno, levantamientos topográficos mediante sistema ADAM y mapeo de sondaje SG 0644, se realizó una actualización del modelo geológico-estructural de la zona de emplazamiento de la rampa, como se presenta en la Figura 44 (izquierda: información previo al comienzo de la rampa, y derecha: actualización a partir de mapeos en terreno). La información recopilada durante la construcción muestra, de manera general, una buena correlación con los antecedentes previos. Hasta los 237 metros de avance, el macizo rocoso de la rampa corresponde a roca primaria de buena calidad geotécnica, con estructuras selladas sin evidencia de infiltración de agua, considerando que el avance de la construcción todavía no alcanza el contacto 1º/2º ni el contacto entre la unidad CMET e Intrusivos Félsicos. Por otra parte, se destaca la existencia de diques de cuarzo que condicionan la geometría de la excavación, en donde fue necesario definir soluciones en terreno que permitieron controlar el nivel de sobre excavación del desarrollo.

283


DEE 07

1º 2º DEE 08

DEE 07

DEE 08

Figura 44 Actualización modelo geológico-estructural

Ambiente Geomecánico Los resultados de las mediciones de esfuerzos realizadas, muestran valores relativamente menores a los considerados de manera previa a la construcción de la rampa, definiendo de esta forma un ambiente de esfuerzos similar al estimado para el polígono de explotación del proyecto (σ1 ≈ 45 MPa; σ3 ≈ 15 MPa), y por lo tanto similar a los sectores actualmente en explotación ReNoDacita, como se presenta en la Tabla 21.

Tabla 21 Resultados mediciones de esfuerzos Azimut (⁰)

Magnitud (MPa) Muestra

σ1

σ2

σ3

EA 1 EA 2 EA 3

43,4 44,2 42,2

30,5 28,1 26,6

13,9 12,9 13,7

EA PK 1.350

40,6

26,1

13,2

Az1

Az2

Inclinación (⁰) Az3

In1

In2

In3

169,3 259,5 170,6 260,8 156,1 247,5

37,4 10,1 39,7

-2,7 -4,4 -6,4

-3,0 -1,6 -12,6

-86,0 -85,3 -75,8

324,6 234,3

58,6

-1,0

-14,0

-75,9

Los resultados de las mediciones de esfuerzos, evidencian las características del modelo escala mina desarrollado en software Abaqus, el que ha sido calibrado a partir de mediciones ubicadas en torno a la Brecha Braden, las que no representan necesariamente el ambiente de esfuerzos de los sectores más lejanos del yacimiento.

284


Respuesta Sísmica La actividad sísmica asociada a la construcción de la rampa ha sido escasa y de baja magnitud. Durante todo el periodo de construcción se registra un evento máximo de magnitud M L=0,3, y una frecuencia promedio de 1 evento por día. La Figura 45 muestra una comparación de la actividad sísmica para los polígonos de control de la rampa y desarrollos cercanos a la zona de emplazamiento desde octubre del 2016, en donde se observa que comparativamente la actividad sísmica para la rampa es considerablemente menor.

Polígono Adits ventilación 74 y 75

A B

Polígono TAP

Polígono ventana PK 4.600

D C

Figura 45 Comparación actividad sísmica polígonos de control sector oeste del yacimiento

Control en Terreno En relación a la sobre excavación registrada durante la construcción, se observa que un 26% de la rampa presenta sobre excavación clasificada como "leve". Por otra parte, la mayor parte del desarrollo (62%) presenta un grado de sobre excavación entre 20% y 40% de incremento de área transversal con respecto a la sección de diseño, clasificada como "moderada", mientras que el 12% restante se clasifica como "alta". De manera general, no se observa sobre excavación preferente en alguna dirección particular, y por lo tanto, no existe evidencia de los altos niveles de anisotropía de esfuerzos estimados de manera previa a la construcción de la rampa. Por otra parte, los mayores niveles de sobre excavación se registran en la instalación de faenas de la rampa, en donde se observó la presencia de diques de cuarzo. La Figura 46 presenta los resultados preliminares del análisis de sobre excavación para la rampa.

285


MODERADA

ALTA

LEVE

Nivel de sobreexcavación Área Calificación 0-20% leve 20-40% Moderada 40-60% Alta >60% Muy Alta

Figura 46 Sobre excavación registrada durante la construcción de la rampa

CONCLUSIONES De acuerdo con los resultados obtenidos, es posible concluir que el modelo geológico escala mina posee un alto nivel de confiabilidad para la zona de la rampa, existiendo diferencias menores entre los antecedentes previos y la información generada durante la construcción. Los registros del monitoreo sísmico durante la construcción de los primeros 237 metros de la rampa evidencian una respuesta sísmica favorable en comparación con los desarrollos cercanos. Con respecto al ambiente de esfuerzos, es posible concluir que para la zona de la rampa, el modelo numérico a escala mina entrega una buena estimación de la orientación de los esfuerzos, pero con valores más conservadores en términos de magnitud, considerando los resultados de las mediciones en terreno. Por último, se corrobora la importancia de una orientación favorable de la rampa respecto del esfuerzo principal mayor σ1, considerando que además de una respuesta sísmica favorable, sólo se observa una sobre excavación de leve a moderada y sin una dirección preferente que indique un alto nivel de anisotropía de esfuerzos 2D para esta labor.

286


REFERENCIAS Balboa, S., Codelco Chile - División El Teniente, GRMD (2015) Modelo Numérico de Esfuerzos Escala Mina, División El Teniente. Nota interna GRMD-SGM-NI-110-2015. Caviedes, C., Codelco Chile - División El Teniente, GRMD (2016) Informe del Proceso de Planificación Anual PND-PQ 2016. Informe interno GRMD-SPL-INF-003-2016. Millán, J., Codelco Chile - División El Teniente, GRMD (2016) Antecedentes Geológicos Sector Rampa Adit 74 a Ten-8, proyecto Recursos Norte. Nota interna GRMD-SGL-NI-0073-2016.

287


Implementación de “Cargas Focales” en la Reducción Secundaria C. Gerbier 1 (*), J.C. Videla1, C. Castillo2 1

Codelco Tech

2

Gerencia de Innovación y Desarrollo GDI – Superintendencia de Innovación

Divisional – División el Teniente CODELCO Chile RESUMEN En el actual proceso de extracción mina se generan interferencias debido a colpas que por su gran tamaño no pueden ser cargadas por los equipos LHD, estas rocas son reducidas por medio de la operación de reducción secundaria o “cachorreo”, donde Jumbos perforadores (JRS) proceden a barrenar la colpa, posibilitando la posterior aplicación de carga explosiva. Esta operación impone una disminución en la disponibilidad de área del sector impactando en forma considerable los rendimientos de producción. El Bloque 2 de Esmeralda ha presentado un incremento en su granulometría, lo que le ha significado mayores pérdidas operacionales asociadas al proceso de reducción secundaria y que ha dificultado cumplir con sus compromisos productivos. Dado lo anterior, la Superintendencia de Innovación Divisional (SIDDET), en conjunto con la Gerencia Corporativa de Negocios e Innovación (GCNI), CodelcoTech/IM2 han desarrollado y adaptado desde el ámbito militar la tecnología denominada “carga explosiva del tipo APD Focal”, la que es capaz de concentrar en un punto la energía del explosivo para fracturar y romper colpas sin requerir de perforación previa en el proceso de reducción secundaria. El objetivo del presente informe es exponer los resultados de las pruebas realizadas en interior mina subterránea (Esmeralda – Bloque 2) entre los días 27 y 30 de diciembre de 2016, centradas en la aplicabilidad y evaluación de su impacto en el proceso productivo como una alternativa a la metodología tradicional de cachorreo (JRS+cartuchos) validando los beneficios esperados en productividad y costos para finalmente concluir y recomendar los pasos a seguir respecto del proyecto.

288


De las pruebas realizadas, los resultados en cuanto a la efectividad de la reducción secundaria con cargas focales, un 83% de las pruebas realizadas resultaron ser exitosas, fracturando la roca a un tamaño manejable para el LHD, mientras que el 17% restante que no lo logra se lo atribuye a los siguientes factores: 

La efectividad de la reducción se vio afectada por la posición espacial del APD (vertical-horizontal), ya que se lograron mejores resultados al existir una cara libre en la roca.



Para zanjas con rocas ubicadas en visera no se logró una reducción satisfactoria, ya que, a diferencia de aquellas posicionadas en el piso, las fracturas generadas son presionadas por la columna de roca y no permite que el punto logre sea abocado. # de Pruebas % asociado Piso % éxito a piso Altura % éxito en altura

Buena Deficiente 24 5 83% 17% 25 2 92% 8% 0 3 0% 100%

Dado lo anterior se concluye que ha sido una prueba exitosa en donde el cliente interno (operaciones mina Esmeralda) se muestra conforme tanto con los resultados obtenidos, la aplicabilidad de la tecnología y la mejora en los rendimientos del proceso global que podría tener su aplicación dado que efectivamente fue posible prescindir del Jumbo de Reducción Secundaria (JRS), eliminando esta sub-tarea de perforación dentro de la operación de cachorreo.

289


INTRODUCCIÓN

Objetivos El objetivo del presente informe es exponer los resultados de las pruebas realizadas en interior mina subterránea (Esmeralda – Bloque 2) entre los días 27 y 30 de diciembre de 2016, de modo de validar el uso dela tecnología de cargas focales como una mejor alternativa a la metodología tradicional de reducción secundaria.

Alcances El alcance de este informe se enmarca en la adquisición de 42 unidades de APD del tipo Carga Focalizada, que fueron detonadas en las calles C-53, C-57 y C-59 del bloque 2 de mina Esmeralda. El diseño del protocolo realizado para esta prueba apunta a probar la efectividad del explosivo en cuanto a la fractura de colpas sin necesidad de perforación previa en los puntos de extracción para colpas en el piso y en posición de visera, no así en puntos que estuvieran en condición de “colgados”, esto además de evaluar su aplicabilidad operacional y rendimientos del tiempo necesario para la colocación de la carga en distintas posiciones y planos relativos a las colpas, para medir si esta es una variable influyente en el efecto rompedor. Por último, la importancia en la opinión en general del personal de operaciones de mina Esmeralda (cuadrilla de cachorreros) respecto de la tecnología.

290


SITUACIÓN ACTUAL

Descripción del Proceso Actual En el actual proceso de extracción mina se generan interferencias debido a colpas que por su gran tamaño no pueden ser cargadas por los equipos LHD, estas rocas son reducidas por medio de la operación de reducción secundaria o “cachorreo” donde Jumbos perforadores (JRS) proceden a barrenar la colpa, posibilitando la posterior aplicación de una carga explosiva. Esta operación impone una disminución en la disponibilidad de área del sector impactando en forma considerable los rendimientos de producción. Este proceso se observa en la Figura 47 .

Figura 47 Proceso de Reducción Secundaria

Diagnóstico de Reducción secundaria Dentro del proceso de extracción con equipos LHD, existen demoras operacionales que se atribuyen a distintos factores. El bloque 2 de Esmeralda ha presentado una mayor granulometría que el resto de las minas operativas actualmente, lo que le ha significado pérdidas operacionales asociadas al proceso de extracción que le han impedido cumplir con sus compromisos productivos. Dado esto, uno de los grandes desafíos que presenta este sector es la optimización del proceso de reducción secundaria. En la Figura 48 se muestra que las demoras asociadas a fragmentación gruesa (martillo picando y traslado de colpas) representan alrededor de un 40% del total de demoras en Esmeralda. Esto a su vez se traduce en un 10% de pérdida productiva respecto al tiempo operativo de la flota de LHD.

291


Figura 48 Demoras Operacionales

A continuación, se describe la situación actual en Esmeralda con respecto a la disponibilidad de JRS y los tiempos de operación de la cuadrilla de cachorreros.

Jumbo de Reducción Secundaria (JRS) Dentro de la reducción secundaria, actualmente existe una importante vulnerabilidad en cuanto a disponibilidad y confiabilidad del JRS. De acuerdo a lo que se detalla en la Figura 2.3, que muestra la disponibilidad del parque de JRS en Esmeralda durante 2016, es posible observar la variabilidad que posee esta variable, lo cual genera una baja en la confiabilidad del proceso de extracción debido a la imposibilidad de “cachorrear” las colpas en puntos con granulometría mayor a los soportados por el LHD y admitidos por el sistema de vaciado. Esto permite explicar las demoras operacionales asociadas al picado de martillo que se observan en la Figura 49.

Figura 49 Disponibilidad Parque JRS

292


En la Tabla 22 se puede observar la disponibilidad en el periodo enero-noviembre de 2016, en donde se pueden apreciar meses en los cuales al menos 1 equipo se encuentra fuera de servicio y periodos en los cuales 2 equipos se encuentran fuera de servicio. Tabla 22 Disponibilidad del Parque JRS Esmeralda JRS TJUM-843 TJUM-846 TJUM-849 Promedio

Ene 89% 93% 83% 88%

Feb 94% 82% 92% 89%

Mar 81% 94% 12% 63%

Abr 97% 29% 0% 42%

May 92% 0% 0% 31%

Jun 89% 90% 97% 92%

Jul 42% 37% 95% 58%

Ago 56% 89% 80% 75%

Sep 87% 28% 15% 43%

Oct 90% 55% 61% 69%

Nov 16% 67% 0% 28%

Resultado 77% 60% 50% 62%

Cuadrilla de Reducción Secundaria (CRS) A continuación, en la Figura 50, es posible observar una muestra del detalle de tiempos (en minutos) de las actividades realizadas por la cuadrilla de reducción secundaria. Es importante destacar que solo el “carguío de puntos” y el “amarre a troncal” representan un tiempo variable dependiente de la cantidad de puntos a ser sometidos a reducción secundaria, el resto de las actividades consumen el mismo tiempo independiente de la cantidad de puntos atendidos en el ingreso de una calle para ser cachorreada. Particularmente esta muestra consta del carguío con explosivos de 10 puntos de extracción.

Figura 50 Desglose de tiempo - Actividad de Cachorreo

DESCRIPCIÓN PROYECTO La Superintendencia de Innovación Divisional (SID-DET), en conjunto con la Gerencia Corporativa de Negocios e Innovación (GCNI), CodelcoTech/IM2 han desarrollado y adaptado desde el ámbito militar la tecnología denominada carga explosiva del tipo APD Focal .

293


Descripción Cargas Focales En términos simplificados, la carga focal es un APD tradicional (mismo explosivo y composición química) que cuenta con una geometría que permite focalizar toda la energía del explosivo de manera puntual para fracturar y romper colpas. Lo anterior se puede observar en la Tabla 23 siguiente. Tabla 23 APD Tradicional vs Carga Focal

La ventaja principal que presente este diseño de explosivo es que no requiere del proceso de perforación de colpas para su aplicación, de ahí que presenta un beneficio potencial en el proceso de reducción secundaria. A continuación, en la Figura 51 se puede observar el diseño de una Carga Focal. Esta tecnología proviene de la técnica militar de construcción de proyectiles denominada “carga hueca” que consiste en redirigir y concentrar la fuerza de la explosión del proyectil, con el fin de superar un blindaje y debido a la forma en que está dispuesta, gran parte de la fuerza de la explosión es proyectada hacia adelante. Esta técnica proviene de la Segunda Guerra Mundial, utilizada en la perforación de blindajes de tanques, por lo cual representa una transferencia tecnológica probada y su trasferencia hacia la industria minera.

Figura 51 Diseño de carga focal

294


Beneficios asociados a la tecnología Al considerar la incorporación de la tecnología de cargas focales en el proceso de extracción mina, el impacto que se postula puede clasificarse en tres pilares: Aumento de Productividad, Robustez en el Proceso de extracción y Reducción de Costos.

Productividad 

Aumento en tiempo efectivo de operación de LHD - 1 hr/JRS-turno



Aumento en eventos de colpas en piso atendido (180/mes para Esmeralda)



Aumento en producción (840tpd para mina Esmeralda con respecto a un caso optimizado con 67% de disponibilidad de Rikotus).



Aumento de disponibilidad de área de 1%.



Menor nivel de HH asociadas al JRS.



Reducción de tiempo de picado de martillo.

Proceso de Extracción: 

Eliminación del proceso unitario asociado a la perforación del JRS.



Mayor robustez del proceso de extracción.



Mayor simplicidad del proceso.



Menor daño en infraestructura asociado al proceso de reducción secundaria.

Costos: 

Inversiones: Ahorro en la inversión de Jumbo de Reducción Secundaria.



Mantención: Eliminación de la mantención de JRS.



Insumos JRS: Consumo de petróleo, agua, lubricantes, aceros de perforación.



Laboral: Posibilidad de optimización de personal JRS hacia otros procesos.



Reparaciones: Menor gasto por proyección de roca producto del cachorreo.



Explosivos: Mayor gasto comparativo al APD tradicional.

DESCRIPCIÓN DE LA PRUEBA La prueba, consistente en la detonación de las cargas explosivas en puntos de extracción con colpas bloqueando el flujo para carguío de LHD (colpa al piso y en visera), se ejecutó entre los días 27 y 30 de diciembre de 2016 (período de parada de planta en DET), a modo de no generar interferencias con la operación y así contar con condiciones favorables de disponibilidad de recursos para la ejecución de la prueba. A continuación, en la Tabla 24 se muestra un resumen de la ejecución de pruebas en el período mencionado, en donde cada una de las pruebas representa cada una de las colpas en las que

295


se aplicó la carga focal. En algunas colpas se aplicó 1 carga focal, mientras que en otras 2. De la misma manera en la

Tabla 25 se detalla cada una de las pruebas con sus resultados . Tabla 24 Resumen de ejecución de pruebas Prueba N° 1 a 10 11 a 16 17 a 22 23 a 25 26 a 29

N° de cargas detonadas (#) 10 10 10 6 7

Tiempo de reingreso (min) 16 14 18 10 8

296

Tiempo de ciclo (min) 14 10 12 10 12

Observaciones Con ventilación Con ventilación Con ventilación Sin ventilación Sin ventilación


Tabla 25 Detalle de pruebas realizadas N° Prueba

Dimensiones (m)

N° cargas

1 2 3 4 5

2,6 1,7 2,9 1,9 1,8

1,8 1,9 1,6 1,8 1,8

1,4 1,6 2,1 1,4 1,7

1+1 1 1 1 1

6

1,5

2,3

1

1

Efecto Sobre Roca

Fracturada con segunda carga Fracturada, llevada por LHD a pique Fracturada y llevada a pique Fracturada y quebrada Se observan gran cantidad de grietas, pero no fue fracturada al ser movida con el LHD Pequeñas grietas, pero no fracturada

297

Efecto Infraestruct ura No hay No hay No hay No hay No hay

Éxito

No hay

No

Sí Sí Sí Sí No


7 8

1,9 1,5

2,2 1,6

2 1,2

1 1

9 10 11

1,5 2 1,4

1,6 1,8 1,2

1,2 1,2 0,75

1 1 1

12

2,4

3,1

1,3

2

13

1,6

1,2

1

14

1,6

1,0 5 2,2

1

1

15

1,7

1,8

0,8

2

16 17

1,5 1,6

3,5 1,8

1,5 1

2 1

18

2,5

0,7

1,5

2

19

5

2

1,5

2

20

1,2

1,6

1,4

2

21

2

2,5

1,5

2

22

2,2

1,2

1

1

23

5,0

2,0

3,0

3

24

2,5

1,5

1,8

2

25 26 27

1,5 2 1,5

1,2 1,3 1

0,8 2,9 1,5

1 3 1

28 29

1,2 1,2

1,5 1

1 1

2 1

Fracturada, llevada por LHD a pique Fracturada completamente, LHD la llevo a pique Fracturada, llevada por LHD a pique Fracturada Fracturada y fragmentada al ser movida con el LHD Fracturada y fragmentada al ser movida con el LHD Fracturada completamente y desarmada Fracturada completamente y desarmada Fracturada completamente. Se estima que no era necesario haber colocado dos cargas Fracturada con grietas a la vista se produce perforación de 10 cm en punto de impacto del jet y desde ahí se propaga fractura hacia ambos costados de la roca roca fracturada completamente y con separación de fragmentos sin proyección Roca fracturada y desprendida en sector de carga inferior. No se observa daño en sector de carga superior ni grietas Roca fracturada completamente y con separación de fragmentos sin proyección roca fracturada completamente sin separación de fragmentos sin proyección roca fracturada completamente sin separación de fragmentos La extensión de fracturas no es suficiente para que exista conexión entre ellas y otras caras para la formación de fragmentos menores fracturada y con separación de fragmentos sin proyección fracturada y separada fracturada y separada Perforada en cráter de 10 cm de profundidad y 20 cm de diámetro. Grieta se propaga desde cráter hacia ambos lados de la roca cubriendo todo su perímetro Fracturada Fracturada

No hay No hay

Sí Sí

No hay No hay No hay

Sí Sí Sí

No hay

Sí

No hay

Sí

No hay

Sí

No hay

Sí

No hay No hay

No Sí

No hay

Sí

No hay

No

No hay

Sí

No hay

Sí

No hay

Sí

No hay

No

No hay

Sí

No hay No hay No hay

Sí Sí Sí

No hay No hay

Sí Sí

En la Tabla 26 se muestra un ejemplo de los resultados obtenidos en la roca # 12 Tabla 26 Resultados

Pre-detonación

Post-detonación

298


299


RESULTADOS DE LA PRUEBA De las pruebas realizadas, los resultados en cuanto a la calidad de la reducción secundaria, pueden observarse en la Tabla 27. Tabla 27 Resumen de resultados

# de Pruebas % asociado Piso % éxito a piso Altura % éxito en altura

Buena 24 83% 25 92% 0 0%

Deficiente 5 17% 2 8% 3 100%

El alto porcentaje de éxito obtenido en colpas al piso, ratifica la viabilidad en la adaptación y el uso de esta tecnología para la actividad de reducción secundaria, así como también valida la optimización del diseño desarrollado en pos de lograr una mayor efectividad en la detonación.

Además de lo anterior, se debe indicar que el aporte del operador en la metodología de colocación y “amarre” de la carga en la roca con la utilización de coligues según los mismos principios que en el descuelgue tradicional fue fundamental para el éxito de la prueba. Respecto a rocas no reducidas de manera efectiva en la Tabla 28, se describe el principal motivo de falla que se puede concluir a partir de los análisis realizados. Tabla 28 Análisis de fallas N° de Prueba 5

6 16

Descripción Cantidad de carga fue la adecuada para el tamaño de roca, sin embargo, esta fue posicionada directamente sobre la roca. Se logra un mejor efecto en cargas posicionadas hacia una cara libre (no apuntando la detonación hacia el piso). Cantidad de carga fue la adecuada para tamaño de roca, sin embargo, ésta fue posicionada directamente sobre la roca, y se logra un mejor efecto en cargas Roca en visera:  Cantidad de explosivo insuficiente, roca de 3,5x3,5x1,5 con dos cargas, peso estimado de 20t.  Al fragmentar rocas ubicadas en visera, ésta logra generar fracturas, sin embargo, el peso de la columna de roca sobre ésta no permite que el punto logre quedar abocado.

19

Roca en visera:  No se observa ningún tipo de daño en carga ubicada en la parte superior de la roca, por lo cual se especula que ésta pudo haber caído y detonado en piso en del período de aislación del sector.  Al fragmentar rocas ubicadas en visera, ésta logra generar fracturas, sin embargo, el peso de la columna de roca sobre ésta no permite que el punto logre quedar abocado.

23

Roca en visera:  Cantidad de explosivo insuficiente, roca de 5x5x2 con tres cargas, peso estimado de 65t.  Al fragmentar rocas ubicadas en visera, esta logra generar fracturas, sin embargo, el peso de la columna de roca no permite que el punto sea abocado.

300


En cuanto a la cantidad de carga para distintos tamaños de culpa se determinó lo siguiente: 

El tamaño máximo para 1 carga fue de 2,9 m, sin embargo, existieron rocas de 2 m. que no lograron ser fracturadas debido a la ubicación de la carga sobre la roca.



El tamaño máximo para 2 cargas fue de 3,1 m

En cuanto a la posición de la carga en la colpa: 

La efectividad de la reducción se vio afectada por la posición (vertical-horizontal), se lograron mejores resultados al existir una cara libre en la roca.



Se debe observar roca y buscar estructuras pre-existentes para mejorar reducción.



Para zanjas con rocas en visera no se logró una reducción satisfactoria, ya que las fracturas generadas son presionadas por la columna de roca y no permite que el punto se aboque. Es por esto que incorporar un APD tradicional (que genera efecto empuje) adicional a las cargas focales, es posible que logre mejores resultados para el desatollo del punto de extracción.

CONCLUSIONES El desarrollo y adaptación de tecnologías desde el mundo militar a la minería subterránea presenta una buena oportunidad para mejorar el proceso minero, especialmente en temas de explosivos, equipos y materiales. En el caso particular de la aplicación para la reducción secundaria de colpas en piso de cargas focales, presenta una opción que permite obtener resultados similares a los actuales en cuanto a fragmentación de roca, pero eliminando la actividad de perforación con JRS. Lo anterior mejora la robustez del proceso de extracción al hacerlo más simple, con menores interferencias y no dependiendo de la disponibilidad del JRS que actualmente no ha presentado la confiabilidad requerida para dar la continuidad necesaria al proceso. A partir de la prueba realizada en mina Esmeralda Bloque 2 se observa que el uso de cargas focales en reducción secundaria permite obtener beneficios asociados al aumento tanto en la disponibilidad de área (entorno del 1% para caso de estudio mina Esmeralda), los eventos de colpas en piso atendidas (+180/mes) y una mejora en el tiempo efectivo de operación de los LHD, se refleja en un incremento de productividad del sector. Lo anterior, además, acompañado de una reducción de los costos asociados a la adquisición (CAPEX), operación (agua, petróleo, lubricantes, aceros de perforación, etc.) y mantención del JRS. Dado lo anterior este proyecto se alinea plenamente al eje de innovación del Programa de productividad y costos que actualmente impulsa la Corporación. Finalmente, el alto porcentaje de éxito obtenido en la reducción de colpas al piso y los beneficios que presenta este desarrollo tecnológico, ratifica la viabilidad técnica/operacional en la adaptación y el uso de las cargas focales para la actividad de reducción secundaria.

301


Sismicidad Asociada A Discontinuidades Geológicas Y Su Inclusión En Modelos Numéricos Implementación de “Cargas Focales” en la Reducción Secundaria Juan Andrés Jarufe T 1 (*), Yves Potvin, Johan Weseeloo. 1 Profesor

Asistente Universidad de Santiago de Chile

RESUMEN La actividad sísmica asociada a fallas o discontinuidades geológicas próximas a actividades mineras ha sido reconocida desde hace más de 30 años, sin embargo, la profundización e intensificación de las actividades mineras ha propiciado que este mecanismo de ruptura genere eventos sísmicos cada vez más relevantes para la minería actual. Esto debido a que los eventos sísmicos asociados a este mecanismo suelen ser los más violentos e impredecibles, generando un alto nivel de riesgo en las labores mineras. Como una forma incorporar el comportamiento de fallas geológicas en los estudios de peligro sísmico, se han desarrollado diversos métodos numéricos para evaluar el potencial sísmico de discontinuidades, sin embargo, la mayoría de estos métodos considera las fallas geológicas como superficies planas, lisas y homogéneas, lo cual se ha comprobado que está muy lejano a la realidad, evadiendo importantes mecanismos en los procesos de acumulación/ liberación de energía. Este trabajo consiste en una revisión de los principales métodos numéricos utilizados para evaluar el potencial sísmico de fallas geológicas, mostrando además cual es la dirección en la que apuntan los más recientes estudios en este tema.

302


INTRODUCCIÓN Un evento sísmico corresponde a una ruptura plástica de roca que genera una onda de esfuerzos dinámica que se propaga por el macizo rocoso (Potvin & Hudyma, 2008) y es el resultado inevitable de las excavaciones subterráneas que se realizan en ambientes de altos esfuerzos y/o en escenarios geológicos complejos (Gibowicz & kijko, 1994, Potvin & Hudyma, 2009)). Una faena subterránea sísmicamente activa corresponde a aquella donde eventos sísmicos ocurren como consecuencia de la distribución de esfuerzos en torno a las excavaciones realizadas, lo cual es cada vez más usual tanto en minería como túneles, los cuales se profundizan cada vez más, en zonas con geología compleja y con planes mineros agresivos (Kaiser, McCreath, & Tannant, 1996).

Sismicidad no es un problema para actividades subterráneas a menos que este sea el causal de daño, lesiones o pérdidas de productividad. Cuando esto ocurre, se dice que un Estallido de Roca ha ocurrido, y mientras que la definición formal de este concepto varía de sitio en sitio, todas están basadas en el mismo concepto de daño, pérdida de productividad y lesiones a causa de sismicidad. Los estallidos de roca han sido una gran preocupación para la minería y tunelería, donde han ocurrido inclusive accidentes fatales, los cuales han llevado al cierre de operaciones mineras en el mundo (Araneda & Sougarret, 2007, Sjoberg & Perman, 2012, Brzovic, 2009). El problema de estallido de roca ha sido reconocido como un problema que afecta a las operaciones subterráneas en forma global alrededor del mundo. Ya en los inicios de los años 60, en los mantos de oro Sudafricanos y los mantos de carbón al sur de Silesia, en Polonia (A McGarr, 2007, Gay, Jaeger, Ryder, & Spottiswoode, 1995, Cook, Hoek, Pretorius, Ortlepp, & Salamon, 1966, McGarr, Simpson, & Seeber, 2002, Gibowicz, 1986, Kijko 1975). Más adelante, el fenómeno se extendió a Canada, principalmente al sector minero de Sudbury, en la provincia de Ontario (Board 1992, Kaiser, McCreath and Tannant 1996, Blake and Hedley 2003, Ortlepp 2008, (Simser, 2010), entre otros), también en minería profunda en Australia (Varden, Lachenicht, Player, Thompson, & Villaescusa, 2008), (Esterhuizen, 1994), (Hudyma, Mikula, & Owen, 2002), Mikula and Lee 2000, Slade 2004, McGowan 2004, Chen et al. et al. 2005, Li et al. et al. 2007, Chadwick 2008, Lessard and Heal 2009), Chile ((Rojas Valdivia, Cavieres Rojas, Dunlop, & Gaete, 2000)) y Suecia (Sjoberg et al. 2011). La generación de actividad sísmica posterior a actividades de minería subterránea es un hecho reconocido por más de 30 años dentro de la Geomecánica de minas profundas. Algunos de los primeros estudios realizados a fines de los años 80 en Sudáfrica (Ryder 1987, Cook 1963) ya muestran que la sismicidad asociada a estas excavaciones no es siempre igual en términos al mecanismo físico que genera la ruptura. Ryder (1987) distingue dos tipos principales de mecanismos de ruptura asociada a la sismicidad de minas profundas, agrupando eventos asociados a deslizamiento de fallas bajo altos esfuerzos de corte (Slip/Shear) y eventos asociados a fractura de roca por altos esfuerzos compresivos (crush). Estos mecanismos de ruptura se ejemplifican en la Figura 52, donde se observa el progreso de una secuencia minera

303


siguiendo el método Longwall (método de explotación típico de Sudáfrica, donde se nace esta publicación), la cual genera zona de altos esfuerzos inducidos de corte (indicados con letra S) y zonas de alto esfuerzo de compresión (indicado con letra C), cada zona generando sismicidad del tipo slip/shear o crush.

Figura 52 Mecanismos de ruptura sísmica identificados por Ryder (1987)

Esta distinción de mecanismos de ruptura ha sido abordada con más profundidad por muchos otros investigadores, como Hasegawa et al. 1989 (Figura 2) y Ortlepp 1984 (Figura 3), sin embargo, como lo plantea Gibowicz & Kijko en el año 1990, todos los mecanismos de ruptura se pueden resumir en dos grandes grupos, aquellos eventos que ocurren en el entorno de la excavación, generalmente directamente relacionados con la última tronadura realizada, tanto temporal como espacialmente y

aquellos eventos sísmicos que ocurren alejados de las

excavaciones, asociados a discontinuidades del macizo rocoso, como fallas y contactos litológicos, los cuales pueden ocurrir muchas horas, inclusive días después de la última tronadura, generando un mayor peligro sísmico en el sector.

a)

b)

Colapso de Cavidad

Falla Normal

b)

Explosión de Pilar

e)

Falla de Cizalle

c)

Estado Tensional

f)

Falla de Cizalle

(Cerca de la Horizontal)

Figura 53 Inestabilidades asociadas a eventos sísmicos con distintos mecanismos de ruptura (Hasegawa, Wetmiller, & Gendzwill, 1989)

304


Tal como muestran Ortlepp y Stacey, los eventos sísmicos asociados a discontinuidades geológicas están asociados a una magnitud mayor que aquellos asociados a sismicidad en la frente de la excavación. Esto ocurre debido a que los planos de discontinuidad almacenan energía basado en el mismo principio que rige los grandes terremotos, denominado “stick slip mechanism”, donde las rugosidades entre dos superficies se traban (stick), acumulando energía hasta la ruptura de esta rugosidad, lo cual libera violentamente esta energía a través del deslizamiento de una superficie sobre la otra (slip). Esta mayor magnitud (y energía) e impredictibilidad en la ocurrencia de la sismicidad, hacen del mecanismo fault slip (o de falla por deslizamiento), uno de los más peligrosos, ya que las medidas usuales de control de sismicidad, como halos de aislación y tiempos de re-entrada no suelen ser aplicables para este tipo de ruptura sísmica. Tabla 29 Mecanismos de ruptura para sismicidad asociada a minería (Ortlepp y Stacey 1994) Evento Sísmico

Mecanismo Sugerido

Estallido

Desprendimiento superficial con violentas

Tensional

expulsión de fragmentos

Pandeo

Ruptura de Cara

Ruptura de Corte

Falla

SIMULACIÓN

Primero Registro de Movimientos Sísmicos

No detectado, puede ser Implosivo

Expulsión de losas de gran tamaño

Implosivo

preexistentes y paralelas a la apertura Expulsión violenta de fragmentos desde las

Implosivo

cara del túnel Propagación violenta de la fractura en el

Doble corte emparejado

macizo rocoso Movimiento violento en una falla existente

COMPUTACIONAL

DE

Doble corte emparejado

LA

SISMICIDAD

Magnitud Richter -0.2 a 2

0 a 1.5

1.0 a 2.5

2.0 a 3.5

2.5 a 5

ASOCIADA

A

DISCONTINUIDADES Debido a la importancia que ha tenido el mecanismo de ruptura dinámica asociada a fallas en las faenas mineras, se han desarrollado diferentes métodos para simular la respuesta sísmica de estas discontinuidades con el fin de poder administrar aquellos periodos de minería que pudiesen tener una mayor respuesta sísmica, administración llevada a la práctica como cambios en las secuencias de excavación, uso de tiempos de re- entrada, fortificación de roca dedicada a inestabilidades dinámicas, etc.

Exceso de Esfuerzo de Corte (ESS) A final de los años 80, Ryder (1987) ya reconocía que el mecanismo de ruptura asociada a fallas era el causante de la mayoría de los estallidos de roca que causaban daño importante en las minas de oro de Witwatersrand, Sudáfrica. Motivado por este hecho y basado en la ley de fricción de (Byerlee, 1978) que relaciona la resistencia al corte con el esfuerzo normal a través del ángulo de fricción y la cohesión , Ryder implementó un método computacional, basado en una

305


distribución elástica de esfuerzos en torno a excavaciones, que permite evaluar el potencial sísmico en planos de falla homogéneos. En esta metodología, se calcula el esfuerzo de corte en la orientación de un plano de falla y se compara con la resistencia estática definida para este plano. Cuando el esfuerzo de corte supera la resistencia estática, un deslizamiento ocurre en el plano de falla, disminuyendo los esfuerzos de corte hasta la resistencia dinámica al esfuerzo de corte (caída de esfuerzos), limitando en este punto los deslizamientos inducidos. Matemáticamente esto está definido como:

𝑬𝑺𝑺 = 𝝉𝒆 = |𝝉| − 𝝁𝝈𝑵

Ecuación 1

Donde ESS: corresponde al exceso de esfuerzo de corte o caída de esfuerzos entre resistencia dinámica y estática. : corresponde al ángulo de fricción dinámico del plano de falla. : corresponde al esfuerzo de corte actuando en el plano de falla : es el esfuerzo normal al plano de falla. Lo cual puede relacionarse con la Figura , donde se observa la resistencia dinámica y estática en el espacio de esfuerzos normales y de corte.

Caída de Estrés

Figura 3 Caída de esfuerzos o ESS para fallas y discontinuidades geológicas, valor del cual se puede estimar una magnitud de evento sísmico asociado

306


Una vez que se calcula el desplazamiento causado por el exceso de esfuerzos, este puede llevarse a un momento sísmico a través de la relación:

𝐌𝐨 = 𝐆 𝐱 𝐀 𝐱 𝐃

Ecuación 2.

Donde: G corresponde a la rigidez de la estructura A: corresponde al área dislocada D: es el desplazamiento en la ruptura. El cual puede a su vez, utilizarse para calcular un valor de magnitud momento (Hanks & Kanamori, 1979), la cual es comúnmente utilizada para evaluar peligro sísmico.

Figura 4 Aplicación de ESS para la estimación de potenciales planos de ruptura y magnitud esperada asociada a un plano de falla específico (Ryder 1988)

Simulación de desplazamiento plástico en discontinuidades Los avances computacionales de los últimos 30 años han propiciado la mejora en la implementación de los conceptos físicos fundamentales detrás del criterio ESS. La inclusión de plasticidad como parte de las características resistentes de los materiales permite que una vez que los esfuerzos de corte alcanzan la resistencia, deformación no recuperable sea calculada, deformación que puede utilizarse, según la ecuación 2, para calcular el momento sísmico asociado a la deformación calculada, consecuencia de los esfuerzos inducidos sobre la superficie de falla. Este método ha sido ampliamente utilizado tanto a través de métodos de elementos distintos (DEM) como 3DEC ((Board, 1994), (Sjoberg et al., 2012)) como por métodos de elementos de contorno (BEM) tal como MAP3D ((Wiles, Lachenicht, & Van Aswegen, 2000), Hofmann 2007, 2011, 2012, Jarufe 2008, 2010, Sharrock 2007) principalmente. Los análisis realizados con esta técnica consisten principalmente en estudios retrospectivos de eventos sísmicos relevantes, como los ocurridos en Mponeng Sud Africa (Hofmann 2001), o en la mina de sublevel caving Kiruna, en Suecia ((Sjoberg & Perman, 2012), ambos en Figura .

307


Dique en 3D

Minado Desencadenado

Área del evento sísmico

Figura 5 Recreación de evento sísmicos en distintas minas del mundo a) evento sísmico de magnitud Ml 2.1 en mina Mponeng, en Sudáfrica (Hofmann 2001) y b) recreación de condiciones que generaron dos eventos de magnitud Mw 1.6 y un evento de magnitud 1.3 en mina Kiruna, Suecia.

Las simulaciones por métodos numéricos también se han utilizado para evaluar distintas opciones de minería, tal como lo presenta Sjoberg et al. 2012, donde se evalúan distintas

Momento Sísmico

opciones para explotación de la mina por sublevel caving Kiruna.

Paso de Minado

Figura 6 Comparación de distintas secuencias mineras para la mina de sublevel caving Kiruna (Sjoberg et al. 2012)

308


Un resultado importante de las simulaciones numéricas utilizando este método corresponde a los bajos niveles de desplazamiento modelados al considerar propiedades de estructuras obtenidas del estado de la practica ((Ryder, 1987), (Spottiswoode, 1990), (Bruneau, Hudyma, & Hadjigeorgiou, 2003), Sharrock 2007, (Sjoberg et al., 2012), Wiles 2014) . En otras palabras, los desplazamientos no lineales obtenidos son menores a lo esperable para representar eventos sísmicos de una cierta magnitud. Esto es debido principalmente a las propiedades de resistencia de las estructuras utilizadas, las cuales son obtenidas principalmente de ensayos de laboratorio para medición de resistencia al corte de estructuras y estudios retrospectivos de inestabilidades. Bajos desplazamientos obtenidos en el resultado son debidos principalmente a la utilización de valores altos en la resistencia, los cuales, si bien son medidos con técnicas validas, pueden no ser representativos ni del volumen ni de los niveles de confinamiento asociados a la falla estructural asociada a problemas sísmicos.

Estudios retrospectivos de la resistencia a la falla dinámica de estructuras geológicas En vista que muchos ingenieros e investigadores de la simulación de la sismicidad asociada a estructuras han notado que existe una discrepancia entre los valores esperados de desplazamiento y los obtenidos por modelamiento numérico, y que la principal causa de esta diferencia corresponde a las propiedades de resistencia de las estructuras, se han formulado distintos métodos para estimar las propiedades de las estructuras en base a estudios retrospectivos de la sismicidad asociada a fallas geológicas. Uno de los principales métodos retrospectivos corresponde a la obtención de esfuerzos normales y de corte en los epicentros de eventos sísmicos reales que se hayan registrado en el sector de interés ((Beck, 2000), (Sharrock, 2007)). Como resultado de esta metodología, se obtienen valores de resistencia en extremo bajos, con ángulos de fricción de menos de 10º inclusive. Desde un punto de vista práctico, los resultados obtenidos de este tipo de modelamiento discrepan con observaciones reales de sismicidad observada en minería ((Sharrock, 2007)). Estas discrepancias entre los valores de resistencia obtenidos y los resultados finales de sismicidad son debidos a que, al calcular los esfuerzos en los epicentros de los eventos sísmicos, no se está incluyendo el efecto de la falla en la distribución de esfuerzos, por lo que los esfuerzos calculados desde el modelo numérico no incluyen el efecto de rotación que pudiese generar la discontinuidad geológica.

309

Esfuerzo Principal Mayor (MPa)


Esfuerzo Principal Menor (MPa)

Método

UCS (MPa)

Tan (u) (°)

R2

Cohesión (MPa)

Ángulo de Fricción (°)

Cizalle - Normal

-

-

0.1

7.6

10.8

σ1 vs σ3

48.5

1.4

0.5

20.5

9.6

Parámetros Reales

-

-

-

2

30

Figura 7 Valores de Sigma 1 y Sigma 3 para puntos ubicados en los epicentros de eventos sísmicos, lo cual se utiliza para generar un criterio de falla. Se muestran también los resultados obtenidos en términos de cohesión y ángulo de fricción

Otro método de calibración corresponde al estudio retrospectivo de eventos sismicos relevantes particulares, es decir, modificar las propiedades de resistencia peak y residual de la estructura geológica para asi recrear las dimensiones de la ruptura sismica ((Hofmann & Scheepers, 2011), (Hofmann, Ogasawara, Katsura, & Roberts, 2012)). El resultado de estos estudios muestran propiedades de las fallas más acordes a lo obtenido experimentalmente, con bajas cohesiones de hasta 5 MPA y angulos de fricción del orden de 20-30 grados (Hofmann 2012)

310


Figura 8 Análisis retrospectivo de dos eventos sísmicos relevantes en minería Sudafricana (Hofmann et al., 2012), relacionando parámetros sísmicos de extensión e intensidad de la ruptura sísmica con parámetros de modelamiento numérico

A pesar que este método entrega resultados coherentes, tanto en términos de resultados de magnitud sísmica y área de ruptura, como en las propiedades resistentes de la discontinuidad geológica considerada, este método es representativo del lugar donde ocurre el evento sísmico analizado, ya que si bien entrega condiciones necesarias para la ocurrencia de sismicidad relevante, no da las condiciones suficientes, por lo que esta técnica no se ha documentado como herramienta de prognosis o para evaluar el peligro sísmico en el futuro de secuencias mineras.

Resistencia de Equilibrio Limite (LES) Hasta ahora, los métodos para evaluar el potencial sísmico de discontinuidades están basado en planos de resistencia homogénea, donde la resistencia es calculada en base a ensayos de laboratorio, benchmarking o análisis numérico de esfuerzos en los focos de eventos sísmicos. El resultado de la aplicación de estos métodos muestra una sub estimación del desplazamiento en el plano de falla, debido a una sobre-estimación de las propiedades resistentes, ya que el efecto escala asociado a la extensión de la zona de falla no está considerado en las propiedades utilizadas. Un método recientemente desarrollado para soslayar esta dificultad es el método denominado Resistencia para Equilibrio Limite (LES, Potvin et al. 2010, (Jarufe, Potvin, & Wesseloo, 2012)). Se evalúa el efecto de las excavaciones en los esfuerzos inducidos sobre un plano de falla con una resistencia heterogénea a lo largo de la discontinuidad ( Figura ). Esta resistencia corresponde al límite entre la condición estable/ inestable, definiendo propiedades de resistencia en cada punto de la discontinuidad de manera de generar esta condición limite. Dado esto, cualquier variación en los esfuerzos causa la ruptura de la discontinuidad, generando desplazamientos no lineales que pueden correlacionarse con sismicidad real medida.

311


Figura 9 Variación de la resistencia (ángulo de fricción Phi) a lo largo de plano de discontinuidad simulado (Wiles, 2014)

Los resultados de desplazamientos obtenidos desde el modelo pueden utilizarse para calcular el Momento Sísmico (Ecuación 2), parámetro que es posible obtener directamente desde eventos sísmicos registrados por sistemas de monitoreo sísmico. Si bien los resultados obtenidos por modelamiento numérico presentan la misma tendencia en el tiempo que la sismicidad real medida, para obtener las mismas magnitudes es necesario aplicar una reducción de los desplazamientos medidos, ya que los valores reales solo concuerdan con los resultados del modelo cuando estos últimos se reducen a un 15% aproximadamente ( Figura ).

312

Momento Sísmico Acumulado


Momento Sísmico

Fecha

Fecha

Figura 10 Arriba se muestra el parámetro sísmico “Momento Sísmico” acumulado para tres distintas zonas de falla en mina El Teniente. Abajo se muestran los resultados del modelamiento numérico utilizando el método LES (Potvin, Wesseloo, & Heal, 2010)

CONCLUSIONES Los resultados del uso de modelamiento numérico para evaluar el potencial sísmico de estructuras geológicas muestran que, a lo largo del tiempo, ha existido un progreso hacia la simulación de superficies heterogéneas en términos de su resistencia. Esto marcado primero por el uso de plasticidad en las simulaciones, la cual define propiedades residuales distintas a las propiedades originales, generando una heterogeneidad en el medio, y posteriormente con la simulación de discontinuidades heterogéneas con la metodología LES, que fija propiedades a lo largo de la discontinuidad dependiendo de las condiciones de esfuerzo pre-minería en la discontinuidad geológica

313


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314


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315


Adaptar versus adoptar, tecnologías de apoyo a estándares de prevención de fatalidades en Collahuasi. Pablo Letelier 1 (*) 1

Superintendente Programación y Despacho; País: Chile,Compañía Minera Doña

Inés de Collahuasi SCM (CMDIC) RESUMEN El mercado de las tecnologías presenta un amplio universo de soluciones y herramientas, todas ellas con una orientación clara en mejoras eficientes e integrales, no cabe duda que todas fueron diseñadas y desarrolladas bajo la mirada del negocio y el apoyo para los usuarios. Uno de los desafíos que enfrentan estas tecnologías es demostrar que cumplen con las expectativas que se generaron cuando se ofertaron, sin embargo, existen condiciones externas que pueden afectar su completo performance de diseño, por ejemplo: condición geográfica de la faena, culturas operacionales, legislaciones, políticas corporativas, usuarios, compatibilidad con otros sistemas, etc. Con lo anterior nace una pregunta vital cuando se evalúa el uso de tecnologías para apoyar, mitigar, disminuir o controlar variables tan relevantes como: seguridad y productividad, las cuales sin duda deben ser impactadas positivamente por estas tecnologías y no generar efectos contrarios para asegurar o prevalecer la una sobre la otra. Se hace relevante, entonces, considerar y profundizar entre ADOPTAR o ADAPTAR una solución tecnológica que cumpla con todas las exigencias acá enumeradas, en CMDIC durante tres años se investigaron, probaron y conocieron distintas tecnologías de apoyo a los “Estándares de Prevención de Fatalidades (EPF)”, específicamente en el estándar de equipos móviles de superficie (EPF2), el cual indica como requerimiento el uso de tecnologías de ayuda para prevenir colisiones y un sistema para identificar y gestionar la fatiga del conductor, finalmente se ha llegado a la implementación de una tecnología diseñada a los requerimientos reales y propios de nuestra cultura operacional, la

316


cual se ampara bajo el ciclo de gestión de riesgos que gobierna nuestros procesos.

317


INTRODUCCIÓN La visión de Collahuasi es ser una compañía comprometida con la seguridad, definiendo en sus objetivos estratégicos el trabajar en un ambiente saludable y libre de accidentes. Para lograr esto, se requiere del compromiso del personal propio, de nuestros colaboradores de compañía minera Doña Inés de Collahuasi (CMDIC). La experiencia muestra que estamos expuestos a una variedad de peligros de alto nivel que pueden causar la muerte o lesiones graves. Collahuasi desarrolló estándares obligatorios para afrontar estos peligros y eliminar o minimizar el riesgo de fatalidades y lesiones graves. Los estándares para la prevención de fatalidades (EPF) de Collahuasi fueron desarrollados examinando las mejores prácticas de la industria y utilizando nuestra propia experiencia de incidentes fatales. Los estándares, que se agrupan en ocho, establecen los requerimientos mínimos de desempeño para la gestión de los riesgos fatales identificados. Los estándares no representan una cobertura total de todos los riesgos fatales en nuestras operaciones, pero se concentran en los riesgos que causaron la mayoría de las fatalidades en años recientes. Este trabajo explica como el área de Automatización Mina (AM), adaptó tecnologías de mercado para cumplir con los requerimientos específicos del EPF2 denominado: “Estándar para equipos móviles de superficie”, el cual expresamente hace referencias al uso de tecnologías para identificar y gestionar la fatiga del operador y contar con una tecnología de ayuda para prevenir colisiones entre equipos productivos en el interior de la mina. Para llegar a la solución del requerimiento específico del EPF2, la metodología utilizada por AM fue la de definir una serie de criterios, los cuales se detallarán en el documento. Estos criterios permitieron probar, conocer, identificar oportunidades de mejora y evaluar los potenciales de cada sistema que se tenía conocimiento en el mercado. De lo anterior se deduce la esencia de es este trabajo, que desafía los conceptos de invertir en tecnologías de mercado que pueden dar soluciones específicas a requerimientos como los del EPF2, que a la vez requieren cambiar culturas, procedimientos y paradigmas al ser instaladas, versus generar que la misma tecnología sea la que se deba adaptar a una operación productiva ya madura y consolidada. Los que desarrollamos nuestro trabajo en áreas de tecnologías, estamos constantemente expuestos a enfrentar decisiones de este tipo, en función de un presupuesto, tiempo y calidad de la solución. ¿Nos adoptámos a una tecnología o la adaptamos a nuestra realidad? Por razones obvias en este trabajo no se darán detalles de costos, solo se limitará a detallar las variables de decisión consideradas.

318


METODOLOGÍA Escenario base Desde el año 2007 CMDIC cuenta con sistemas tecnológicos que permiten en parte cumplir con los requisitos del EPF2, que son: ●

Artículo 1.5:

Tecnología de ayuda para prevenir colisiones.

●

Artículo 29:

Debe Haber un sistema para identificar y gestionar la fatiga del

conductor. A continuación, detallaremos aspectos asociados a estos requerimientos en particular.

Tecnología de Ayuda para prevenir colisiones: La solución tecnológica que se tenía operando hasta el año 2016 presentaba fortalezas y debilidades como todo sistema de una edad de 10 años de operación, entre las debilidades se puede mencionar: desgaste de componentes, acostumbramiento de los usuarios a sus alarmas, y un punto que complicaba su operatividad, la obsolescencia de sus repuestos. Concepto que da para un tema paralelo a este. El área de AM la cual realiza la mantención y soporte nivel 1 y 2 de este sistema normalmente se ve desafiada con los conceptos enunciados. A pesar de contar con una tecnología se tenían accidentes entre equipos de alto tonelaje que contemplaban intercambio de energía (colisiones), al revisar las declaraciones y acciones emanadas de estos se deducen concepto tales como: ●

El sistema me avisó, sin embargo, como tengo tantas alarmas de este, no le presté atención.

●

Cuando el sistema avisa, no necesariamente es un peligro real.

●

Cuando avisó durante el turno, varias veces no había nada cerca de mi equipo.

●

La acción mitigadora más enunciada era: contar con un sistema que alerte un peligro inminente de colisión.

Si bien el sistema cumplía con los requisitos del EPF2, en el tiempo no disminuía el riesgo de colisión. Tabla 1 Número de colisiones entre Equipos productivos en periodo 2014 – 2016 Colisiones entre Equipos Productivos

20

2014

9

2015

6

2016

5

319


El costo asociado a una solución tecnológica, es fundamental a la hora de tomar decisiones, debemos considerar que el universo a proteger en el interior de la mina es de 700 equipos. Separados en: ●

Equipos de transporte de personal

●

Camiones de extracción

●

Equipos de Apoyo

●

Equipos de Carguío

●

Perforadoras

●

Equipos menores

●

Camionetas

Criterios de Selección

La prueba de Fuego: La operación minera de CMDIC tiene 21 años de operación, la experiencia ganada no es menor y durante estos años varios sistemas se han puesto en marcha en faena, no todos han logrado responder a las expectativas de diseño, alguno de los conceptos de mayor influencia son: ●

Condición geográfica de altura, 4200 metros sobre el nivel del mar. Con sus variables de densidad el aire y presión atmosférica que presenta un desafío para las longitud de ondas especialmente.

●

Condición climática, dos inviernos bien definidos: Altiplánico con lluvias y tormentas eléctricas y Continental con bajas temperaturas y nieve principalmente con un rango de temperatura aproximada de (-30 a 30)°C.

●

Tipo de polvo en suspensión, CMDIC posee una ley de cobre promedio sobre 1%, lo que aumenta las partículas conductoras presentes, generando desperfectos de aislación.

Los puntos anteriores generan un desafío base para todo sistema de campo, le llamamos la prueba de fuego, y consiste en realizar un piloto de funcionamiento en terreno, no podemos confiar en su perfecto funcionamiento en otras faenas, debemos probar en nuestro campo de juego. Esta prueba trae beneficios y complicaciones, lo bueno es asegurar su operación bajo condiciones de CMDIC y lo malo es aumento de tiempo para coordinar la prueba. Sin embargo es condición obligatoria en nuestra toma de decisiones.

320


Compatibilidad Operacional: Estamos de acuerdo en que los diseños de soluciones tecnológicas presentan un negocio para todos, sin embargo no podemos caer en la exclusividad de marcas o disminución de alternativas de evaluación por la incompatibilidad o convenios pre establecidos. Limita las ventajas y condiciona la operación de los sistemas que ya operan a buen régimen en la mina.

Capacidad de Adaptación: Un sistema que presenta una buena solución al problema de anticolisión, tiene dos caminos para lograr su pleno potencial: ●

Generar cambios de procedimientos, instructivos operacionales, capacitaciones, procesos de marcha blanca, difusión masiva, lo que genera resistencias al cambio, tiempos de baja en productividad, mala operación por desconocimiento, complejidad de mantención, aumento de pasos en la actividad de operación del equipo, estudiar manuales.

●

O bien, presentarse como un sistema amigable, no invasivo, de fácil comprensión, poca o nula interacción con el usuario, ágil, versátil, mantenibilidad de fácil ejecución, no impactar en la producción, de uso cotidiano en la actualidad.

El trabajar con una empresa que entienda a cabalidad los dos puntos anteriores, da facilidades para desafiar la solución al real problema que se tiene: ●

Flexibilidad del sistema para aceptar cambios de configuración.

●

Entregar resultados de acuerdo a lo requerido.

●

Generar confianza en el sistema, pues mide lo que realmente ocurre en la realidad, sin tener que analizar las desviaciones generadas en el ¿porqué, como o que marcó?, obligando a realizar investigaciones orientadas a como funciona el sistema, en vez de buscar la causa básica del incidente.

321


Orientado al problema real El requerimiento del EPF2, indica que se necesita un sistema de ayuda para prevenir colisiones, técnicamente no evitarlas. Debe ser capaz de: ●

Advertir claramente un riesgo inminente de evento.

●

A más cerca, más ruido.

●

Advertir sólo en línea de fuego.

●

Por las curvas de frenado involucradas en los camiones de extracción, desconectarse a una velocidad alta de traslado.

Sistema para identificar y gestionar la fatiga del conductor Criterios de Selección Se aplicaron los mismos del sistema anticolisión, el desafío estaba en la solicitud de gestionar la fatiga.

Gestionar la fatiga: Contar con un sistema que permita gestionar la fatiga, no es fácil, dado las variables fisiológicas que se involucran en este estado de la persona. Para lo anterior las soluciones de mercado ofrecían diferentes formas de hacer esta gestión, además de ofrecer una capacidad de almacenar información para ser revisada por especialistas. Nuevamente nos enfrentamos a la decisión: ¿Adaptámos o hacemos lo que el sistema nos pide que hacer para que la medición sea efectiva?

Que medir: Definimos que la variable que representa mejor a un estado de fatiga, es el comportamiento de los movimientos de la persona.

Como medir: Definimos que los cambios en la forma de moverse del operador en la cabina, representaba la mejor manifestación de fatiga.

Con que medir: Basados en la teoría del sueño, se requería medir movimiento en todas las direcciones, pues este se manifiesta en cambios de la velocidad del movimiento, los sistemas del mercado ofrecen una medición limitada de este requerimiento teórico, en una reunión en conjunto con la empresa que ofrecía la solución más cercana, se les propuso el uso de acelerómetros. Para nosotros fue toda una innovación respecto de lo que conocíamos en el mercado y además permitía cumplir con otra necesidad de no ser invasivo a la persona.

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A quien advertir: Al usuario, al despachador de la mina, a los equipos cercanos. En forma progresiva. A más desviaciones en las mediciones más señales enviar.

Calibración Por las diferencias evidentes de cada operador, en su forma de moverse, manifestar la fatiga, el sistema debe calibrarse a su usuario.

Pruebas reales de uso No bastó la teoría y las pruebas de laboratorio, la solución debía ser desafiada en ambientes reales, la definición de una prueba con operadores en tiempo real, nos sirvió para conocer en profundidad como se comportaban los sensores en diferentes escenarios, y la transparencia de los usuarios en reconocer su condición de fatiga ayudó bastante. El conjunto de los requerimientos anteriores, nos facilitó, que sistema elegir.

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RESULTADOS Y DISCUSIÓN ¿Adaptar o Adoptar? Los resultados del proceso de selección y búsqueda de un sistema capaz de cumplir con todos los requisitos, no fue fácil, dado la cantidad de sistemas, y la capacidad de estos para satisfacerlas todas y cada una de ellas. Algunos las cubrían parcialmente, otros no fueron capaces de entregar la información solicitada, no quiere decir que los conocemos todos, sin embargo los que llegaron a ser probados, ofrecían partes de los requisitos planteados, por lo que la opción de aprovechar sus potencialidades mezclados fue el mejor camino, definir que sistema para cada familia de equipos fue la modalidad que nos llevó al camino de la real solución que planteamos en un principio.

En la simpleza estaba la solución: Sistema de advertencia de colisión: Las tecnologías de uso cotidiano y masivo nos muestran que la solución estaba en nuestros hogares, el algoritmo del sensor de retroceso de los vehículos nos mostró el camino. Y además cumplía con todos los requisitos. ●

El radar bien calibrado e instalado de acuerdo a la geometría de cada equipo, presentó la mejor opción, para los que se desplazan de un lugar a otro.

●

Para los estacionarios, con tener cámaras apuntando a los puntos ciegos dio con la solución.

●

Para las Palas, por sus dimensiones y modalidad de trabajo, instalar sensores laser de movimiento, que detectaran presencia, tipo alarma casera, nos dio la solución.

Por lo tanto una mezcla de sistemas nos entregó una solución global.

Sistema detección y gestión de fatiga: Habilitar en un solo dispositivo el acelerómetro y almacenador de información requerido, nos llevó al camino del desarrollo e innovación, en conjunto con una empresa de tecnología local, que aceptó y comprendió lo que se pedía, llegamos al control y evaluación de variables que habíamos definido para gestionar la fatiga de los operadores. Finalmente, realizamos la presentación de ambas soluciones, la cual en la suma de sus costos fue más económica que tener toda la mina bajo tecnologías adoptadas de mercado.

Logramos el CAPEX requerido, a la fecha tenemos capacidad de medición en todas las palas y equipos de apoyo de la mina, faltando por instalar en la flota de camiones y buses de transporte de personal, porque los buses están siendo cambiados los modelos y en los camiones hubo aumento de flota.

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Estos sistemas serán instalados solo en las flotas de gran tamaño, omitiendo equipos menores y camionetas, lo que nos genera una considerable disminución de horas de mantención y costos de dispositivos. A la fecha no tenemos eventos de colisión de palas y que tienen los sistemas operando. No podemos anticipar resultados en los camiones de extracción porque no tenemos toda la flota instalada, este año están llegando 12 camiones adicionales, los cuales estarán operando en noviembre de este año.

CONCLUSIÓN Sin duda contar con el apoyo de una organización que entiende que el tiempo que se involucra en buscar una solución que realmente sea una herramienta de apoyo al cuidado de las personas y equipos, ayuda en el proceso de adaptar, una organización orientada en el corto plazo y de rápida implementación sin duda inclina la balanza hacia la adopción de una sistema. No tenemos un método o modelo que nos garantice una real solución a los problemas que nos plantean los sistemas de apoyo tecnológico, lo que si podemos garantizar es que someter a un sistema a que se adapte a los requerimientos solicitados, permite conocer el real potencial y efectividad de lo que compraremos. Y sacar lo mejor de esta solución. Que las empresas que poseen estos sistemas, sean flexibles y con capacidad de configuración a los requerimientos y no mostrarse rígidas, ayuda a la adaptación, sin embargo ofrece riesgos en los tiempos de desarrollo, más, contar con un sistema que esté midiendo y calibrado de acuerdo a lo requerido da la confianza de que estamos apuntando al real objetivo de diseño. Finalmente, podemos decir que contar con personal propio capacitado, especializado, motivado, alineado y flexible permite generar las confianzas con las empresas proveedoras, de que sus sistemas están siendo bien utilizados y de acuerdo a los requerimientos básicos de cuidado y uso. Para esta organización el desafiar las soluciones de mercado, en adaptarse a nuestras realidades nos ha permitido, tener disminuciones de costos, dar desarrollo de nuevas herramientas y contar con un producto hecho a la medida de las condiciones especiales de CMDIC.

AGRADECIMIENTOS Al equipo de Automatización Mina, lideradas por Gonzalo Núñez, y sus Supervisores especialistas en tecnologías, acompañados por el equipo de técnicos de terreno, los cuales poseen la capacidad de desafiar y comprender el real problema que teníamos en este tema.

REFERENCIAS La introducción del concepto de EPF, fue extraído del reglamento de estándares para la prevención de fatalidades vigente de CMDIC.

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Estación de Chancado con equipos MMD Sizers – Minería Subterránea Rodrigo De Nicola 1 (*), Pablo Fuenzalida 2 (*), Ignacio Tapia 3 (*) 1 Gerente

General MMD Chile.

2

Gerente de Proyectos MMD Chile.

3

MMD Chile.

RESUMEN Los equipos MMD Sizers son chancadores utilizados ampliamente a nivel mundial en procesos de chancado primario y secundario para cualquier tipo de roca. En la minería del cobre de Chile, se encuentran en operación desde el año 2005, en la mina subterránea División Andina. Esta aplicación, que inicialmente se originó como un proyecto de innovación, en la actualidad lleva más de 12 años operando con roca primaria de Cobre, altamente competente y abrasiva. Las exitosas pruebas industriales en División Andina permitieron validar la tecnología de estos equipos, los que hoy se presentan como una alternativa altamente competitiva. La estación de chancado con equipos MMD Sizers permite procesar tonelajes desde 1.000 a 4.000 tph y puede recibir mineral de hasta 4 puntos de descarga en forma simultánea. El diseño minero de la estación es simple y no invasivo, no requiere actividades complejas para su ejecución, y a diferencia de otras estaciones de chancado, no requiere parrilla ni martillo picador. Admite colpas de hasta 2,5m, disminuye las interferencias ocasionadas por la reducción secundaria, dando mayor continuidad a los equipos LHD. Posee menos de 2.300 m3 de volumen con un costo de inversión menor a USD 11 millones, que incluye las obras mineras y estructuras necesarias, y un costo de operación que no supera los 0,3 USD/t. Los plazos requeridos para su instalación son menos de 10 meses.

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Objetivos 1.- Mostrar un diseño alternativo de estación de chancado para mineral con equipos MMD Sizers para minas subterráneas explotadas por métodos de hundimientos. 2.- Describir sus características, costo de inversión y costos de operación. 3.- Señalar plazos requeridos para su implementación.

Introducción En minería subterránea el método Block Caving convencional, donde el flujo de mineral es completamente gravitacional (ver figura 1) ha ido evolucionando en el tiempo debido principalmente a que los yacimientos ya no están emplazados en rocas secundarias con alta frecuencia de fracturas, sino que a roca primaria donde el quiebre es más complejo, lo que ha generado modificaciones en el método, aumento en la mecanización con equipos de mayor capacidad (LHD de hasta 17 yd3), mallas de extracción más espaciadas de 17 x 20 m, infraestructura de mayor tamaño de grandes excavaciones requeridas, y por último, se ha producido un agotamiento de los bloques con roca secundaria de mayores leyes, necesitando explotar sectores de roca primaria y de menores leyes, lo que requiere mover una mayor cantidad de mineral para extraer la misma cantidad de fino.

Figura 54 Block caving convencional

Dentro de las consideraciones actuales en el diseño del método es la instalación de chancadores de mandíbulas o híbridos (mandíbula – giratorio) en las cercanías del nivel de producción, lo que ha producido mejoras al sistema de manejo de materiales, pero también ha requerido grandes excavaciones subterráneas, provocando en algunos casos aumentos en los ciclos de transporte de los equipos LHD por el aumento de las distancias que deben recorrer.

Sistemas de manejo de materiales por Hundimiento El manejo de materiales convencional en una mina con método por hundimiento, parte con la extracción que se realiza con equipos LHD de 6 a 17 yd 3 de capacidad, los cuales operan en el

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nivel de producción cargando en los puntos de extracción, donde transportan el mineral a través de las calles de producción y descargan en los puntos de vaciado, estos últimos conectan hacia un nivel de reducción, generalmente con martillos picadores, donde el mineral es reducido de tamaño y es enviado a un nivel de transporte, el cual lo conduce directamente a la planta de beneficio de minerales a través de camiones o trenes. Uno de los principales inconvenientes que presenta esta configuración, es que el manejo de materiales se realiza con mineral grueso, es decir, requiere dimensionar la infraestructura necesaria (parrillas, piques, cámaras de picado, buzones, etc.) para tamaños de colpas grandes, generalmente del orden de 20” (508 mm) o en algunos casos mayores. Esto requiere contar con niveles de reducción, donde se realiza un control granulométrico del mineral a través de parrillas y martillos picadores, que introducen interferencias a los sistemas de manejos de materiales. Además, en los niveles de transporte se requieren costosos sistemas de buzones y/o receptores de mineral para llevar el mineral a la planta concentradora, generalmente a través de sistemas de convoy ferroviario o camiones. Como una alternativa a este sistema, se ha incluido el uso de chancadores en las cercanías del nivel de producción, llevando a cabo la trituración del mineral en el mismo nivel, generando material fino hacia los niveles inferiores. Esto ha permitido el uso de correas transportadoras para el acarreo del mineral (ver Figura 55). Si bien esto mejora en parte el manejo de materiales, principalmente por el transporte de mineral por correas transportadoras, genera grandes excavaciones para la instalación de los chancadores en el contorno de los niveles de producción, gran inversión y plazos de construcción extensos. MANEJO MATERIALES PANEL CAVING C/CHANCADORES

Extracción y acarreo (LHD)

Chancador (Mandíbula o Giratorio)

GRANDES EXCAVACIONES

Traspaso (Piques)

Transporte intermedio (Mx fino)

INFRAESTRUCTURA PARA MINERAL FINO

Transporte a planta (Correas, Mx fino)

Figura 55 Manejo de materiales en panel caving con chancadores

En Chile también existen operaciones mineras que utilizan chancadores en las cercanías de los niveles de producción, como por ejemplo mina Diablo Regimiento y Pipa Norte de División El Teniente.

328


Figura 56 Sistema de manejo de materiales del sector Diablo Regimiento, División El Teniente

La Tabla 30 muestra algunas operaciones mineras que realizan chancado antes del acarreo o transporte de mineral. Todas estas operaciones se realizan con chancadores de grandes dimensiones que son ubicados en los contornos del nivel de producción, fuera de la zona mineralizada.

Tabla 30 Ejemplos de operaciones mineras con chancadores MINA

MANEJO MATERIALES

NorthParkes (Lift 2) Palabora Diablo Regimiento Pipa Norte

LHD-Parrilla-Chancador-Correas LHD-Parrilla-Chancador-Correas LHD-Parrilla-Chancador-Correa LHD-Parrilla-Chancador-Correa

PRODUCCIÓN LHD MALLA DE yd3 EXTRACCIÓN tpd metros 15.000 30.000 25.000 10.000

7 13 13 13

15x18 17x17 17x20 15x20

CHANCADOR

UBICACIÓN

Mandíbulas-giratorio (x 1) Mandíbulas 1700x2300 mm (x 4). Mandíbulas 1700x2100 mm (x 2 actual) Mandíbulas 1700 x 2100 mm

Fuera del Nv. producción Fuera del Nv. producción Fuera del Nv. producción Fuera del Nv. producción

Estos diseños mineros con chancadores en las cercanías del nivel de producción operan con mallas de extracción cada vez más grandes, debido principalmente a que la roca presenta mayores dificultades para su quiebre en métodos de hundimiento (roca primaria) (1).

Equipo de chancado MMD Sizers. MMD Mineral Sizing es una empresa inglesa fundada en el año 1978, dedicada a la fabricación de equipos de chancado sizer (primario o secundario) y de alimentadores de placas para sus sistemas de chancado. Su tecnología de reducción de tamaño de minerales surgió con el desarrollo de equipos de chancado compactos y de alta capacidad, aplicables en minería subterránea y cielo abierto. Los chancadores MMD Sizers, son equipos de trituración y clasificación capaces de procesar material con alta humedad, pegajoso, roca seca y roca dura de alta abrasividad, capaces de procesar material de hasta 3 m3, con rendimientos que superan las 12.000 t/hora. Actualmente existen aplicaciones en operaciones donde la dureza de la roca alcanza los 300 Mpa (ver Tabla 2).

329


Figura 57 Equipo MMD Sizers

La tecnología Sizer de MMD para el proceso de chancado se basa en el uso de dos rodillos con grandes dientes instalados en los ejes de bajo diámetro, los que giran a velocidad lenta y son impulsados mediante un sistema de accionamiento directo. Dependiendo del tipo y tamaño de roca a procesar, se define el chancador sizer (primario o secundario), sentido del giro de los rodillos, tamaño y configuración de sus dientes, el tipo de material de los dientes, entre otras cosas. Para un chancador sizer primario, los rodillos giran hacia el interior. En chancadores sizer secundarios el giro puede ser hacia el interior o exterior, dependiendo de la curva granulométrica de entrada y tamaño de producto requerido.

Figura 58 Etapas de chancado MMD Sizers

Una de las características importantes del equipo MMD Sizers es su menor peso y tamaño en comparación con chancadores convencionales (a igual requerimiento), haciéndolo altamente competitivo en operaciones subterráneas, ya que requiere menores excavaciones e infraestructuras, plazos reducidos de instalación y puesta en marcha, lo que genera opciones de flexibilidad en la operación minera. La alimentación del material puede ser directa al chancador o a través de un alimentador de placas, dependiendo de la cantidad de material a procesar. La disposición de los dientes en el rodillo permite que los fragmentos de bajo tamaño pasen a través del equipo, ocasionando menor desgaste de los dientes, ahorro de energía, mayor capacidad de procesamiento y reducción de finos en el producto. Además, estas piezas de desgaste son simples de reemplazar (2).

330


Tabla 31 MMD Sizers en operaciones con roca dura

País

Compañía Minera

Australia Indonesia Reino Unido Libia Reino Unido Ghana España Polonia Australia México Chile Suiza Irlanda Sudáfrica Mali

Hamersley Perak Hanjiong Blue Circle Arabian Cement Blue Circle AGC Lignitos de Meirama KGHM Pasminco Calica Codelco Arge Ferden Irish Cement De Beers Anglo Gold

Lugar

Max UCS (Mpa)

Tipo de Roca

Western Australia Hierro West Hill Mármol Cauldon Low Caliza Souk El Khamis Caliza Dunbar Basalto Ayanfuri Gold Host La Coruña Granito Polska Miedz Cobre Century Mine Zinc Cancún Caliza Andina Cobre Ferden Tunnel Granito Drogheda Shale Finch Basalto Kimberlita Sadiola Mármol

300 191 156,7 175,5 240 160 160 100 - 200 150 200 160 275 250 70 - 150 254,3

En Tabla 3 se muestran distintas alternativas de uso de chancadores para el manejo de materiales en minería subterránea. Tabla 32 Alternativas de uso de chancadores

Chancador

Manejo de Materiales

Ubicación chancador dentro del sistema de manejo de materiales

Equipos adicionales

Mandíbulas - Giratorio

LHD - Parrilla - Chancador - Correas

Fuera del nivel de producción

Parrilla + Alimentador + Martillo Picador + Jumbo reducción secundaria

Mandíbulas

LHD - Parrilla - Chancador - Correas

Fuera del nivel de producción

Parrilla + Tolva + Alimentador + Martillo Picador + Jumbo reducción secundaria

MMD Sizer 1150 MMD Sizer 1300

LHD - Sizer - Correas LHD - Sizer - Correas

Dentro o fuera del nivel de producción Dentro o fuera del nivel de producción

No requiere No requiere

Los equipos MMD Sizers son más flexibles a los diseños mineros, es decir, se pueden instalar en diferentes ubicaciones y en corto plazo según sean los requerimientos de la operación minera. No se requieren equipos complementarios en el nivel de producción, tales como martillo picador o jumbo de reducción secundaria. Disminuye ostensiblemente las interferencias operacionales debido a la reducción secundaria con explosivos en el nivel de producción, permitiendo así aumentar el rendimiento por turno de los equipos LHD.

Prueba Industrial División Andina En el año 2005 se realizó una prueba industrial con un equipo MMD Sizers 1150 en CODELCO División Andina, cuyo objetivo principal fue validar su uso con roca primaria. La prueba consistió en alimentar con mineral primario pre acondicionado con un F80 de un metro (1 m), resistencia a la compresión simple (UCS) entre 125 a 160 MPa y abrasividad de 0,35 ai, para su aplicabilidad en minería subterránea con método de explotación por hundimiento. El equipo fue instalado en el nivel de producción al interior de una zanja sin hundir, de manera tal de contar con dos accesos a la “sala de chancado” como se muestra en la figura 6.

331


Figura 59 Vista Perfil y Planta

Se elaboró un protocolo de prueba con metas claras y cuyo propósito era medir objetivamente el éxito o fracaso de la tecnología sizer de MMD. Los resultados obtenidos fueron satisfactorios y se muestran en la tabla 4, por lo tanto, se concluyó que la tecnología MMD Sizers es aplicable en las condiciones de mina subterránea de CODELCO y aporta valor al negocio. Tabla 33 Resultados prueba industrial División Andina Elementos

Criterio

Vialidad a ser alimentado por dos palas

Pueden operar dos palas, una por cada calle El equipo sizer operando en conjunto con dos palas

Productividad del módulo Disponibilidad Mecánica

Optimizar el sistema de mantención

Validación

Estado Actual / Valor Medido

Verificación en al menos 10 turnos

Ok, se realiza la operación sin inconvenientes

Al menos 400 t/h

Ok, se alcanza en 19 ocasiones

DM Mantenciones >= 80%

Ok, Acumulado 81%

DM Global >= 70%

Mejoras en Nivel 17

Costo de operación (CO) Toneladas a procesar

Menor tiempo de carguío camión buzón F-76 (TCCF76)

TCCF76 <= TCC (Otros buzones)

Menor número de eventos de destranque en pique y buzón F-76 (NEDF76)

NEDF76 <= NED (Otros buzones)

Menor reducción secundaria Costo operación sizer (COS) Duración 9 meses (sep07 a may 08)

Ok, buzón F-76 (sizer) = 0.47 minutos < promedio 4 buzones cercanos = 0,67 minutos Ok, no se registraron eventos de destranque en buzón del sizer, si en los buzones cercanos

Disminución de los eventos de reducción Ok, reducción de un 25% a un 15% secundaria COS <= 0,347 US$/t Ok, acumulado 0,284 US$/t 200.000 toneladas Ok, 290.372 toneladas (31 may 08)

A la fecha, el equipo MMD Sizers ha procesado más de 5 millones de toneladas de mineral de Cobre, altamente competente y abrasivo, no teniendo problemas con colpas de sobre tamaño como se muestran en la figura 7.

332


Figura 60 Roca de sobre tamaño CODELCO División Andina

Con la incorporación del equipo MMD Sizers en la operación de División Andina, se concluyó que se pueden obtener los siguientes beneficios: 

Mejorar los tiempos de ciclos de los equipos LHD y su rendimiento, producto de menor interferencias operacionales debido a reducción secundaria.



Disminuir los desarrollos mineros de infraestructura, pues debido a que se puede prescindir del nivel de reducción.



Disminuir los eventos de colgaduras (encadenamiento) de mineral en el pique de traspaso y disminuir el daño en los buzones de descarga.



Se puede prescindir de la infraestructura requerida en los niveles inferiores, tales como cámaras de picado y buzones de menor tamaño. Además, los piques de traspaso pueden ser de un menor diámetro dado la menor granulometría del mineral.



Disminuir los costos de operación del equipo MMD Sizers comparado con los chancadores convencionales.



Permite considerar en el nivel de transporte correas transportadoras.



Permite mejorar el factor de llenado de los camiones por tener una granulometría de menor tamaño y de forma más regular.

Con la aplicación de los equipos MMD Sizers en el nivel de producción se pueden obtener mejoras en la velocidad de extracción, lo que redunda en menor necesidad de disponibilidad de área para cumplir con los planes de producción aumentando la rentabilidad del área abierta (1).

333


Estación de chancado con equipos MMD Sizers, Características y Diseño. Construir una estación de chancado para un equipo MMD Sizers requiere un menor volumen de roca excavada en comparación a otros tipos de chancadores convencionales. En la tabla 5 se muestran algunos ejemplos de estaciones de chancado al interior de minas subterráneas con tecnologías convencionales.

Tabla 34 Comparación de salas de chancado

Una estación de chancado con equipos MMD Sizers para similares niveles de procesamiento requiere una excavación que no supera los 2.300 m3. En el caso particular de un diseño que considere una estación en las cabeceras del nivel de producción, con cuatro puntos de acceso a ella en forma simultánea, se muestra en la figura 8 (3).

Figura 61 Vista Planta y Perfil Estación de chancado MMD Sizers

334


La estación considera una tolva de capacidad de 200 t. La descarga de los equipos LHD (4 equipos de forma simultánea) es recibida por tolva que en su base posee un alimentador de placas MMD D7 que trasporta el mineral en forma continua y homogénea al equipo MMD Sizers 1150. El material chancado, con un P80 < 200 mm (8”), es descargado directamente a un pique de traspaso de diámetro 2,6 m. Este diámetro puede variar de acuerdo con la capacidad de almacenamiento que requiera el sistema de manejo de materiales de la mina. La disponibilidad de esta estación de chancado es mayor que 88% y principalmente depende de los tiempos de detenciones para los cambios de dientes (elementos de desgaste), pues el mantenimiento preventivo está asociado a lubricación y ajustes menores. Sin embargo, a objeto de asegurar esa disponibilidad el equipo considera un sistema de intercambio rápido de ejes, lo que reduce significativamente los tiempos de mantenimiento. Además, el equipo se encuentra montado sobre rieles con ruedas autopropulsadas, que favorece su desplazamiento y la realización de un trabajo más seguro de mantenimiento fuera del pique de vaciado. El equipo MMD Sizers ante la presencia de elementos inchancables está dotado de un sistema de rotación en sentido reverso, permitiendo retirar dicho elemento sin necesidad de vaciar la carga que poseía en su interior. Una vez retirado el inchancable, el equipo puede vencer la inercia aun cuando contenga carga en su interior. Si se requieren varias partidas y detenciones del motor eléctrico, esto no es un problema, ya que otra innovación incorporada a este equipo es el motor eléctrico de Alto Torque (HT), tecnología patentada, y dentro de sus grandes beneficios está lo anteriormente señalado. Adicional a ello este motor genera reducciones del consumo de energía eléctrica del orden de un 35% en comparación a un motor convencional (3).

Figura 62 Vista 3D estación de chancado MMD Sizers

335


CAPEX y OPEX de la estación de chancado. El costo total de la estación, incluyendo las obras mineras necesarias y estructuras requeridas es de 10,4 MUS$. Tabla 35 Resumen CAPEX y OPEX Estación de chancado MMD Sizers

El OPEX de la estación es de 0,3 US$/t, considerando una capacidad de chancado de 2.500 tph para una alimentación de 40.000 tpd. El detalle del CAPEX y OPEX se muestra a continuación en la tabla 7 y tabla 8. Tabla 36 CAPEX Estación de chancado MMD Sizers

Equipos

Cantidad

MMD Sizer 1150 (6 o 7 anillos) MMD Alimentador D7 Correa Limpieza (finos) Puente Grúa

1 1 1 2 Total (US$)

4.150.000

Obras Mineras y Montaje - Excavación Estación - Rampa Acceso Incluye - Desquinches - Instalación Rieles Puente Grúa - Fortificación Total Obras Mineras y Montaje (+30% Contingencias)

2.627.100

Obras Civiles y Otros Tolva y Estructuras Otras Construcciones Traslados Total (US$) Sub Total

+30% Contingencias

Gran Total

1.200.000 $ $

$

336

7.977.100 2.393.130

10.370.230


Tabla 37 OPEX Estación de chancado MMD Sizers

Costo de operación MMD Sizer 1150 de 6 Anillos

US$/t

Mano de Obra

0.085

Energía

0.024

Consumo de tips y otras piezas de desgaste

0.168

Lubricantes

0.002

Otros

0.002 Total Costo Operación Sizer

0.281

Total Costo Operación Sizer (Contingencias 30%)

0.365

Los plazos de implementación de una estación de chancado subterránea MMD Sizers, como se muestra en la tabla 9, son inferiores a 10 meses. Tabla 38 Plazo de ejecución estación de chancado MMD Sizers

Plazo de Ejecución (Semanas) Actividad

1 - 3 4 - 6 7 - 9 10 - 12 13 14 - 19 20 - 22 23 - 26 27 - 38

Calle de inicio (5.0 x 5.0) (perno, malla y shotcrete)

3

Excavación superior Estación (8.0 x 5.0) (perno, malla y shotcrete)

4

Levante para Puente Grúa 1

3

Instalación Soporte Puente Grúa 1

3

Instalación Soporte Puente Grúa 2 Rampa de acceso (5.0 x 5.0) (Perno, malla y shotcrete)

6 12

Fortificación de cables (10 m, malla 2.0 x 2.0)

3

Excavación inferior (perno, malla y shotcrete)

4

Montaje y puesta en marcha Total Plazo de Ejecución

12 38

CONCLUSIONES RELACIONADAS CON LA ESTACIÓN DE CHANCADO CON EQUIPOS MMD SIZERS El CAPEX de la estación es < 11 MUS$, considerando un 30% de contingencias en las obras mineras. Para similares requerimientos el CAPEX de una estación de chancado convencional es superior a 45 MUS$. El OPEX es de la estación es < 0.3 US$/t y depende directamente de la cantidad de mineral a procesar, esto es, a menor procesamiento mayor costo. El plazo de construcción y montaje es de 9.5 meses. Una estación de chancado convencional como las mostradas en la tabla 5 requieren un plazo entre 20 a 24 meses. El diseño minero considera espacios adecuados para los trabajos de mantenimiento. Sin perjuicio de lo anterior, esto puede ser modificado para requerimientos específicos de

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mantenedores. Siendo un diseño es simple y no invasivo, fácil de excavar y construir. No requiere actividades complejas para su ejecución. El tamaño de la excavación al ser pequeña no compromete la estabilidad ni genera problemas geomecánicos en el área de influencia. La estación de chancado no requiere martillo picador, admite colpas de dimensiones de hasta 2 m, lo que además permite disminuir las interferencias que ocasiona la reducción secundaria en las calles de producción, dando continuidad a la operación de las palas LHD. El chancador al estar montado sobre rieles permite retirar el equipo hacia una zona segura, fuera del área del pique, para el mantenimiento, esto se puede realizar en corto tiempo (< 1 hora). El sistema de motor de Alto Torque permite infinitas partidas y detenciones. Esto elimina pérdidas de tiempo por este concepto. El diseño de los accesos de la tolva de recepción de mineral considera espacios y capacidad suficiente para la descarga simultanea de 4 equipos LHD. El Alimentador MMD por sus características de trabajo, es un transportador. Esto significa que el desgaste de las placas es mínimo en relación con un alimentador convencional. Además, actúa como un amortiguador de impacto del mineral descargado por las palas LHD. Adicionalmente, el Alimentador MMD permite una continuidad operacional de las palas LHD y una alimentación permanente y homogénea al chancador MMD Sizers.

REFERENCIAS Fuenzalida Orozco, Pablo Alfonso. Diseños de explotación en panel caving con trituración temprana. Santiago : Universidad de Chile, Facultad de Ciencias Físicas y Matemáticas, Departamento de Ingeniería de Minas, 2010. Tesis para optar al grado de magister en minería. MMD Mineral Sizing Chile. MMD Sizers. Santiago : MMD Mineral Sizing Chile, 2017. Catálogo Técnico. MMD Sizers Underground Station. Santiago : MMD Mineral Sizing Chile, 2017. Informe Técnico.

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Utilización de Mapas de Siniestralidad Geotécnica y de Levantamiento de Estándar de Soporte, aplicado a excavaciones subterráneas. Luis Lépez1(*) 1

Geólogo Geotécnico, DERK Ltda.

RESUMEN En obras subterráneas, la vida útil de la excavación es un punto de gran importancia para cualquier proyecto y que debe ser controlado, durante la construcción, con registros y criterios técnicos apropiados para asegurar así su estabilidad. Además, la documentación y registros deben tener una trazabilidad apropiada, que facilite la búsqueda y actualización de dicha información. En el presente trabajo, se expone con un ejemplo real, como la superposición de dos tipos de levantamientos de información, es una manera simple y de gran utilidad visual, para identificar tramos de alto riesgo de inestabilidad, en cualquier tipo de excavación subterránea. En proyectos de construcción de túneles, en que el control de la construcción lo realiza una contraparte geomecánica; es posible el cruce de la información proveniente del mapeo geotécnico-estructural y del levantamiento del estándar de soporte instalado. El mapeo geotécnico-estructural, permite identificar la presencia de bloques potencialmente inestables, más tramos afectados por inestabilidades con control estructural. Por otra parte, con el levantamiento, sistemático, del estándar de sostenimiento instalado, se delimitan los tramos del túnel en que se cumple o no, con el estándar de fortificación definido, por Tipo de calidad geotécnica de roca excavada. Características asociadas a las discontinuidades, como conformación de bloques removibles, orientación desfavorable en relación a la excavación, persistencia e infiltración de agua definen el riesgo de estabilidad como moderado, desfavorable y muy desfavorable.

339


Finalmente, al superponer las plantas de siniestralidad geotécnica y de estándar de fortificación instalada, es posible visualizar las áreas o tramos de excavación con mayor riesgo de inestabilidad o falla de terreno, por no cumplimiento del estándar de diseño de la fortificación. Con ello, se pueden definir campañas, focalizadas, de saneamiento de fortificación, re-fortificación o dar énfasis al QA/QC dirigido a validar o descartar el input de riesgo establecido. Todo lo anterior, aporta a disminuir los tiempos de entrega de las obras e incrementa los niveles de seguridad en la obra, aplicando mapeo y registro sistemático, trazable, de dos variables de levantamiento rutinario.

340


INTRODUCCIÓN El desarrollo de una sistemática de control, en obras subterráneas, que combine mapeo geotécnico-geomecánico y el levantamiento de la condición del sostenimiento instalado, constituye una herramienta de gran utilidad, para identificar sectores con riesgo para la estabilidad de la sección excavada. En el Mapeo geotécnico-geomecánico, la información que se levanta es: a) Calidad geotécnica del Macizo Rocoso, mediante algún Sistema de Clasificación Geotécnica; b) Sistemas estructurales identificados; c) Tipo de estructuras identificadas;d) Inestabilidades con y sin Control Estructural más los Riesgos asociados, esto último es lo que constituye la Siniestralidad geotécnica en el trazado de una obra subterránea. El Levantamiento de Condición del sostenimiento instalado, consiste en la revisión y registro del estado de la fortificación instalada, la cual debe cumplir con estándares de seguridad y de calidad en su instalación, por lo que se debe:a) Verificar y controlar que el soporte instalado esté conforme al estándar de fortificación definida (fortificación temporal y permanente) y b) Verificar y controlar la correcta instalación de los elementos de soporte, en el tramo excavado, según las especificaciones técnicas.

METODOLOGÍA Para ejemplificar la forma en que se levanta la información, se presenta el esquema de Figura 1, en el cual, el nivel inicial está compuesto de 2 actividades: 1) Mapeo geotécnico-geomecánico y 2) Levantamiento de Condición del Sostenimiento instalado.

341


Figura 1 Esquema de entradas de información, para determinar el Riesgo de estabilidad por condición de sostenimiento y condición geomecánica desfavorable

Mapeo Geotécnico-Geomecánico En el mapeo geotécnico, la evaluación de Calidad geotécnica del Macizo Rocoso, considera la estimación de parámetros geotécnicos utilizando tres sistemas de clasificación, GSI (Hoek & Marinos, 2000), RMR (Bieniawski, 1989) e índice Q (Barton et al.,1974). Adicional a esto, se determinan los sistemas estructurales presentes y el Tipo de estructuras reconocidas, indicando persistencia, espesor y tipo de relleno.

342


Finalmente, al establecer los tipos de estructuras y sus orientaciones, más información de topografía

y

prospecciones

exploratorias,

es

posible

reconocer

las

Inestabilidades

Geomecánicas con o sin Control estructural presentes. Como primer punto, Inestabilidades con Control Estructural corresponden a: ● Cuñas y/o Bloques ● Zonas con mayor fracturamiento ● Estructuras subparalelas al eje del túnel (cajas y techo) ● Estructuras subhorizontales en bóveda de la excavación ● Zonas con arreglos de falla

Inestabilidades sin Control Estructural corresponden a: ● Depósito No Consolidado ● Roca muy tectonizada y triturada, con resistencia R 1 a R0.

Condiciones

que pueden

generar Inestabilidad

sin

Control Estructural,

corresponden a: ● Zona plástica en la periferia de la excavación ● Efecto de la forma de la excavación ● Pilares entre excavaciones adyacentes

Siniestralidad Geotécnica Las inestabilidades geomecánicas con Control estructural, conlleva un riesgo asociado de activación y remoción de cuñas (y/o bloques) y consecuente falla de terreno. En este trabajo, dicho riesgo se propone subdividirlo en tres niveles (TABLA 1).

343


Tabla 1 Tipos de inestabilidades, con control estructural y el nivel de riesgo asociado (Modificado de Hutchinson and Diederichs, 1996) Moderado: Se observa una magnitud de cuñas y/o bloques removibles, en el rango 5 a 25% de la correspondiente zona tributaria analizada Desfavorable: la magnitud de cuñas y/o bloques removibles (es decir, con bloques con posibilidad de deslizar y/o caer al piso) es del orden de un 25 a 50% de la correspondiente zona tributaria analizada

Cuñas y/o Bloques

◼

Muy desfavorable: Se observa muy alta frecuencia de cuñas y/o bloques removibles en techos, cajas de la unidad de control. Parte de los bloques ya han caído y han dejado moldes preformados en la sección excavada. En este caso, la magnitud de la blocosidad removible involucra un área superior al 50% de la correspondiente zona tributaria analizada Moderado: Discontinuidades con persistencias menores de 1 a 2 m y manteo de 0-20º

Discontinuidades paralelas al eje de excavación

Desfavorable: Discontinuidades con persistencias superiores a 2 m y manteo de 20-45º Muy desfavorable: Discontinuidades con persistencias superiores a 2 a 5 m y manteo de 45-90º Moderado: Discontinuidades con persistencias menores de 1 a 2 m y manteo de 0-20º

Discontinuidades perpendiculares al eje de excavación

Desfavorable: Discontinuidades con persistencias superiores a 2 m y manteo de 20-45º Muy desfavorable: Discontinuidades con persistencias superiores a 2 a 5 m y manteo de 45-90º. Algunos o todos los planos muestran alguna apertura.

Discontinuidades con cualquier ángulo (distinto de paralelo o perpendicular) respecto al eje de excavación

Moderado: Discontinuidades con manteo de 0-20º

Desfavorable: N.A.

Muy desfavorable: N.A.

344


En el caso de las inestabilidades Sin Control estructural citadas, el riesgo es Desfavorable, pero se puede indicar riesgo Muy Desfavorable con la presencia de infiltraciones de agua en la sección excavada.

Condición del Sostenimiento instalado

Las bases de diseño de fortificación, en una Obra subterránea, establecen una fortificación de diseño o Fortificación Tipo, por calidad geotécnica del Macizo Rocoso. Dicha fortificación corresponde a un estándar que debe cumplirse en lo referente a cantidad, calidad de instalación y distribución de los elementos de fortificación en la sección excavada (tuerca-planchuela-perno, resina o lechada de cemento, malla y/o shotcrete-con o sin fibra, barril-cable-resina y marcos). Por lo que, el control del sostenimiento instalado se enfoca en levantar las siguientes observaciones:

Pernos, Cumple / No Cumple (con estándar de instalación): ● Falta instalación de pernos. (indicar cuántos) ● Falta instalación de pernos puntuales o adicionales (ver nota Técnica) ● Falta instalación de planchuelas. Mala instalación de planchuelas. En tramo PK (desdehasta) o en PK específico. ● Falta instalación de tuercas. ● Falta instalación de planchuelas y tuercas. ● Falta apriete (torque) de tuercas (planchuelas sueltas). ● Pernos y/o planchuelas en mal estado (doblada y/o dañada). ● Pernos adicionales que no corresponden. (No solicitados)

Malla, Cumple / No Cumple (con estándar de instalación): ● Malla suelta sin afianzar al macizo rocoso. ● Falta de instalación en tramo PK(desde-hasta) o en PK específico. ● Traslape deficiente en tramo PK(desde-hasta) o en PK específico. ● Malla en mal estado (rasgada y/o dañada). Reparar malla o reemplazar malla.

Marcos, Cumple / No Cumple (con estándar de instalación): ● Marcos con soldadura no apta. ● Marcos reparados con alambres no aptos. ● Marcos con elementos dañados (doblados, plegados, rasgados, etc.) ● Marcos con conexiones mal apernadas.

Cables, Cumple / No Cumple (con estándar de instalación): ● Falta instalación de cables. (indicar cuántos) ● Falta instalación de cables puntuales o adicionales (ver nota Técnica) ● Falta instalación de cables. Mala instalación de cables. En tramo PK(desde-hasta) o en PK específico. ● Falta instalación de barril-cuña.

345

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS ● Falta instalación de planchuelas. Las observaciones anteriores se ordenan en tablas, con el detalle de ubicación en PK o coordenadas de Proyecto y observaciones puntuales realizadas, para finalmente consolidar la información en una tabla general, en la que se incluyen los distintos elementos de fortificación y la indicación de cumplimiento (o no cumplimiento) del estándar, por tramo excavado (TABLA 2). Tabla 2 Resumen de observaciones al cumplimiento de estándar de instalación

Galería

Extracción Principal

Tramo (Pk)

Estándar Instalación

Desde-Hasta

Estándar Instalación

Malla

Pernos

362.2-390.0

Cumple

No Cumple

390.0-391.5

Cumple

Cumple

391.5-394.0

No Cumple

No Cumple

394.0-405.0

Cumple

Cumple

CONDICIÓN DE SOSTENIMIENTO INSTALADO Y SINIESTRALIDAD GEOTÉCNICA Tal cómo se ha mencionado previamente, la intersección de los levantamientos Condición de sostenimiento y de Siniestralidad geotécnica, permite identificar tramos con mayor riesgo de inestabilidad, en la sección excavada. En la Figura 2, a la izquierda, se muestra la información de Siniestralidad y al costado derecho la planta de verificación de estándar de soporte, a la cual se adicionan los tramos de Riesgo geomecánico. En este caso, para la categoría de riesgo geomecánico se identificaron, entre PK 120,00 a 121,30, estructuras subparalelas al eje del túnel, en nivel desfavorable. En dicho tramo, sólo entre PK 110,40 y 116,10 se cumple el estándar de fortificación en pernos y malla, por lo que el achurado de Riesgo de estabilidad por Condición de sostenimiento y Condición Geomecánica desfavorable sólo cubre los tramos donde no se cumple el estándar de sostenimiento, tal como se indica en Figura 1. Para el riesgo resultante de la combinación de Condición de sostenimiento instalado por condición geomecánica desfavorable, en este trabajo, no se especifican niveles de riesgo diferenciados sino que se indica como riesgo de inestabilidad a nivel genérico.

346


Figura 2 Plantas de Siniestralidad Geomecánica (izquierda) y Verificación de estándar de Sostenimiento (derecha), donde se indican tramos con Riesgo de estabilidad en la sección excavada. Círculo rojo destaca área analizada

En el ejemplo, la identificación de los tramos que no cumplen el estándar de sostenimiento sumado a la superposición de información de inestabilidades geomecánicas con control estructural, entrega información de los sectores o tramos donde la excavación presenta mayor riesgo de inestabilidad o falla de terreno. Esto es fundamental para definir campañas de saneamiento, re-fortificación y dar énfasis al QA/QC para la entrega en conformidad de los tramos excavados. Todo lo anterior, aporta al Constructor una herramienta útil, para incrementar el nivel de seguridad en sus operaciones unitarias. Esencial en el levantamiento de los parámetros analizados, es mantener actualizadas las tablas previamente mencionadas, ya que constituyen registros trazables, ordenados por fecha y geográficamente a través de un PK o coordenadas de Proyecto y que detallan la data geomecánica y de sostenimiento instalado en la excavación.

347


CONCLUSIONES El desarrollo de una sistemática de control, en obras subterráneas, que combine mapeo geotécnico-geomecánico y el levantamiento de la condición del sostenimiento instalado, constituye una herramienta de gran utilidad, para identificar sectores con riesgo para la estabilidad de la sección excavada. En el mapeo geotécnico-geomecánico, se identifican y caracterizan estructuras, lo cual inmediatamente permite detectar Riesgos asociados a inestabilidades con Control Estructural, como: ● Cuñas y/o Bloques ● Zonas con mayor fracturamiento ● Estructuras subparalelas al eje del túnel (cajas y techo) ● Estructuras subhorizontales en bóveda de la excavación ● Zonas con arreglos de falla

Información adicional de topografía y prospecciones exploratorias aporta con los Riesgos asociados a inestabilidades sin Control Estructural, como lo son: ● Depósito No Consolidado ● Roca muy tectonizada y triturada, con resistencia

Condiciones

que pueden

generar Inestabilidad

sin

Control Estructural,

corresponden a: ● Zona plástica en la periferia de la excavación ● Efecto de la forma de la excavación ● Pilares entre excavaciones adyacentes En relación a Inestabilidades con Control Estructural, características como proporción del área tributaria analizada cubierta con cuñas y/o bloques, más la orientación de las estructuras respecto al eje de excavación, permiten definir tres niveles de riesgo de estabilidad geomecánica: riesgos Moderado, Desfavorable y Muy Desfavorable. En el caso de las inestabilidades Sin Control estructural, el riesgo es Desfavorable y Muy Desfavorable, con la presencia de infiltraciones de agua en la sección excavada. La Condición del Sostenimiento instalado, permite identificar en los desarrollos subterráneos, aquellos tramos que cumplen o no cumplen el estándar para Pernos, Malla, Marcos y Cables. Un mayor Riesgo a la estabilidad, de la sección excavada, se verifica cuando en un tramo se combinan presencia de inestabilidades geomecánicas y condición de estándar de sostenimiento sin cumplir. No constituye Riesgo de estabilidad, de la sección excavada, si en un tramo se combinan presencia de inestabilidades geomecánicas y condición de sostenimiento con cumplimiento de estándar.

348


REFERENCIAS Barton et al. (1974). Engineering classification of rock masses for the design of tunnel support. Rock Mech. 6(4):189-239. Bieniawski, Z.T. (1989). Engineering Rock Mass Classifications, J. Wiley & Sons. Hoek & Marinos, 2000 in Marinos, V; Marinos P; Hoek, E. (2005). The geological strength index: applications and limitations. Bull Eng. Geol. Environ (2005) 64:55-65. Hutchinson, J. D. and Diederichs, M.S. (1996). Cablebolting in underground Mines, BiTech Publishers Ltd., Richmond, Canada, 401 pp.

AGRADECIMIENTOS El autor agradece el respaldo de DERK, a don Patricio Lledó por sus comentarios al Resumen y articulo presentado. A don Cesar Villarroel y Boris Leal por comentarios específicos, de utilidad en el desarrollo del texto.

349


Prueba Industrial Proyecto Extracción Agua Barro S. Medina* 1, J.C. Videla 2, C. Castillo 2 1

Codelco Tech

2

Gerencia de Innovación y Desarrollo GDI – Superintendencia de Innovación

Divisional – División el Teniente CODELCO Chile RESUMEN En el contexto de aumentar la oferta mineral en División El Teniente, se han buscado nuevas alternativas que sustenten los planes de negocio y producción. En respuesta a esto la Superintendencia de Innovación Divisional y la Gerencia de Minas han detectado oportunidades de extraer reservas remanentes y limitadas por presencia de agua/barro. La presencia de agua y material fino en minería de caving significa grandes riesgos para los trabajadores y pérdidas productivas. Los eventos de bombeo o mud rush es unos de los riesgos más críticos en División El Teniente, en respuesta a esto los puntos de extracción con gran porcentaje de humedad son limitados o cerrados para evitar bombeos y escurrimientos. Poder habilitar estas nuevas reservas y apostar a una mayor producción a baja inversión resulta altamente atractivo, aún más cuando el habilitante es tecnología que apuesta por reducir riesgos y dar continuidad operacional. La filosofía operacional de la prueba industrial a llevar a cabo en Mina Diablo Regimiento Fase II se alinea estrechamente con la innovación tecnológica, donde se utilizarán LHD teleasistidos que permiten su operación remota, eliminar exposición al riesgo y ofrece mayor continuidad operacional. Para confinar el sector se dispone que portones automáticos y barreras láser que, en coordinación con los equipos, detienen la operación al detectar el ingreso de personal o maquinaria al sector.

350


INTRODUCCIÓN El atraso productivo del PNNM ha gatillado el compromiso de incluir reservas mineras de menor calidad para mantener el régimen productivo divisional. Durante el año 2015 producto de las dificultades en la construcción y puesta en marcha del PNNM, se ha determinado la necesidad de buscar alternativas que permitan aumentar la de oferta de mineral a los planes divisionales que permita mitigar el efecto de atraso de PNNM y continuar abasteciendo el procesamiento de planta Colon a su capacidad de diseño.

Objetivos El objetivo del presente artículo es exponer las potencialidades y beneficios de la extracción de mineral húmedo, estas en marco de la prueba industrial para el proyecto de extracción agua barro a ser ejecutada en División El Teniente. El proyecto tiene como propósito validar la extracción de mineral húmedo mediante teleoperación, considerando una filosofía operacional que entregue seguridad al proceso y habilite reservas no consideradas en los planes actuales.

Alcances 

La prueba industrial de extracción agua barro se enmarca en el API T16E202 “Explotación Mineral Húmedo Mina El Teniente – Prueba Industrial”



Todos los datos presentados son aplicables solamente a CODELCO División El Teniente



Los datos presentados son ponderados por un valor diferentes a 1 con el fin de resguardar información confidencial

DESCRIPCIÓN DE LA PROBLEMÁTICA La minería del tipo Caving presenta riesgos en diferentes ámbitos para la extracción de sus reservas, dentro de los cuales se considera el ingreso de material húmedo repentino a la zona de extracción, ya sea en las galerías de producción o en los piques de traspaso. Este ingreso impacta en la tasa de extracción del sector afectado, limitando velocidades de extracción o cerrando definitivamente los puntos con cierto grado de humedad. La limitación de velocidades y cierre de puntos de extracción significa frecuentemente pérdidas de las reservas en la columna extraible. La figura 1 indica el riesgo potencial de ingreso de agua barro en mina El Teniente.

351


Figura 63 Plano de Potencial ingreso Agua/Barro de mina El Teniente

Potencial Reservas Remanentes Para evaluar el impacto por el cierre de puntos en condición de agua barro se cuantificaron en los sectores Diablo Regimiento, Esmeralda y Reservas Norte. La metodología consideró obtener el diferencial entre la altura planificada y las alturas extraídas para los sectores mencionados, la tabla 2 muestra los resultados obtenidos.

Tabla 1 Estimación de Reservas Remanentes en Estado Operacional “Barro” Sector

ID

Ton

Ley [%Cu]

Fino

Diablo Regimiento

DR

2.285.211

0,895

2.285

Reservas Norte

NN

4.805.119

0,877

4.805

Esmeralda (Bloque 1)

ES

949.389

0,681

0.949

Respecto a las alturas planificadas y al caso de liberar la restricción de agua barro en las columnas de los sectores mencionados en la tabla 1, estas presentan incremento promedio de 23 m a 50 m según el caso (ver figura 2).

352


Figura 64 Distribución Media de las Alturas Extraíbles

Máximo Potencial El potencial de las reservas fue desarrollado en base a los criterios actuales de planificación, con ellos se analizaron distintos planes que pretenden ocupar las holguras de planta disponibles según el Plan de Negocio y Desarrollo Divisional. En base a lo anterior, y con las zonas mencionadas anteriormente, se determinó un potencial máximo de 59.06 Mton a una ley de 0.794% durante 14 años.

DESCRIPCIÓN DEL PROYECTO El proyecto considera la extracción de mineral en condición de agua barro para los sectores con alto potencial de reservas remanentes. Para ello la Superintendencia de Innovación Divisional (SID) de División El Teniente ha definido ciertos parámetros y consideraciones que buscan entregar una operación segura, con alto atractivo económico debido a su baja inversión y habilitada por tecnología.

Beneficios de la Extracción de Mineral Húmedo La incorporación de reservas no consideradas en los planes actuales responde directamente a la búsqueda de alternativas para sustentar el Plan de Negocio y Desarrollo. Esta alternativa involucra una baja demanda de inversión para habilitar la producción de mineral húmedo, lo que involucra valor agregado a las reservas potenciales. Por otra parte, la extracción de mineral húmedo implica drenaje del mismo, el drenaje se refiere a que el agua barro contenido sobre la columna de mineral de un sector es drenado por aquellos puntos donde se realiza extracción de mineral saturado (agua barro). La extracción de mineral saturado por estos puntos, permite que el agua no se movilice a puntos en estado seco o con menor humedad. Esto contribuye a que una menor cantidad de puntos secos sean declarados

353


en estado barro en un periodo de tiempo determinado. En el caso de que no se extrajera mineral desde estos puntos, el agua barro se movilizará hacia aquellos puntos donde se realiza extracción, es decir, puntos en estado seco (ver figura 3), contaminándolos.

Figura 3 Drenaje de Agua Barro e Impacto en Sectores Aledaños

Filosofía Operacional La extracción de agua barro demanda de una filosofía operacional diferente a la actual, donde las consideraciones de seguridad, extracción y tecnología se adecuan a la nueva operación definida por el proyecto. Estas consideraciones tienen relación con criterios de planificación diferentes, adecuación de instructivos operacionales, procedimientos operacionales, frecuencias de mantenimiento, capacitaciones, conectividad y otros. La filosofía operacional considera tres ejes clave para el proyecto:

1. Criterios de uniformidad en la extracción La extracción de agua barro requiere de un control exhaustivo de las velocidades, área y tiraje aislado, lo que en su conjunto define la uniformidad o extracción homogénea del sector involucrado. La uniformidad se planifica y controla según los tonelajes diarios extraídos de los puntos involucrados y el cluster, se entiende como cluster al conjunto de puntos que forman un hexágono (un punto rodeado por sus seis aledaños), así en un periodo de treinta días se evalúa la uniformidad del sector.

La uniformidad y la velocidad de extracción entregan como resultado el porcentaje de riesgo de bombeo o mud rush del sector estudiado, la figura 4 muestra la matriz de riesgo de bombeo (BCTEC, 2016).

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Figura 4 Riesgo de Bombeo según Uniformidad y Velocidad de Extracción

2. Teleoperación Asistida La teleoperación asistida o teleasitencia conforma un escalón dentro de la evolución tecnológica en la automatización de equipos en minería. Existen diferentes niveles de integración tecnológica y automatización en la operación de equipos LHD, los que involucra el manejo remoto a línea vista, teleoperación y semiautonomía. La figura 5 describe los diferentes niveles de integración tecnológica.

Figura 5 Niveles de integración tecnológica

La teleasistencia, como indica la figura 5, se ubica sobre el telecomando en la escala de automatización, donde el operador tiene el control del LHD desde una sala de operaciones pero asistido mediante tecnología. Dicha tecnología corresponde al sistema guía o guidance, la que mediante sensores de barrido ubica al equipo en el mejor lugar distante a las cajas de la galería por donde transite, así es posible operar con mayor seguridad, menor tiempo de ciclos y resguardo a las personas, equipos e instalaciones.

355


Figura 6 Sensores Laser de Barrido

3. Confinamiento y acondicionamiento

El confinamiento tiene por objetivo resguardar el ingreso/salida de personas y equipos al sector donde se opere extracción de agua barro. El acondicionamiento velará por los requerimientos necesarios para la operación teleasistida, como son el acceso a calles, carpeta de rodados, redes de comunicación, condición de puntos de extracción, etc. La filosofía operacional pone énfasis en la gestión del cambio y las comunicaciones, donde el impacto de nuevos instructivos operacionales, instructivos de seguridad, modo de operación, protocolos y control de la operación (extracción, rendimiento de equipos, rendimientos del sistema, estabilidad de las comunicaciones) deben ser diseñados e implementados en conjunto con la operación y los ejecutores del proyecto.

PRUEBA INDUSTRIAL Para validar la propuesta indicada anteriormente la Superintendencia de Innovación Divisional (SID), en conjunto con la Superintendencia Mina Central (SMC), han decidido realizar una prueba industrial de extracción agua barro en mina Diablo Regimiento, para ello se han considerado los tres ejes clave en la implementación de la prueba.

Sector de Prueba La prueba industrial se llevará a cabo en el sector Fase II de mina Diablo regimiento, entre las calles 37, 39, 41 y 43, es estas se consideran 46 puntos de extracción que en total agrupan 15.640 m2. La duración de la prueba es de seis (6) meses desde la primera baldada de mineral húmedo, la figura 7 muestra el layout del sector.

356


Figura 7 Layout Prueba Industrial Extracción Agua Barro

La Figura 7 muestra en líneas rojas lo definido como módulos de teleoperación, los módulos tienen por finalidad zonificar el sector de operación para facilitar la uniformidad de extracción y la operación con más de un equipo teleoperado simultáneamente.

Confinamiento del Área El sector se confinará mediante portones automáticos en los posibles accesos al área de extracción y vaciado de mineral húmedo, como se observa en la Figura 7, los portones (en rectángulos verdes) confinan el área según las posibilidades del equipo LHD. Las calles que se observan “abiertas” en la figura 7 actualmente están cerradas con tapados y talleres. Los portones tiene la función de restringir el acceso principalmente a las personas, lo que no impediría el acceso o salida de un equipo en caso de colisionar con el portón dadas sus dimensiones. Para lo anterior, se ubicarán barreras láser conectadas al sistema de comunicaciones con el equipo LHD, éstas al detectar la presencia de una persona, equipo u objeto (mediante el corte del láser) detienen inmediatamente el movimiento y teleoperación del LHD, lo que evitaría el acceso o salida mediante una barrera infranqueable (ver figura 8).

357


Figura 8 Ubicación de Barreras Láser de Confinamiento

La figura 7 muestra además la ubicación de la Sala de Teleoperación (rectángulo rosado), esta sala es el lugar desde donde operan los equipos LHD teleasistidos, se accionan los portones automáticos, apertura/cierre de barreras laser y toma de control de acceso/salida mediante cámaras de monitoreo.

Operación Teleasistida

El manejo de los equipos LHD se realizará mediante teleasistencia o teleoperación guiada, lo que tiene por finalidad entregar seguridad al operador, equipo e infraestructura. La teleasistencia encuentra su justificación en su valor agregado, entregando mayor velocidad de manejo lo que involucra disminución de los tiempos de ciclo y menos probabilidad de colisión con galerías gracias a su sistema guía.

Figura 8 Operación Teleasistida de Equipo LHD

Contar con un sistema guía como la teleasistencia toma relevancia en la extracción de agua barro considerando las limitantes de velocidad de extracción y uniformidad del sector. La velocidad de extracción debe ser tal que garantice el menor riesgo posible de bombeo (o riesgos actuales asumidos en operación normal) y responder al negocio con la producción suficiente respecto a la inversión y costos.

358


Filosofía Operacional y Criterios de Éxito

La filosofía operacional define la manera de operar el mineral húmedo, para la prueba industrial se han considerado tiempos de estabilización o turnos sin extracción de mineral húmedo. Los turnos de estabilización tiene la finalidad de permitir el flujo de mineral húmedo por la columna de extracción, así evitando el descenso brusco o alta velocidad del flujo de agua barro por la columna. Sin embargo, se considera importante respetar los turnos de estabilización según los tiempos definidos (no detener la extracción por más tiempo de lo planificado), con el fin de evitar colgaduras por compactación de agua barro y la formación de arcos estable.

La tabla 2 y 3 muestran un ejemplo de turnos con extracción (turno A) y turno sin extracción según los módulos considerados para la prueba industrial.

Tabla 2 Turnos de Estabilización (2) en Prueba Industrial Mes 1

C

A x x x x x x x x x x x x x x

M1 M2 M3 M4 M1 M2 M3 M4 M1 M2 M3 M4 M1 M2

Día 1 Día 2 Día 3 Día 4 Día 5 Día 6 Día 7

B

Tabla 3 Turnos de Estabilización (1) en Prueba Industrial Mes 2 Día 1 Día 2 Día 3 Día 4 Día 5 Día 6 Día 7

C M1 M2 M3 M4 M1 M2 M3 M4 M1 M2 M3 M4 M1 M2

A x x x x x x x x x x x x x x

B x x x x x x x x x x x x x x

El éxito de la prueba industrial depende por una parte del rendimiento de los equipos utilizando la teleasistencia y segundo por la respuesta del sector a la extracción de mineral húmedo. Los parámetros de medición o KPI definidos consideran el desempeño de la telasistencia en los siguientes ítems:

359


Tiempo de ciclos en teleasistencia: Tiempo involucrado en la carga de mineral húmedo, traslado hasta el sector de vaciado, descarga de la baldada y traslado hacia el punto de extracción.



Utilización efectiva del equipo: Tiempo efectivo del equipo en operación, no se considera los trayectos fuera o hacia el sector de operación. Para efectos de la teleasistencia se considera tiempo efectivo como el tiempo en el cual el equipo LHD está conectado al sistema y extrayendo agua barro.



N° de ciclos o baldadas por turno de operación: Se entiende como la cantidad de baldadas o ciclos que logre realizar el equipo conectado a la teleasistencia durante las ocho horas duración del turno.

Respecto al desempeño del sector de extracción de mineral húmedo, se han definido los siguientes criterios de desempeño para definir el éxito de la prueba industrial:



Extracción de Agua Barro: Los primeros meses de prueba están destinados a validar la extracción de mineral húmedo o definido también como “mover agua barro”, por lo que no involucra exigencias en producción pero sí respetando bajas velocidades de extracción en los puntos definidos.



Plan de Producción: El plan de producción dictará las toneladas por día exigidas según el avance de la prueba, lo que tiene directa relación con el desempeño de la teleasistencia y la respuesta del sector a la extracción de agua barro.



Uniformidad de Extracción: La uniformidad de la extracción en conjunto con la velocidad tienen como resulta el riesgo de bombeo o porcentaje de riesgo de un evento. Por lo que se exigirán ciertos niveles de uniformidad dependiente de las toneladas a comprometer en el plan de producción.

360


CONCLUSIONES El poder habilitar estas nuevas reservas y apostar mayor producción a baja inversión resulta altamente atractivo, aun mas cuando el habilitante es tecnología que apuesta por reducir riesgos y dar continuidad operacional. La extracción limitada o cierre de los puntos de extracción involucran un gran impacto en pérdidas productivas para el negocio, por otro lado la extracción de mineral saturado permite que el agua no se movilice a puntos en estado seco o con menor humedad. Esto contribuye a que una menor cantidad de puntos secos sean declarados en estado barro en un período de tiempo determinado. La validación de la teleasistencia reafirma una oportunidad importante en la automatización de los procesos productivos, no solo para la extracción de mineral húmedo, sino también para pensar en los próximos pasos en la implementación y avance de la escala tecnológica apuntando hacia la autonomía. El éxito en la extracción de mineral húmedo habilitaría la transferencia del proceso a otros sectores con potenciales reservas en condición de agua barro. La implementación en estos sectores dependerá, entre otros factores, del seguimiento tecnológico de la teleoperación, el monitoreo del avance del agua barro en el sector de extracción y la gestión del agua barro. La teleoperación no es solo aplicable a equipos de extracción tipo LHD, la tecnología considera kits de teleoperación instalables en otros tipos de máquinas, por ejemplo camiones para acarreo de mineral, cargadores de explosivos, perforadoras de avance y radiales.

REFERENCIAS

BCTEC, Simulación de Estrategias de Extracción de Barro Mediante Equipos LHD Tele Comandados (2016), BCTEC-DET-GTI-LHDSA-006, Santiago, Chile. BCTEC, Taller de Extracción de Barro con Equipos Tele-Comando (2016), BCTEC-DET-GTI-LHDSA-007, Santiago, Chile. Superintendencia de Innovación Divisional (SID), “Explotación Mineral Húmedo Mina El Teniente – Prueba Industrial” (2016), API T16E202, CODELCO División El Teniente, Rancagua, Chile. Superintendencia de Innovación Divisional (SID), “Protocolo de Prueba Industrial Extracción Agua Barro” (2017), GDI-SIN-I-0024-217, CODELCO División El Teniente, Rancagua, Chile.

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Evolución de los sistemas de monitoreo y control: Rumbo a las mejores prácticas Juan José Muñoz 1 (*), Jorge Calderón 2 (*) 1

Superintendente de Geotecnia, Minera Escondida

2

Ingeniero Geotécnico, Minera Escondida

RESUMEN

Minera Escondida, la mayor productora de cobre a nivel mundial, presenta un gran desafío para el equipo de geotecnia, el cual es el realizar la explotación de un mega pit y mejorar el actual entendimiento de la geotecnia de la mina, desafiando las profundidades e incorporando los efectos de interacciones entre rajos y con posibles cambios de métodos de explotación. Minera Escondida se encuentra ubicada al Norte de Chile, Segunda Región de Antofagasta, en el desierto de Atacama, a 170 km al Sureste de la ciudad de Antofagasta y aproximadamente a 3100 msnm. Dentro de su plan estratégico para el largo plazo, se presenta el desafío de explotar un mega yacimiento por medio de métodos de explotaciones diversas e innovadoras. Llevando así al límite el entendimiento geotécnico que se tiene, teniendo que evaluar cómo se comportará la roca en profundidad, qué pasaría con la interacción entre rajos contiguos y explotación por medio de diversos sistemas de explotación de forma simultánea. En relación a estar en condiciones de enfrentar este desafío, es que el equipo de geotecnia está implementando un sistema de monitoreo altamente tecnificado, con tecnología y equipos de análisis de punta. Actualmente, Minera Escondida realiza la explotación de su yacimiento por medio de explotación por rajo abierto, desarrollando dos rajos, Rajo Escondida, de 3 km de ancho por 4 km de largo y profundidad de 700 m, por el cual se produce alrededor del 60% de la producción de cobre fino, y Escondida Norte, de 3 km de largo, por 2,5 km de ancho y 500 m de profundidad, por el cual se produce el resto de la producción de cobre. El equipo de geotecnia con sus sistemas de monitoreos actuales cubre el 98% del área total de los rajos por 362


medio de radares, adicionalmente se tienen prismas, piezómetros, geófonos y monitoreo satelital, conformando un sistema de monitoreo robusto. Nuestro desafío es llevarlo a un sistema de top de la industria para estar preparados para los retos que la explotación de la mina productora de cobre más grande del mundo nos plantea.

363


INTRODUCCIÓN Desde el punto de vista de la geotecnia, para controlar el riesgo de fallamiento de taludes existen principalmente dos controles críticos en general, uno es la ingeniera o los estudios de estabilidad, considerando en este la cantidad y calidad de información, metodologías de análisis de estabilidad y los chequeos del cumplimiento de estos diseños. El segundo control es de carácter reactivo, este nos asegura una vez que el fallamiento del talud se haya gatillado este no impacte a personas y equipos, este es la instrumentación y monitoreo de los taludes. En este artículo tratarán los diferentes sistemas de monitoreo revisados por el equipo de geotecnia de escondida, su evaluación y el diseño de un sistema de monitoreo robusto para poder, así, asegurar el funcionamiento seguro de la operación. Existe, en la actualidad, una gran cantidad de diferentes métodos de monitoreo geotécnicos, variando tanto en su grado de tecnología, escalas de medición, alcances, precio, tiempo de respuesta y precisión. Pero sin duda alguna, lo primero que debemos entender y conocer a cabalidad es nuestra necesidad, es decir, cual es el objetivo que queremos medir, entendiendo cuales son los mecanismos de fallas que quiero monitorear, el tamaño de la operación, las singularidades geológicas, estructurales, y por sobre todo, la cantidad de riesgo geotécnico que quiero tomar.

Métodos de monitoreo y sus diferentes alcances En el caso particular de Escondida, explotamos dos rajos, con complejidades geotécnicas diferentes, con niveles de riesgos distintos y por sobre todo, con singularidades geológicas completamente diferentes.

Figura 1 Diferenciación de tipos de monitoreo según tipo de decisión.

En nuestro rajo principal, la tipologías de fallamiento son mecanismos de fallas estructurales no aflorantes, que asociados a una regular competencia geotécnica, rompen en sus bases el puente de roca, haciendo que toda la mase comience a movilizarse de forma paulatina, con niveles de deformaciones altos a una muy baja tasa de velocidad. En el caso de nuestro segundo rajo en explotación es puramente estructural, por lo que los fenómenos de fallas presenta una baja

364


deformación, asociado a una alta tasa de velocidad; el único componente común que tenemos en ambos rajos es la presencia de agua, la cual juega un rol relevante en la condición de estabilidad de los taludes mineros. Esto agrega un nivel de complejidad adicional al desarrollo de un sistema de monitoreo estándar o por lo menos, con definiciones y criterios de evaluaciones similares. En nuestro caso, para poder comenzar con el diseño de nuestro sistema de La primera diferenciación que presentamos a la hora de definir nuestro sistema de monitoreo es por tipo de decisiones que podemos tomar con la información. Aquí la diferenciamos en un monitoreo estratégico y otro táctico. 

Monitoreo Estratégico: Este está constituido por sistemas que permitan detectar anomalías con un nivel le precisión alto, sin embargo, su principal característica es que estos tienen una alta representatividad a una escala de tiempo muy larga, de meses a años; dado lo temprano de sus alertas, estas metodologías nos permiten tomar decisiones más estratégicas, como modificaciones en diseños o puntos de incremento en el entendimiento de estos movimiento, por medio de captura de información. En su mayoría son equipos de carácter fijos.



Monitoreo Táctico: Este está constituido por sistemas que permitan detectar anomalías con un nivel le precisión muchísimo más altos y su principal característica es que estos son flexibles, pudiéndolos mover a diferentes áreas, logrando con esto aumentar los niveles de resolución de los sectores antes detectados con el monitoreo estratégico; estas metodologías nos permiten tomar decisiones netamente operacionales, como descargar inestabilidades o durante los procesos de explotación y en casos de evacuación.

En la Figura 1 se puede ver los diferentes sistemas de monitoreo dependiendo de este tipo de definición, sus rangos de medición y tiempos de respuestas. A continuación comenzamos con la descripción de cada uno de estas metodologías que podrían ser utilizadas dentro del marco de un sistema de monitoreo constituido por diferentes y complementarias metodologías de monitoreo. Para poder conceptualizar y evaluar los diferentes métodos de monitoreo, es que los describimos según: 1. Medición: Tipo de medición y su rango de medición. 2. Rango: En el caso de ser una medición puntual, la distancia, o si mide áreas. 3. Alarma: si este permite o no el definir niveles de alarma, dependiendo si es un sistema de medición continuo o intermitente. 4. Estratégico o Táctico: tipo de decisión que podemos tomar con la información proveniente del método de monitoreo. 5. Interno o externo: Relevante es saber si mide la cara del talud o este puede detectar movimiento en el interior de macizo rocoso.

365


En relación a las diferentes metodologías de monitoreo en rajo las diferenciamos en tradicionales y modernos, destacando estos últimos por presentar un alto grado de tecnificación o por ser metodologías que se encuentran en desarrollo, a continuación mostraremos las diferentes metodologías que revisamos.

Métodos de monitoreo tradicionales: Estaciones robotizadas Esta consiste en una estación total, la cual, por medio de rutinas, lee de forma cíclica prismas instalados en la cara de los taludes mineros, entregándonos la posición espacial de estos prismas de forma sistemática, proporcionando distancias inclinadas desde la estación al prisma, con lo que podemos interpretar deformaciones del talud, también obtenemos los vectores de movimiento del prisma, por ende del talud. Dependiendo de la cantidad de prismas presentes es el ciclo de lectura, pero puede variar desde un par de minutos a decenas de minutos, al igual que el nivel de precisión de estas lecturas depende de la distancia a cada objetivo pero varía entre 01 a 10 cm en general, por lo tanto, la mayor potencialidad de este está en el análisis de la tendencia de deformación que los diferentes prismas presentan.

TDR (Time Domine Reflectometry) Esta metodología consiste en la instalación de in cable coaxial en el interior de una perforación, la cual luego se cementa para que este quede solidario o en conexión con las paredes de la perforación, así cuando el macizo rocoso se deforme, este movimiento se transmita hacia el cable, deformándolo o cortándolo, dependiendo de la cantidad de movimiento. Luego por medio de un lector, se emite un pulso eléctrico y se determina el lugar en el cual el cable se deformo o se cortó, logrando determinar el lugar en el cual se produce la deformación. El resultado es solamente la ubicación espacial de la deformación, no entrega niveles de deformación, es muy utilizado para monitoreo de fallas geológicas, pudiendo así determinar el movimiento de bloques a través de estas fallas.

Extensómetros Es un método bastante antiguo y consiste en la instalación de una regla fija que mide la distancia entre dos estacas fijas a ambos lados de una grieta visible, así si existe algún movimiento de los bloques, los anclajes modifican su posición, por ende, la distancia entre estas cambia entregando una medida de la deformación.

Piezómetros Este consiste en sensores ubicados en el interior de una perforación, capaces de medir la presión de poros asociados a la presencia de aportes de agua en el interior del macizo rocoso.

366


Monitoreo de vibraciones Esta metodología se utiliza para medir las vibraciones en campo lejano producido por las tronaduras, y este consiste principalmente en un arreglo de geófonos los cuales registran las diferentes ondas producidas por la tronadura, pudiendo así, por medio de diferentes criterios de análisis, determinar si la tronadura está generando o no daño en el macizo rocoso.

Escaner laser Este método consiste en un escáner que realiza levantamientos laser de la superficie del talud de forma sistemática y continua, luego por medio de softwares de análisis, es capaz de detectar cambios en los distintos levantamientos, pudiendo así detectar zonas en las cuales el talud se está deformando.

Inclinometros Consiste en la instalación de múltiples sensores en una perforación, por medio de estos nos entrega deformación que se pudiera está produciendo y adicionalmente la dirección en la cual se está produciendo esta deformación.

Métodos de monitoreo Modernos: Radares Este consiste en la aplicación de los mismos principios de los radares terrestres militares, envían una onda, la cual se trasmites, golpea en la pared y luego esta se devuelve y la antena del radar la recibe, por medio de algoritmos de cálculos, se determina la distancia al objetivo, luego de una segunda lectura se analizan las diferencias en distancia y con esto se puede tener las deformaciones del talud.

Interferometría satelital (INSAR) Esta es una de las ultimas metodologías de monitoreo que consiste en la utilización de la información de escáner y fotografía satelital para detectar deformaciones milimétricas en la superficie terrestre por medio de la comparación de una serie de lecturas tomadas cada vez que el satélite se encuentra posicionado, según su órbita, por sobre el objetivo a revisar, entregando un nivel de precisión milimétrico, un alcance de cobertura de kilómetros cuadrados y presentando como desventaja, el tiempo que toma entre cada lectura (8-12 días) y que dado el ángulo en el cual el satélite pasa por el área, quedan zonas en las cuales no se tiene medición alguna.

Fibra óptica Metodología utilizada en la cual se extienden una línea de fibra óptica a través del talud, incorporando soportes solidarios al talud, por medio de esta se puede obtener si alguna de las fijaciones se ha desplazado o si alguna de las líneas de cortado producto de los desplazamientos del talud en el cual se ha aplicado, ampliamente utilizado en taludes civiles.

367


Figura 2 Metodología de Fibra Óptica

Micro-sísmica Este consiste en un arreglo de acelerómetros instalados en el interior del macizo rocoso, por medio de estos se registran los pequeños eventos sísmicos que son generados por la ruptura de los puentes de rocas en el interior del macizo producto de las deformaciones que este presenta, por medio de algoritmos se triangula y se determina el hipocentro de estos eventos, una vez teniendo una base de datos robusta, se puede tener sectores en los cuales se presenten enjambres sísmicos, los cuales se interpretan como zonas en las cuales se están produciendo deformaciones importantes que puedan ser la expresión incipiente de un fallamiento de un talud.

Drones Estos principalmente es la utilización de aviones no tripulados para así poder realizar inspecciones visuales (videos y fotos) o levantamientos topográficos de sectores a los cuales no se tiene acceso para inspeccionar o se necesita de la captura de información (levantamiento topográfico) para evaluación de deformaciones en taludes.

DETERMINACIÓN DE NUESTRO SISTEMA DE MONITOREO. Dado que uno de los controles críticos para el control y administración del riesgo de fallamiento de taludes mineros son los sistemas de monitoreo, la confección de este es crucial para asegurar que ante la presencia de una falla de taludes, que es algo común en la operación de la mina, este sea detectado con antelación, evaluado en relación a su alcance e impacto, para sí poder definir una estrategia de administración del fallamiento optima desde el punto de vista de seguridad y producción. La definición de los tipos de métodos de monitoreo que se serán parte del sistema de monitoreo están relacionados principalmente al tipo de fallamiento presente en la operación, puesto que en

368


relación a esto tendremos una noción de los niveles de deformación y el tiempos de desarrollo del fallamiento, de igual manera es importante el considerar la envergadura de la operación, niveles de riesgos que se manejan y los tiempos involucrados en las maniobras de evacuación frente a una emergencia. Considerando los puntos anteriores, se evaluaron las diferentes metodologías de monitoreo y definimos lo siguiente, nuestro sistema estará definido por tres categorías de métodos, los principales, los que tienen como finalidad de ser aquellos por los cuales definiremos nuestros niveles de alarmas y serán los encargados de la explotación segura; los secundarios, que serán metodologías complementarias a la principal y que tiene como finalidad el incrementar el nivel de entendimiento de los diferentes sectores los cuales están levantados como zonas de riesgos y los terciarios que tienen como finalidad el levantar alertas tempranas o sectores de riesgos nuevos. Adicionalmente se consideró el desarrollo de pruebas de nuevas tecnologías no utilizadas de forma regular en la industria de minería de rajo abierto, que podría proporcionarnos información adicional a nuestro sistema de monitoreo, pudiendo así, en un futuro, reemplazar nuestras metodologías de monitoreo actuales. Tabla 1 Evaluación de métodos de monitoreo

Variables Tipo de metodología de

Fallamiento

monitoreo

rápido

Estación robótica

Tiempo de

Deformación

Alcance

No

Rango Alto

Amplio

Lento

Si

TDR

No

Rango Alto

Puntual

Nulo

No

Extensómetro

No

Rango Alto

Puntual

Nulo

No

Piezómetro

No

N/A

Puntual

Nulo

No

No

N/A

Amplio

Nulo

No

Escáner láser

No

Rango Alto

Amplio

Lento

Si

Inclinómetro

No

Rango Alto

Puntual

Lento

No

Radares

Si

Rango Bajo

Amplio

Rápido

Si

Interferometría Satelital

No

Rango Bajo

Extenso

N/A

No

Fibra Óptica

Si

Rango Bajo

Puntual

Lento

Si

Micro-sismico

Si

Rango Bajo

Amplio

Rápido

No

Drones

No

N/A

Amplio

N/A

No

Monitoreo de vibraciones

Los métodos principales implementados fueron: 

Estaciones totales robotizadas (estratégico)



Radares de apertura sintética y real (estratégico y táctico)

Métodos secundarios: o

TRD

369

reacción

Alarmas

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS o

Extensómetros

o

Piezómetros

o

Monitoreo de vibraciones

o

Inclinómetros

o

Drones

Métodos terciarios: o

Interferometría satelital:

Pruebas en la aplicación de métodos de monitoreo micro-sísmico en rajos se están llevando a cabo para poder determinar su aplicabilidad y potencialidades que pudiera tener por sobre nuestros métodos de monitoreo actuales. Estos fueron las diferentes metodologías incorporadas en el sistema de monitoreo definido para ser parte del sistema de monitoreo. El siguiente paso, y uno no menor, es el definir en la forma en la cual estos trabajaran como un todo, definiendo metodologías de captura de datos, trasmisión, almacenamiento y análisis, para crear así la red de monitoreo. Como se muestra en la figura 3, el sistema de monitoreo considera que cada uno de las diferentes metodologías o unidades de monitoreo tengan un sistema de recolección de datos continuo, transmisión y consolidación de la data en un solo servidor. Luego la clave está en la consolidación de la data en una sola plataforma de análisis, que permita revisar la data de todos los diferentes sistemas de forma simultánea, para así poder incrementar el entendimiento de las zonas de riesgo y así poder definir las causas de estos eventos y poder tomar decisiones de administración de estos riesgos de una manera mucho más efectivas.

Figura 3 Sistema de monitoreo

CONCLUSIÓN El riesgo de un colapso de un talud minero es real y tiene frecuencias de ocurrencia altas si vemos la historia de nuestra operación o en la industria minera (uno en 5 años). Es por esto que los sistemas de predicción, control y mitigación son esenciales para tener una explotación segura y minimizar el impacto en la producción.

370


Es esencial, antes de definir los métodos de monitoreo que serán parte del sistema de monitoreo, es el entender los fenómenos que queremos evaluar, para así, en relación a este entendimiento, poder definir los elementos de monitoreo óptimos para nuestra operación. Una vez definido los elementos de monitoreo, es clave el tener sistemas de recolección, transferencia, almacenamiento y análisis de esta información. Finalmente, un sistema de monitoreo robusto, nos abre una gran cantidad de oportunidades para realizar un operación segura, minimizar perdidas productivas y, por sobretodo, nos da la posibilidad de poder capturar mejoras y optimizaciones en nuestros diseños y en la operación, pudiendo así administrar de mejor manera los riesgos, e incluso asumir mayores riesgos, aportando un valor agregado al negocio importante.

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Aerosphere: Sistema De Mapeo 3d De Túneles Robusto A Colisiones Mauricio Correa (*), Juan Arnés, Tomás Müller, Esteban Reyes, Javier Ruiz del Solar. Advanced Mining Technology Center (AMTC), Universidad de Chile, Chile.

RESUMEN En términos de seguridad y eficiencia operativa, la minería subterránea tiene desafíos únicos, algunos de los cuales pueden ser abordados con tecnologías, tales como mapeo 3D y vehículos aéreos no tripulados. Se busca la construcción de sistemas lo suficientemente robustos como para entornos de minería subterránea, y muchas de las tecnologías ya están disponibles para que se puedan utilizar para construir productos de alta eficiencia. El problema es que la navegación en túneles es complicada por ser espacios confinados y de poca maniobrabilidad. En este proyecto se ha desarrollado un sistema de mapeo de túneles (ya sean verticales o horizontales) basado en el algoritmo SLAM (Simultaneous Localization And Mapping), que puede navegar al interior de túneles y ser robusto a choques leves. Este sistema es capaz de construir mapas en 3D en tiempo real sin necesidad de señal GPS para posicionamiento. El proyecto de Aerosphere consta de una plataforma de vuelo no tripulada, que utiliza un sistema mecánico estilo gimbal, una cámara, un mini-ordenador Odroid-XU4 y un cascarón esférico protector, que le permite navegar por ambientes intrincados, sin perder el control al colisionar con obstáculos. Además, posee un software de mapeo que, a través de la utilización de un algoritmo de SLAM monocular, construye un modelo 3D del ambiente. El UAV es operado mediante control remoto.

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INTRODUCCIÓN En términos de seguridad y eficiencia operativa, la minería subterránea tiene desafíos únicos, algunos de los cuales pueden ser abordados con tecnologías tales como mapeo 3D y vehículos aéreos no tripulados. Se busca la construcción de sistemas robustos para entornos de minería subterránea, y ya se puedan utilizar para construir soluciones que integren las nuevas tecnologías. En una operación subterránea a menudo se revisan y miden el estado de los túneles de minas, principalmente métodos topográficos. Sin embargo, el desarrollo de técnicas avanzadas de mapeo de túneles 3D en los últimos años ha revolucionado la forma en que los operadores de minas recopilan datos sobre el estado de las operaciones dentro de los túneles de minas. El problema es que la navegación en túneles es complicada por ser espacios confinados y de poca maniobrabilidad. Los sistemas actuales para construcción de mapas en túneles se clasifican principalmente en una de dos categorías: Sensores LIDAR de un punto estáticamente posicionados y sensores LIDAR planares montados sobre algún vehículo. El mapeo de túneles requiere que las exploraciones sucesivas tengan alta superposición de las nubes de puntos para asegurar un registro y calce adecuados. La mayoría de los túneles no permiten una larga línea de visión, requiriendo que los scans del LIDAR se tomen a intervalos espaciales frecuentes lo que genera un tiempo de mapeo extenso. Los sistemas LIDAR planares actuados, que van montados en vehículos son mucho más rápidos pero enfrentan el desafío de estimar el movimiento del vehículo durante el escaneo, lo que tradicionalmente, se estima a través de una IMU. En los últimos años ha habido un aumento en las investigaciones dentro del campo de SLAM visual [5][4][3][7][6], gracias al interés que ha puesto la comunidad de visión artificial. Esto ha sido evidente debido a que gran parte del estado del arte actual de las investigaciones en mapeo se basa principalmente o exclusivamente en el uso de cámaras como sensor exteroceptivo. Sistemas robóticos recientes que utilizan una sola cámara, sistemas estereoscópicos o cámaras omnidireccionales frecuentemente en combinación con odometría o sensores inerciales han mostrado una estimación muy precisa y confiable para la localización y la construcción del mapa, lo que nos dice que el empleo de cámaras como sensor principal para aplicaciones de SLAM es altamente viable. Algunos usos comunes del mapeo de túneles 3D son: 

Comprobación del progreso y el estado de las nuevas excavaciones al final o dentro de los túneles



Determinación precisa de la ubicación exacta de las características geotécnicas dentro del túnel.

373

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS  Comprobación de la ubicación y el estado de la infraestructura y el equipo de la mina presentes en los túneles. 

Utilizando exploraciones regulares para calcular el volumen que se ha extraído durante un período de tiempo especificado.

Los UAV son robots rápidos, ágiles y versátiles que pueden implementarse en un amplio espectro de proyectos. Debido a ello y la tendencia de la tecnología a la miniaturización y robustez, los UAVs se han convertido en una herramienta importante no sólo en el ámbito militar, sino también en entornos civiles. Los UAV son cada vez más populares, especialmente para fines de observación y exploración en ambientes interiores y exteriores, pero también para la recolección de datos, manipulación de objetos o simplemente como juguetes de alta tecnología. El problema al maniobrar en espacios reducidos es que pequeñas colisiones pueden provocar gran daño al UAV. Este trabajo plantea un UAV resistente a choques leves para poder navegar en lugares confinados y además incluir un sistema de SLAM visual para realizar mapas 3D.

DESARROLLO DE SISTEMA Descripción General En el campo de la robótica terrestre, la combinación de la odometría de las ruedas con sensores como los láseres de alcance, sonares o cámaras en un marco probabilístico SLAM (Simultaneous Localization and Mapping) ha demostrado ser un éxito. Existen muchos algoritmos que localizan con precisión robots de tierra en entornos de gran escala. Sin embargo, los experimentos con estos sistemas se realizan generalmente con los robots estables, de movimiento lento, que no pueden manejar en terrenos o lugares hostiles. Desafortunadamente, montar sensores de gran tamaño en un UAV pequeño para usar algunos de los algoritmos de SLAM existente no es factible. Los UAVs enfrentan varios desafíos únicos que hacen que el desarrollo de sistemas de navegación y mapeo mucho más difíciles que con robots terrestres. Los supuestos y requerimientos para el diseño de estos sistemas son diferentes para robots terrestres y aéreos. Los principales desafíos al desarrollar sistemas de navegación para UAVs son: 

Capacidad de carga limitada. Los UAV tienen una cantidad máxima de empuje vertical que pueden generar para permanecer en el aire, lo que limita la cantidad de carga útil disponible para la sensado y computo. Esta limitación de peso elimina sensores populares tales como escáneres láser SICK, cámaras de gran apertura, IMU de alta fidelidad, etc. En cambio, se pueden utilizar escáneres láser Hokuyo ligeros, micro cámaras e IMUs de baja calidad basados en MEMS, sensores que generalmente tienen rangos limitados, campos de visión más pequeños.

374

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS  Capacidad de cómputo limitada. A pesar de los avances importantes en el área, los algoritmos de SLAM siguen siendo computacionalmente exigentes, incluso para computadores de escritorio y por lo tanto no se pueden utilizar en los pequeños sistemas de computación montados a bordo de UAVs. Los datos pueden transmitirse de forma inalámbrica u a una estación terrestre, sin embargo, el ancho de banda de comunicación se convierte en un cuello de botella que limita las opciones del sensor. El retardo se suma al tiempo transcurrido para transmitir los datos a través del enlace inalámbrico. El ruido de los artefactos de compresión con pérdidas puede resultar especialmente perjudicial para los detectores de características que buscan información de alta frecuencia, como esquinas en una imagen. 

Estimaciones de Posición Relativa Indirecta. Los vehículos aéreos no mantienen contacto físico con su entorno y por lo tanto no pueden medir la odometría directamente, lo que la mayoría de los algoritmos SLAM requieren para inicializar las estimaciones del movimiento. En un UAV se debe estimar el movimiento relativo del vehículo indirectamente usando sensores exteroceptivos (sensores que determinan las medidas de los objetos en relación con el marco de referencia del robot) y calcular el movimiento del vehículo en relación con los puntos de referencia en el ambiente.



Dinámica rápida. Los UAV tienen una dinámica rápida, lo que resulta en una serie de desafíos de detección, estimación, control y planificación para el vehículo. Además, el denominado "efecto de tierra" puede ocurrir cuando se vuela cerca del suelo, el techo o las paredes.

El proyecto consiste en una plataforma de vuelo no tripulada o UAV, que está dotada de un sistema mecánico para controlar la dirección, y un cascarón esférico protector, los cuales permiten a Aerosphere circular por ambientes con poco espacio.

Descripción de Hardware Dentro de los UAV, se utilizan por lo general multicópteros, donde los más usados son los Quadcópteros, Hexacópteros y Octacópteros. Para este proyecto se utiliza una configuración llamada Coaxcóptero, que consiste en dos propulsores contra rotatorios, y dos superficies de control. Esta configuración tiene como principal ventaja el reducido y concentrado espacio que utiliza, ventaja la cual es idónea para el proyecto debido a que el sistema de vuelo tiene que estar dentro de una esfera que lo protegerá de golpes leves contra superficies.

Coaxcóptero El Coaxcóptero está compuesto por motor sin cepillo contra-rotatorio de 375W que levanta 1320 gramos y dos aceleradores de 20A que controlan los motores. Además tiene 2 motores servos que controlan la dirección de movimiento, un receptor RC para comunicación con el control remoto y un sistema de telemetría para comunicación con el computador. (Ver Figura 65). El sistema principal de control del vehículo es una Microcontroladora APM 2.5.

375


Figura 65 Diseño del módulo principal y controladora

Gimbal El gimbal son dos anillos concéntricos (ver Figura 66) atravesados por ejes perpendiculares, que permiten que la estructura interna y la externa giren independiente entre sí. De esta forma si la estructura externa colisiona con algún objeto en su trayectoria no afecta el funcionamiento del sistema centra de vuelo. Los anillos están hecho de fibra de carbono para que sean livianos y resistentes.

Figura 66 Gimbal

Estructura Externa Para el diseño de la estructura interna se contemplaron varillas de fibra de carbono de 3.5mm de circunferencia y uniones diseñadas especialmente para que al ensamblarse formen un icosaedro truncado. Además de dos piezas diseñadas para sostener un rodamiento que pueda conectar la estructura interna con el gimbal. (ver Figura 67)

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Figura 67 Estructura externa

Computador Odroid XU4 Por lo general la potencia de estos mini-ordenadores es bastante limitada, aunque suficiente para soportar los servicios de la mayoría de los usuarios. El ODROID XU4 es un computador pequeño fabricado por Hardkernel

que tiene altas capacidades de cómputo. Las principales

características de Odroid-XU4 son: Procesador Samsung Exynos5422 de 8 núcleos @ 2Ghz, Gráficos Mali-T628 MP6, 2 GB de memoria Ram DDR3, Almacenamiento Flash integrado en la placa, 2 puertos USB 3.0 y un puerto USB 2.0, Tarjeta de red Gigabit Ethernet 10/100/1000 y Salida HDMI.

Cámara Se utiliza una Cámara Genius Webcam Wide F100 FHD. Esta webcam tiene un lente gran angular de hasta 120 grados que permite ver en un ángulo mucho más amplio. A la Webcam se le extrae la carcasa externa para reducir el peso, además se fija el lente para que este no se desenfoque ante las vibraciones del motor acelerando, como se observa en la Figura 68.

Figura 68 Cámara reducida a hardware esencial

377


Integración Se integran los diferentes módulos antes descritos, llegando a una disposición óptima de los elementos de Aerosphere; se logra obtener un arreglo péndulo estable, con todo el peso concentrado en la parte inferior; la batería (elemento más pesado, con casi 200[gr]) es accesible para retirar e instalar. El resultado final se observa en la Figura 69.

Figura 69 Prototipo Final

Descripción de Software Con el fin de dotar al Aerosphere de un algoritmo de visión computacional que le permita localizarse en un mapa y/o generarlo, se instala en el computador a bordo Odroid el sistema operativo Ubuntu 16.04 y el framework de robótica Robot Operating System (ROS) [10] en su versión Kinetic. Este dispositivo permitirá grabar videos para probar los algoritmos en tierra y correr los algoritmos a bordo. Se evaluaron dos algoritmos ORB-SLAM2 [9][8] y SVO [2]. ORBSLAM2 es un algoritmo SLAM (Simultaneous Localization And Maping) que permite generar un mapa a partir de una nube de puntos que son extraídos de un flujo de imágenes y SVO es un Algoritmo de Odometría Visual orientado a los UAVs, que busca mediante un flujo de imágenes, de una cámara que apunta hacia abajo, estimar la posición de estos mismos. Entre esos dos algoritmos se elige ORB-SLAM2 (descrito en la siguiente sección) ya que funciona mejor con las oclusiones hechas por la estructura exterior (ver Figura 67).

ORB-SLAM2 En Figura 70 se muestra el diagrama del algoritmo ORB-SLAM2. Se pueden diferenciar fácilmente cinco módulos: Tracking, Local Mapping, Loop Closing, Map y Place Recognition.

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Figura 70 Módulos del algoritmo ORB-SLAM2 (Tomado de [8])

Este método está formado por tres hilos que se ejecutan en paralelo: Tracking, Local Mapping y Loop Closing [8]. El hilo Tracking localiza la cámara cada vez que se recibe una nueva imagen. Para ello, está encargado de inicializar el sistema generando un mapa 3D inicial, calcular la posición actual de la cámara a partir del mapa y la información visual, y generar keyframes posiciones clave de la trayectoria que almacenan información entre la cámara y los puntos del mapa. Además, está a cargo de relocalizar la cámara en caso de movimientos bruscos, lo cual se realiza con la ayuda de un módulo de reconocimiento de lugares (Place Recognition). Dado que el número de keyframes generados por el hilo Tracking puede crecer considerablemente, el segundo hilo Local Mapping tiene por objetivo administrar los keyframes y los puntos actuales del mapa, y refinar la trayectoria actual. Para ello, principalmente se basa en el uso de Bundle Adjustment (BA), algoritmo propio de problemas de reconstrucción 3D. Dado que estos algoritmos pueden ser bastante demandantes para aplicaciones de tiempo real, este proceso se realiza solamente en una ventana local de la trayectoria actual, la cual se escoge mediante el uso de un grafo que administra las relaciones entre distintos keyframes, llamado grafo de covisibilidad. Por último, el hilo Loop Closing, está encargado de detectar e identificar la presencia de bucles en la trayectoria actual, es decir, reconocer si la cámara está en un lugar que fue visitado previamente; esta es una característica fundamental de un sistema SLAM. En caso de que se detecte un bucle, esta información es integrada dentro del sistema para corregir toda la trayectoria actual y eliminar errores producto de la deriva de escala propio de los sistemas visuales monoculares

Integración con ROS Para la integración de los diferentes módulos de software se ha empleado el framework de robótica Robot Operating System [10] (ROS) que ofrece herramientas, librerías, abstracción de

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS hardware, controladores de dispositivos, visualizadores, comunicación entre procesos, gestión de paquetes, entre otros. Para la comunicación entre procesos ROS utiliza un patrón de publicación y suscripción, cada proceso se denomina nodo. Cada nodo puede publicar y subscribiese a múltiples tópicos donde otros nodos publican información. De esta forma se puede abstraer el hardware. En ROS se agregan módulos que manejan la cámara y se utiliza ORB-SLAM2 para la construcción de un mapa y la localización dentro de este.

EVALUACION Procesamiento Inicialmente se calibra la cámara en una resolución de 640x480 pixeles, pero luego de realizar pruebas de funcionamiento se reduce la resolución a 320x240 pixeles. En esta resolución el algoritmo ORB-SLAM2 se inicializa sin problemas y funciona correctamente. En la Figura 71 se ve que el mapa inicializa con 618 puntos, mientras que avanzado el algoritmo en el mapeo, llega a detectar hasta un promedio de 6388 puntos de textura.

Figura 71 Mapa inicializado con ORB-SLAM2 y cámara en resolución 320x240 pixeles

Cierre de Loop Cuando el algoritmo visualiza un cuadro con puntos de textura ya identificados, es capaz de identificarlo y hacer un cierre de Loop, esto para no crear nuevos puntos y trabajar sobre el mapa ya almacenado, otorgando correlación espacial a los puntos del mapa. En la Figura 72 (a) se observa un mapa inicializado en un computador, en donde se intenta hacer un cierre de Loop. En la Figura 72 (b) se aprecia que ocurre un ajuste del mapa debido al cierre del Loop y el UAV corrige la posición dado que reconoce un lugar ya visitado en el mapa digital. Se detecta un bucle, esta información es integrada dentro del mapa para corregir toda la trayectoria actual y eliminar errores producto de la deriva de escala propio de los sistemas visuales monoculares.

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(b)

(a)

Figura 72 Mapa inicializado con ORB-SLAM2 y cámara en resolución 320x240 pixeles, antes y después de realizar el cierre de un Loop

Localización Se utiliza el mapa construido anteriormente y se inicializa en un lugar totalmente del mapa. Esto se realiza para ver si se puede localizar después de haberse perdido. El UAV logra con éxito localizarse en el mapa en todo momento, ver Figura 73.

Figura 73 Localización en ORB-SLAM 2 y cámara en resolución 320x240 pixeles

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CONCLUSIONES EL UAV cumple el objetivo de poder realizar mapas y localizarse al mismo tiempo, además cuando se detecta un bucle, esta información es integrada dentro del mapa para corregir toda la trayectoria actual y eliminar errores producto de la deriva de escala propio de los sistemas visuales monoculares. El uso de ROS es muy útil ya que ofrece herramientas, librerías, abstracción de hardware, controladores de dispositivos, visualizadores, comunicación entre procesos, gestión de paquetes, entre otros. Lo que hizo que la integración de los diferentes módulos fuese rápida. El UAV resiste choques leves con objetos sin recibir daños, por lo que es apto para navegar en ambientes confinados como túneles. Como trabajo a futuro se desea mejorar el diseño para reducir el peso y mejorar la autonomía, además se desea validar el funcionamiento del sistema en túneles en minería subterránea.

REFERENCIAS [1] D. Scaramuzza, F. Fraundorfer, "Visual Odometry: Part I - The First 30 Years and Fundamentals", IEEE Robotics and Automation Magazine, Volume 18, issue 4, 2011. [2] Forster, C., Pizzoli, M., & Scaramuzza, D. (2014, May). SVO: Fast semi-direct monocular visual odometry. In Robotics and Automation (ICRA), 2014 IEEE International Conference on (pp. 15-22). IEEE. [3] I. Cvišić and I. Petrović: Stereo odometry based on careful feature selection and tracking. European Conference on Mobile Robots (ECMR) 2015. [4] J. Zhang and S. Singh: LOAM: LIDAR Odometry and Mapping in Real-time. Robotics: Science and Systems Conference (RSS) 2014. [5] J. Zhang and S. Singh: Visual-LIDAR Odometry and Mapping: Low drift, Robust, and Fast. IEEE International Conference on Robotics and Automation (ICRA) 2015. [6] M. Buczko and V. Willert: Flow-Decoupled Normalized Reprojection Error for Visual Odometry. 19th IEEE Intelligent Transportation Systems Conference (ITSC) 2016. [7] M. Buczko and V. Willert: Monocular Outlier Detection for Visual Odometry. IEEE Intelligent Vehicles Symposium (IV) 2017. [8] Mur-Artal, R., & Tardós, J. D. (2017). ORB-SLAM2: An Open-Source SLAM System for Monocular, Stereo, and RGB-D Cameras. IEEE Transactions on Robotics. [9] Mur-Artal, R., Montiel, J. M. M., & Tardos, J. D. (2015). ORB-SLAM: a versatile and accurate monocular SLAM system. IEEE Transactions on Robotics, 31(5), 1147-1163. [10] Quigley, M., Conley, K., Gerkey, B., Faust, J., Foote, T., Leibs, J., & Ng, A. Y. (2009, May). ROS: an open-source Robot Operating System. In ICRA workshop on open source software (Vol. 3, No. 3.2, p. 5).

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Implementación de la Técnica de Medición de Esfuerzos con Emisión Acústica (AE), Mina El Teniente de Codelco Chile. Patricio H. Cavieres 1 (*), César R. Pardo 2, Pedro P. Landeros3 Ingeniero Especialista, Superintendencia de Estudios Geomecánicos, Dirección de Geomecánica Divisional, Gerencia de Recursos Mineros y Desarrollo, División El Teniente, Codelco Chile 1

Superintendente de Estudios Geomecánicos, Dirección de Geomecánica Divisional, Gerencia de Recursos Mineros y Desarrollo, División El Teniente, Codelco Chile 2

Director de Geotecnia y Geomecánica, Gerencia Proyecto Nuevo Nivel Mina, Vicepresidencia de Proyectos, Codelco Chile 3

RESUMEN En la medida que las operaciones mineras se van profundizando, nos enfrentamos a macizos rocosos de mayor complejidad geotécnica y geomecánica, siendo relevante estimar el campo de esfuerzos para el desarrollo de los estudios que sustenten técnicamente la ingeniería de un proyecto minero. Y considerando que la mayoría de los futuros proyectos mineros subterráneos se encuentran sin accesos en las etapas tempranas de ingeniería, es que se investigaron diversas técnicas de mediciones de esfuerzos factibles para puntos lejanos (generalmente más profundos), eligiéndose la técnica de testigo orientado con Emisión Acústica (AE) en la Mina El Teniente de Codelco Chile para obtener el campo de esfuerzos tridimensional en estos casos. Con el advenimiento de la profundización de la explotación en la Mina El Teniente, correspondiente al Proyecto Nuevo Nivel Mina, el año 2005 surgió la necesidad de explorar nuevas técnicas de mediciones de esfuerzos, utilizándose Acoustic Emission (AE) para realizar mediciones bajo la cota del Nivel Teniente8. Así, se realizaron las primeras campañas de mediciones de esfuerzos con AE en laboratorios extranjeros, en los años 2005, 2007 y 2008. Posteriormente, el 383


año 2016 se reiniciaron las campañas de medición de esfuerzos utilizando AE, con un Laboratorio nacional, capturándose un aprendizaje mutuo entre proveedor y mandante. En esta publicación se resume la experiencia en la implementación de esta técnica de medición de esfuerzos en la Mina El Teniente, enfatizándose: el procedimiento de trabajo, los algoritmos de cálculo requeridos y las lecciones aprendidas obtenidas de la campaña realizada en el Proyecto Nuevo Nivel Mina entre Mayo y Agosto del 2016, a fin de asegurar la calidad de los resultados obtenidos.

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Desarrollo de Cargadores y Camiones para Minería Subterránea “Pasado, Presente y la Visión del Futuro”. Andrzej Zablocki1 (*) 1 Ingeniero

Civil de Minas, Senior Adviser, Atlas Copco Chilena SAG

RESUMEN Hace 70 años atrás con el comienzo del masivo uso de aire comprimido se introdujeron los primeros equipos neumáticos, principalmente los cargadores frontales sobre rieles con volteo posterior, cargando a los vagones. Y antes de la “desaparecion” de los equipos sobre rieles (comienzo de años 1980), por corto tiempo se introdujo equipos eléctricos. Los pioneros de los equipos LHD (Load Hole Dump = Carga Trayecto Descarga) eran autocargadores con su propia tolva incorporada, también neumáticos, pero ya montados sobre ruedas. Con la introducción del empernado y tendencias de aumentar la productividad, las galerías empezaron a ser cada vez más grandes y en 1958 nació en Estados Unidos el primer cargador frontal de bajo perfil con motor diésel, conocido hoy como el cargador LHD y posteriormente en 1960 primer camión subterráneo. A lo largo del tiempo estos equipos pasaron por varias modificaciones y mejoramientos, y hoy pueden ser hasta totalmente autónomos. La profundización de las minas, las nuevas normas de medioambiente, de seguridad y la escasez de mano de obra, son parte de los requerimientos para los nuevos diseños de los equipos de carguío y transporte En esta presentación, se describen los cambios tecnológicos en el desarrollo de equipos mecanizados, las aplicaciones, los rendimientos, las tendencias y una visión sobre qué tipo de cambios podemos esperar en un futuro cercano.

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Uso de algoritmos evolutivos genéticos en la planificación estratégica y táctica de minas a cielo abierto Fabián Toro1 (*), Marcelo Arancibia1 1

Maptek Sudamérica, Chile

RESUMEN

Durante años, la planificación de minas a cielo abierto se ha realizado mediante técnicas de programación lineal y dinámica, orientadas a maximizar el VAN utilizando leyes corte y sujeto a una serie de restricciones operacionales. Normalmente este problema es tan grande y costoso de desarrollar en términos de tiempo y recursos que es necesario relajar las restricciones para obtener resultados mucho más rápido. Con el fin de resolver este problema se ha implementado el uso de algoritmos evolutivos genéticos, para lograr resultados más rápidos en planificación, a un nivel estratégico o de largo plazo mediante la optimización de leyes de corte y a un nivel táctico en la optimización de perfiles de transporte. En este trabajo se mostrará un caso de estudio de múltiples minas y múltiples procesos como ejemplo de la aplicación de algoritmos evolutivos genéticos junto con la computación en nube para demostrar el aumento dramático del rendimiento computacional en los complejos problemas de planificación de minas.

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Sólidos geológicos 3D utilizando técnicas de modelamiento híbrido Claudia Monreal1 (*), Marcelo Arancibia2 1

Core Mining Studies, Chile

2


RESUMEN La combinación de modelos implícitos y explícitos ha ayudado a alcanzar la solución al problema de modelamiento tridimensional de sólidos geológicos honrando tanto los perfiles de geología modelados por geólogo como el mapeo de perforación realizado por los mismos profesionales. En particular, la solución presentada a través de este caso de estudio ofrece herramientas que permiten trabajar con ambos métodos en una interfaz gráfica ampliamente utilizada por la industria. Este artículo describe la metodología teórica y la implementación práctica utilizadas para lograr un modelamiento consistente entre diferentes tipos de datos, utilizando técnicas de modelamiento implícito a través de funciones de distancia y modelamiento basadas en métodos tradicionales explícitos, lo que conduce al modelamiento híbrido. Cabe destacar que la implementación de la metodología para realizar el modelamiento implícito se realiza mediante el uso de métodos de estimación a través de kriging basado en funciones de distancia calculadas en la base de datos de perforación. También se presentan los casos de aplicación donde la morfología de la solución requiere la entrada de perfiles modelados explícitamente para obtener el modelo final, aprovechando la velocidad de la solución conjunta (modelamiento híbrido).

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Cap.3: “PRODUCTIVIDAD Y COSTOS”

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Importancia de la etapa de Relacionamiento Previo en el desarrollo de proyectos mineros Juanita Galaz P. (*) Directora Ejecutiva, Minería y Medio Ambiente Ltda. (MYMA) – Chile

RESUMEN El presente trabajo tiene por objetivo exponer la génesis, desarrollo y aplicación de una manera innovadora y moderna de desarrollar minería en el país, caracterizada por la incorporación de una etapa de “Relacionamiento Previo” en la gestión de obtención de permisos para proyectos mineros. La etapa de Relacionamiento Previo tiene su origen en 2015, cuando se le encomendó a la “Comisión Asesora Presidencial para la Evaluación del SEIA” proponer cambios al Sistema de Evaluación de Impacto Ambiental para adecuarlo a las exigencias actuales. El Relacionamiento Previo se basa también en la iniciativa “Pro Diálogo” impulsada por la Alianza Valor Minero, cuyo objetivo es establecer un diálogo transparente,

en

igualdad

de

condiciones

y

efectivo

que

apoye

el

relacionamiento entre el Estado, el sector privado y las comunidades, a lo largo de todo el ciclo de los proyectos, conduciendo a acuerdos de valor compartido y de desarrollo territorial. En este contexto, este trabajo presenta las lecciones aprendidas de un caso real, en el que la incorporación de observaciones e inquietudes de las partes interesadas permitió mejorar sustancialmente un proyecto previo a su ingreso al SEIA.

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INTRODUCCIÓN Actualmente, la forma de hacer minería en el país, y la manera en que las empresas mineras están incluyendo las demandas de las partes interesadas o stakeholders, de un determinado proyecto minero está cambiando. Hasta ahora, y bajo el actual Sistema de Evaluación de Impacto Ambiental (SEIA), originado en la Ley 19.300 de Bases Generales de Medio Ambiente de 1994, la ciudadanía, así como las comunidades, no han tenido la posibilidad de incidir directamente en los proyectos mineros en asuntos de su interés, durante el proceso de aprobación ambiental. Es así como aspectos tales como la aceptación o no del tipo de proyecto, o el lugar de emplazamiento del mismo, no están considerados directamente en el actual mecanismo de evaluación ambiental de los proyectos. Esta situación ha desencadenado que la ciudadanía y las comunidades indígenas y no indígenas hayan comenzado a demandar instancias de mayor participación en las decisiones que afectan tanto su entorno, como su calidad de vida. En respuesta a la anterior situación, algunas compañías mineras han decidido incluir una etapa de “Relacionamiento Previo” que permite incorporar, desde la etapa de diseño de sus proyectos, medidas que responden a las demandas e inquietudes planteadas por la ciudadanía y comunidades indígenas.

ORIGEN DE LA ETAPA DE RELACIONAMIENTO PREVIO La etapa de “Relacionamiento Previo” surge como una de las respuestas a los cambios que se introdujeron en 2010 a la Ley 19.300 de Bases Generales de Medio Ambiente de 1994, con la dictación de la Ley 20.417 que creó el Ministerio de Medio Ambiente, el Servicio de Evaluación Ambiental (SEA), y la Superintendencia de Medio Ambiente (SMA). Estos cambios hicieron imperativo revisar la estructura, procedimientos y herramientas del Sistema de Evaluación de Impacto Ambiental (SEIA), con el objetivo de evaluar los ajustes necesarios para responder de manera adecuada y eficiente a las exigencias actuales de una mayor participación ciudadana. Lo anterior se explica porque “hoy en día, las comunidades indígenas y no indígenas demandan participar en las decisiones que afectan su entorno y calidad de vida. Este es un fenómeno a nivel mundial que tiene nítidas expresiones en Chile” (Consejo Nacional de Innovación y Competitividad, Comisión Minería y Desarrollo de Chile. Minería: Una Plataforma de Futuro para Chile, 2014).

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Evaluación de SEIA A raíz de esta mayor demanda de participación de los diversos actores de la sociedades que en abril de 2015, a instancias de la Presidenta Michelle Bachelet, se creó la “Comisión Asesora Presidencial para la Evaluación del SEIA”, cuyo objetivo fue “evaluar el SEIA vigente, y generar propuestas para su optimización, ajustadas al nuevo escenario sociocultural y económico con la finalidad de lograr el desarrollo de procesos con altos estándares de calidad, más expeditos y en un marco de certeza jurídica para los titulares de los proyectos, la comunidad y los distintos servicios públicos que participan de la evaluación”(Comisión Asesora Presidencial para la Evaluación del SEIA. Informe Final, 2016).

Participación ciudadana temprana De esta forma y durante la revisión realizada por la Comisión Asesora, se desarrollaron varias propuestas destinadas a optimizar, entre otros aspectos, los procesos de “Participación Ciudadana y la Consulta Indígena” del SEIA, así como la promoción de herramientas para mejorar las instancias de información y participación ciudadana en las etapas previas de un proyecto. En este sentido, la Comisión Asesora recomendó, por ejemplo, el establecimiento e implementación de procesos de participación ciudadana temprana con el propósito de que las comunidades, tengan la opción de incidir en los aspectos que resultan de su interés en un determinado proyecto, tales como la aceptabilidad o no, de la iniciativa de inversión; el lugar de emplazamiento y ejecución de las obras y actividades; el tamaño del proyecto y el diseño de sus instalaciones, y los beneficios que la iniciativa reporta al desarrollo de los territorios en que las comunidades habitan, entre otros.

Consulta previa a comunidades En esta línea, y considerando que los anteriores aspectos no son abordados o resueltos en el marco actual del SEIA, por cuanto a esas alturas del proceso ya han sido definidos por el titular, y además, porque el SEIA no es el instrumento competente y adecuado que pueda resolverlos, el comisionado Salvador Millaleo, abogado, prof. Facultad de Derecho U. de Chile, y Luis Jiménez, abogado, integrante del programa de Derechos Indígenas de Fundación Chile 21, propusieron a la Comisión considerar, entre otras medidas, que la Consulta Indígena debe ser previa a cualquier decisión, además de comenzar desde las primeras etapas de los proyectos. Esto quiere decir que la consulta tenga la mayor incidencia en las decisiones asociadas a los proyectos de inversión y su relación con el medio ambiente”. (Comisión Asesora Presidencial para la Evaluación del SEIA. Informe Final, 2016).

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Valor Minero: Diálogo permanente Otro de los fundamentos en los que se basa el surgimiento de la etapa de relacionamiento previo corresponde a una instancia destinada a producir un diálogo permanente entre comunidades, empresas y Estado fortaleciendo, a través de esta estrategia, la calidad de los procesos de participación y consulta. Esto es lo que propone Valor Minero, institución pública privada que enmarca su trabajo en la Comisión de Minería y Competitividad 2014, y cuyo informe a la Presidenta Michelle Bachelet, “Minería: Una Plataforma de Futuro para Chile”, es considerado una hoja de ruta de la minería chilena en el “diseño de una institucionalidad que genere, oriente y supervise el florecimiento de una minería virtuosa, sostenible e incluyente y que de este modo contribuya a crear mayor confianza y valor para todas las partes involucradas en su desarrollo”. (Consejo Nacional de Innovación y Competitividad, Comisión Minería y Desarrollo de Chile. Minería: Una Plataforma de Futuro para Chile, 2014).

Iniciativa Pro Diálogo Una de las iniciativas resultantes de este informe corresponde al proyecto “Pro Diálogo” cuyo objetivo es generar un sistema de coordinación pública y diálogo permanente para atraer y viabilizar a grandes proyectos de inversión. Esta iniciativa apunta a establecer entre los diferentes actores de un proyecto “un diálogo que se inicie lo más temprano posible, y que concluya cuando cierre la faena”. (Álvaro García, 2017, párrafo 4). La iniciativa considera generar acuerdos de beneficio mutuo que impacten la calidad de vida de los habitantes e impulsen el desarrollo territorial, a la vez que faciliten la viabilización de inversiones que cumplan con los más altos estándares internacionales. El sistema de diálogo temprano permitiría, además, prevenir, mediar y arbitrar la resolución de conflictos, evitando la judicialización de proyectos de inversión, una de las principales causas a la fecha del atraso de proyectos de inversión en el país.

APLICACIÓN REAL DE UNA ETAPA DE RELACIONAMIENTO PREVIO A continuación se describe cómo se desarrolló la aplicación de la etapa de Relacionamiento Previo que permitió la participación temprana en la toma de decisiones de un proyecto minero desde el punto de vista ambiental y de aspectos relevantes para las comunidades indígenas del lugar, autoridades regionales y ciudadanía en general, antes de su presentación al SEIA. En primer lugar, se diseñó una “hoja de ruta” que permitió visualizar las actividades, etapas, plazos e involucrados en el desarrollo del proyecto. Este trabajo de identificación de stakeholders, o partes interesadas, se realizó a través del desarrollo de un estudio que permitió el levantamiento de los actores a nivel local, regional y nacional, con el propósito de iniciar con estas entidades un diálogo desde una etapa temprana.

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Determinación de comunidades Una vez consolidada la información de los principales involucrados del proyecto, se inició tempranamente el contacto con autoridades para comunicarles la decisión de desarrollar el proyecto. Las primeras reuniones con autoridades locales contemplaron al Servicio de Evaluación Ambiental (SEA), CONADI y la SEREMI de Desarrollo Social, determinándose en esta instancia cuáles serían las comunidades que serían incorporadas en la etapa de Relacionamiento Previo.

Visitas en terreno y reuniones con autoridades Después de haber identificado el grupo de comunidades involucradas, se iniciaron actividades que contemplaron reuniones, visitas y presentaciones del proyecto en terreno, lo cual se hizo coincidir con la etapa de levantamiento de información, o caracterización de línea de base de medio humano. Cabe señalar que en cada reunión y/o visita fueron levantadas actas en las cuales se registraron las inquietudes y observaciones que las comunidades manifestaron en relación con aspectos ambientales, sociales y territoriales del proyecto. Respecto de otros actores, tales como autoridades y jefes de servicios, se elaboró un programa de reuniones generado a través de solicitudes de audiencias mediante la Ley de Lobby.

RESULTADOS DE LA ETAPA DE RELACIONAMIENTO PREVIO Como principal resultado obtenido en la aplicación de la etapa de Relacionamiento Previo, es posible afirmar que el proyecto minero actual, habiendo acogido las demandas e inquietudes presentadas por las comunidades indígenas aledañas y de otros actores de importancia, no genera afectaciones sino que, por el contrario, mejora su desempeño ambiental. Asimismo, otro de los resultados obtenidos es que esta etapa también contribuyó a construir consensos entre todos los actores, generando las confianzas que, se espera, permitirán la sostenibilidad en el futuro de los acuerdos alcanzados.

Acuerdos resultantes A continuación se presentan algunos de los acuerdos consensuados que se aplicaron a dicho proyecto como resultado de la etapa de relacionamiento previo y que reconoce las necesidades e intereses de las comunidades indígenas: ● Los botaderos asociados a la explotación fueron rediseñados, evitando la disposición de material estéril en quebradas sensibles para la comunidad. ● La empresa capacitará a sus colaboradores, propios o contratistas, sobre el control de la velocidad de vehículos en zonas donde transitan animales pertenecientes a las comunidades que aún practican la transhumancia.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS ● No obstante que los relaves tendrán un mínimo de agua, debido a que serán filtrados, contarán con una geomembrana en la base del depósito.

Además, al cierre de dicha

instalación, se colocará una cubierta para evitar efectos posteriores del viento sobre su superficie. ● Una vez que se acabe la vida útil de las operaciones, se despejará un área que permita el paso de animales desde y hacia zonas con disponibilidad de forraje.

CONCLUSION Dado que en la actualidad los aspectos de interés para las comunidades indígenas y no indígenas no son abordados o resueltos en el marco actual del SEIA, la etapa de Relacionamiento Previo surge como un mecanismo que viene a subsanar esta deficiencia del proceso de evaluación ambiental de proyectos de inversión. De esta forma, la aplicación de una etapa de Relacionamiento Previo permite, establecer de manera temprana cuáles son las observaciones o inquietudes de las comunidades y partes interesadas en general, con el objetivo de incorporarlas desde las etapas del diseño del proyecto. En este sentido, la etapa de Relacionamiento Previo, descrita en este trabajo, se desarrolló como una instancia de información, participación y diálogo que permitió recibir comentarios, observaciones o inquietudes de las comunidades indígenas y de las partes interesadas o stakeholders, que ayudaron a mejorar el proyecto minero mencionado en su perspectiva ambiental de manera efectiva.

REFERENCIAS Álvaro García presenta avances de la Alianza Valor Minero en seminario de Aprimin. [en línea], Valor Minero en Internet. (6 de septiembre de 2016) http://valorminero.cl/alvaro-garcia-presenta-avances-de-laalianza-valor-minero-en-seminario-de-aprimin/ [consulta: 2 julio 2017] Comisión Minería y Desarrollo de Chile Consejo Nacional de Innovación Competitividad. Minería: Una Plataforma de Futuro para Chile. Informe a la Presidenta de la República, Michelle Bachelet, (2014) 78 p. Comisión Asesora Presidencial para la Evaluación del SEIA. Informe Final. Ministerio del Medio Ambiente, (2016) 492 p.

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Formando técnicos mineros en Perú Prof. Mario Cedrón Lassús. (*) Centro Tecnológico Minero (Cetemin)

RESUMEN La industria minera moderna requiere de personal calificado para operar eficientemente, atrás quedaron los tiempos en que bastaba poder resistir la dura faena para trabajar en una mina. Por cada ingeniero que labora en minería se requieren en una industria minera como la peruana, 4 tecnólogos y 10 técnicos calificados, entendiéndose estos últimos como trabajadores que han recibido capacitación formal en algún centro de estudios. Dicha capacitación implica no solo la transmisión de conocimientos, el saber, sino además el desarrollo de habilidades conocidas como competencias, el saber hacer, y de suma importancia las actitudes, el saber ser. En Perú se creó el 2003 Cetemin, una institución educativa sin fines de lucro que ha capacitado desde entonces a más de 5000 técnicos mineros utilizando un modelo y metodología poco común, el de la inmersión y desarrollo de competencias. El presente trabajo describe dicho modelo y metodología y resalta la cooperación con otras instituciones similares en el mundo incluyendo el CEIM de Antofagasta.

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INTRODUCCIÓN Dentro de toda organización, existe un bien intangible que le da vida al funcionamiento de los procesos. Este bien es su personal, su recurso humano, el cual siempre necesitará ser sometido a procesos de capacitación si se desea que éstos alcancen un máximo de rendimiento y productividad en sus puestos. Todas las organizaciones deben enfrentar la formación y capacitación de su personal, el cual además de los recursos materiales, financieros y/o administrativos, es el capital más dinámico que toda organización necesita para llevar a cabo sus procesos (Diez et al, 2009).

CAPACITACIÓN POR COMPETENCIA El desarrollo de las competencias laborales tiene un efecto directo sobre la retención del personal, su desarrollo en la empresa, sus acciones prácticas en el trabajo. La formación para integrar a más trabajadores locales tiene un impacto directo con la RSC. Se puede observar una disminución de los errores: más vigilancia para la salud y seguridad, menos errores que podrían dañar el medio ambiente y menos paradas de producción. A veces, es difícil de medir de forma cuantitativa la adecuación entre la formación y la productividad, eficacidad, impacto medioambiental, seguridad, motivación; (CBG: fajas, voladura, impacto sobre tareas). A veces, hay una resistencia al cambio y la capacitación puede parecer amenazadora; (Xstrata Horne: cambio de tareas, impacto directo a su trabajo, plan de comunicación - CBG: voladura, impacto sobre tareas).

Ventajas de la capacitación ● La capacitación está relacionada con la productividad. ● La empresa cuenta con programa de detección de necesidades de capacitación. ● La actitud positiva de los trabajadores mejora el impacto de la capacitación en la productividad. ● La capacitación se considera como una inversión. ● Los programas de capacitación cumplen con las necesidades de la organización (no pérdida de tiempo). ● Con la capacitación se mejora la toma de decisiones de los empleados. ● La capacitación aumenta la motivación del empleado. ● La capacitación proporciona satisfacción al trabajador.

Requerimientos de capacitación de la minería peruana La industria minera peruana da empleo directo a unas 160 mil personas, de las cuales el 70%, unas 112 mil son operadores de nivel profesional y técnico. De ellos unos 10 mil son profesionales mayormente ingenieros de diversas especialidades (unos 2500 ingenieros civiles

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS de minas) y los demás, unos 100 mil, personal técnico calificado dividido en unos 20 mil tecnólogos y 80 trabajadores calificado. Existen 25 facultades de ingeniería de minas con más de 8000 estudiantes, 700 egresados por año y solo se generan unos 150 empleos anuales nuevos. En cambio solo existen unas 3 escuelas técnicas de nivel preparando personal no profesional para la minería (Tecsup y Senati para tecnólogos y Cetemin para trabajadores calificados) que cuentan con unos 5 mil estudiantes y gradúan unos 1500 por año, cantidad insuficiente para los requerimientos de la industria que demanda al menos el doble.

Cetemin Cetemin surgió el año 2003 como iniciativa de un grupo de ingenieros con vocación docente. La mina Perubar a 50 km de Lima acababa de cerrar por agotamiento de reservas, y sus instalaciones fueron convertidas en una escuela de formación técnica sin fines de lucro. Con apoyo de la Cegep de Abitibi Temiscamingue de Quebec – Canada se desarrollaron 5 carreras utilizando la metodología de capacitación por competencias, estas fueron: ● Explotación de minas ● Mantención mecánica ● Mantención eléctrica ● Procesamiento de minerales ● Medio ambiente Y últimamente se ha añadido Geología de minas. A la fecha se han capacitado a más de 5000 personas y Cetemin ha construido 3 campus diseñados específicamente para sus fines, 2 cerca de lima y 1 cerca a Arequipa en el sur del país con una capacidad total para 600 alumnos. El lema de la institución es: ● Saber ● Saber hacer ● Saber ser Es decir, no basta transmitir conocimientos sino además desarrollar competencias y aplicarlas de manera ética. El régimen de estudios es el internado de lunes a viernes con un solo curso de 40 horas dictado por semana durante 25 semanas (1000 horas de capacitación teórico práctica). Todos los días hay evaluación de lo aprendido el día anterior, se cuenta con mina escuela, modernos talleres y laboratorios y maquinaria minera. La inserción laboral es prácticamente del 100%.

Cooperación internacional Además de la cooperación canadiense que viene desde sus inicios, Cetemin cuenta con convenios con importantes instituciones peruanas y extranjeras. En Perú mantiene convenios

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS con la Universidad Nacional de Ingeniería y con la Universidad Privada del Norte. Con Chile se tiene celebrados convenios con la Escuela técnica Benjamin Treplinsky de Atacama y con el Centro de Entrenamiento Industria y Minero (CEIM) de Antofagasta.

CONCLUSIONES ● El principal requerimiento de personal por cantidad en la industria minera es el técnico, sobre todo operadores de equipos y mantenedores. ● La capacitación requerida demanda no solo conocimientos sino además habilidades denominadas competencias y el desarrollo de actitudes positivas. ● La cooperación internacional resulta altamente positiva, sobre todo entre países con tradición minera. ● Chile es muy fuerte en minería a cielo abierto, el Perú en minería subterránea no masiva, ambos se complementan y apoyan a otros países de la región como Argentina, Bolivia, Colombia y Ecuador. ● La industria minera está globalizada y nuestros países están camino de convertirse en fuente de provisión de personal calificado en minería que escasea en otros países. ● Con ello se abren las puertas a la exportación de bienes y servicios para la minería. ● La minería contribuye a la integración regional. ● Es posible profundizar esta mediante la investigación conjunta y elaboración de estrategias comunes. ● La minería explota un recurso natural no renovable, por ende su renta debe ser invertida en desarrollar capital físico o capital humano y no ser desperdiciada en gasto corriente. ● Es necesario acercar la academia con la industria, la primera fuente de reclutamiento de personal de la minería son sus instituciones educativas. ● Es posible desarrollar líneas de carreras que partan desde una capacitación técnica minera y puedan llegar hasta un doctorado.

AGRADECIMIENTO Agradezco a los organizadores del Simin 2017, a las universidades peruanas San Marcos y la PUCP como a Cetemin, el haberme permitido participar en este evento.

REFERENCIAS Diez, Jennifer y José Luis Abreu, (2009) ‘Impacto de la capacitación interna en la productividad y estandarización de procesos productivos’, Daena: International Journal of Good Conscience. 4(2) : 97-144. Septiembre, ISSN 1870-557X.

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Migrando hacia la minería del futuro Roberto Urzúa 1 (*) , Julio Morales 1

Subgerente de proyectos Minería, Gerencia MEIT (Equipo Mineros, Innovación y

Tecnología), Komatsu Holding South America

RESUMEN La industria minera ha sido uno de los principales pilares de crecimiento económico del país, hoy día el momento es complejo y es necesario hacer las cosas distintas para sobrevivir. Si seguimos haciendo más de lo mismo o pequeños ajustes en los procesos ya existentes no se podrán generar las transformaciones que necesita la industria. Se debe mirar más allá de la mejora incremental del rendimiento de los procesos actuales, para pensar en el cambio de paradigmas, cambiar nuestras prácticas y nuestras metodologías. Lo anterior hace que sea necesario mejorar los métodos actuales de explotación, los diseños mineros, el manejo de materiales e intensificar el uso de tecnología para así incrementar los niveles de productividad, seguridad, continuidad operacional y bajar costos. Históricamente la minería ha demostrado que ha logrado incrementar su productividad producto de la incorporación de innovaciones tecnológicas. A través de una serie de “innovaciones disruptivas" que han impulsado saltos importantes en niveles de productividad. En este sentido, el desarrollo de la innovación (en cualquiera de sus modalidades —producto, proceso, modelos de negocios) y de la tecnología son la clave para enfrentar este escenario desfavorable. Esta presentación toma los múltiples desafíos que enfrenta nuestro negocio y hace un: i) levantamiento de las “macro tendencias” de la industria minera que veremos en los próximos 10-20 años, ii) la irrupción de las tecnologías TICAR (tecnologías de la información, comunicaciones, automatización, remotización y robotización) y iii) algunas recomendaciones generales de cómo enfrentar el desafío de mejorar la productividad como país. 399


INTRODUCCIÓN El actual escenario que enfrenta la industria minera es conocido, el diagnóstico es muy antiguo (hace más de 10 años). Nadie puede sorprenderse hoy de los altos costos de la energía, la escasez de agua y desafíos productivos como recursos más profundos y escasos, la menor ley del mineral, comunidades más exigentes y restricciones medioambientales. Si a lo anterior le agregamos el efecto cíclico del precio de los commodities y al actual período que se está experimentando, todo hace que cada vez sea más difícil mantenerse competitivos. Toda esta combinación de efectos explica en gran medida la fuerte caída del nivel de productividad que ha experimentado el país en los últimos años.

Figura 1 Condición actual de la minería del cobre en Chile

En este contexto, el ciclo actual más que golpearnos y obligarnos a desarrollar planes de contingencia, bajar nuestros costos para aumentar la productividad, debe ser también un llamado de alerta y oportunidad para re-inventarnos, desplegar nuevas potencialidades que se instalen de forma permanente en nuestros procesos, para así enfrentar con renovadas capacidades los ciclos, que estamos seguros, vendrán hacia adelante.

NECESIDADES DE LA INDUSTRIA DE CAMBIAR LAS PRÁCTICAS Dadas las circunstancias que hoy atraviesa la industria minera, la única forma que hoy puede marcar una diferencia en términos de aumentos en productividad es la innovación y en el sentido más amplio de la palabra, es decir, cambiando las formas de hacer las cosas. Si se sigue haciendo más de lo mismo o pequeños ajustes en los procesos ya existentes, no se podrán generar las transformaciones que necesita la industria.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Se debe mirar más allá de la mejora incremental del rendimiento de los procesos actuales, para pensar en el cambio de paradigmas, cambiar actuales prácticas y metodologías. Es necesario volver a los fundamentos, analizar los procesos y estudiar de qué manera a través de la innovación se puede optimizar la función: Eficiencia – Productividad – Competitividad – Flujo de Caja. Si se analiza la gran minería de rajo, por ejemplo, se observa que no ha cambiado sustancialmente en casi 100 años, las primeras palas cables datan de los años veinte y si se compara con las actuales principalmente la diferencia es la tendencia hacia al gigantismo e incorporación de más tecnología en el equipo, pero no implica un cambio de proceso importante. Lo mismo sucede al comparar la irrupción de los camiones de extracción de gran tonelaje en la década de los 60 y los actuales camiones de última generación.

Figura 2 Evolución de la minería de superficie. Fuente MEIT Komatsu

Similar situación sucede en la minería subterránea, si comparamos las perforadoras manuales de a principio de siglo con los actuales Jumbos Boomer de avance, o si se analiza el caso más dramático de los LHD de fines de los 50 que casi no han sufrido modificaciones hasta hoy donde la operación semi autónoma es la tendencia.

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Figura 3 Evolución de la minería subterránea. Fuente MEIT Komatsu

La conclusión es que probablemente seguir operando de la misma forma no tiene mucho sentido. La innovación de la industria minera, debe llevarla hacia nuevos umbrales de eficiencia, en un contexto amplio, facilitando la inserción de este negocio en un mundo cada vez más integrado y sustentado progresivamente en plataformas tecnológicas y que, hay que decirlo, hasta ahora han sido conservadoramente integradas en la minería. Habiendo establecido que es necesario generar las mejoras en productividad a través de cambios o innovaciones podemos decir que existen dos tipos principales de innovaciones tecnológicas, una de ellas es la innovación incremental o “mejora continua”, y la otra es la innovación disruptiva o “quiebre tecnológico”, las cuales son definidas y diferenciadas a continuación.

MEJORAS CONTINUA La mejora continua ofrece mejoras graduales en la eficiencia, seguridad u otros aspectos de los procesos mineros, pero sólo implica cambios limitados a las practicas actuales. Este tipo de innovaciones pueden resultar algunos avances tecnológicos desarrollados en un mediano plazo y cuyos riesgos de investigación y desarrollo (I+D) y aplicación tienden a ser moderados a medio.

La mejora continua también puede entenderse como la incorporación de más y mejor tecnología a los procesos actuales con el fin de aumentar acotadamente la productividad y mejorar la seguridad de las operaciones. Por ejemplo, la incorporación de sistemas de monitoreo en tiempo real de los signos vitales de los equipos es una mejora incremental que aumenta la disponibilidad

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS física, el aumento de la productividad, pero no implica un cambio importante en el proceso minero en sí.

QUIEBRES TECNOLÓGICOS Un quiebre tecnológico, implica en general, una desviación importante de los procesos convencionales del negocio minero. Tiene lugar en horizontes de tiempo mucho más largos y requiere una inversión inicial muy importante con un resultado incierto, el hecho que la minería sea una industria conservadora hace que este proceso sea lento y complejo pasando por una serie de etapas desde una idea conceptual inicial y pruebas piloto, hasta su puesta en marcha y comercialización. Las innovaciones que no tengan éxito en cualquier punto de la cadena de prueba son descartadas, por lo general muy pocas tienen éxito en todo antes de la llegada a la etapa de comercialización. Un ejemplo de quiebre tecnológico es el proyecto Minería Continua de Codelco que busca migrar hacia sistemas productivos tipo “fábrica de rocas”, este busca incrementar productividad y bajar el costo de operación de forma dramática. En resumen, las innovaciones se pueden clasificar temporalmente en base a tres horizontes de tiempo: ● Horizonte 1 (1-3 años): Mejoras a equipos existentes (mejoras continuas), implantación de tecnologías existentes y validadas que implican un bajo retorno y poco riesgo. ● Horizonte 2 (3-8 años): Requiere investigación y desarrollo (modelos colaborativos), se desarrollan los programas de quiebre del futuro. ● Horizonte 3 (>8 años): Requiere investigación y desarrollo intensivos con involucramiento de centros tecnológicos, universidades, proveedores y empresas mineras. Son quiebres dramáticos a los procesos actuales que implican un alto retorno y un nivel de riesgo importante.

Figura 4 Tipos de innovaciones y su incorporación en el tiempo. Fuente MEIT Komatsu

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MACRO TENDENCIAS DE LA INDUSTRIA MINERA Al intercambiar visiones de desarrollo con las principales empresas mineras a nivel mundial, centros tecnológicos y de investigación, universidades, empresas proveedoras y consultores expertos, se pueden identificar cuáles son las macrotendencias de la industria. Aspectos Generales: ● La Industria Minera es conservadora y no lidera los desarrollos tecnológicos. En consecuencia, necesita de otras industrias líderes en tecnologías, para adaptar e implementar los desarrollos tecnológicos. Existe la cultura de “Validación Tecnológica” antes de su adopción. ● La Industria Minera migrará hacia operaciones inteligentes, usando tecnologías de punta, que le permitan operar en forma ubicua, a distancia, con información en línea, integrada, desde la Mina al Puerto. (Visión de las principales empresas mineras). ● Todos los actores que participan en el entorno de la Minería, se mantendrán vigentes, en la medida que sus modelos de negocios, integren innovación tecnológica, operaciones inteligentes, productos de alta calidad, un servicio integral, calidad en las relaciones de largos plazo y una experiencia de alto nivel. ● La demanda sin precedentes de materias primas, hace necesario revisar, potenciar y mejorar los métodos de explotación existentes, diseños mineros, tecnologías de transporte, automatización y otros, tanto en minería de cielo abierto como subterránea. ● Como lineamientos generales, los quiebres tecnológicos deberán considerar, incrementos en productividad de 2 a 3 veces las existentes, reducción del CAPEX entre un 30 a un 50%, reducción del OPEX entre un 30 a un 50%, uso de automatización, en equipos y/o sistemas.

MINERÍA DE SUPERFICIE Minería de Superficie el problema va a seguir siendo el mismo, es decir, tenemos un depósito con minerales de ley económicamente explotable que debemos extraer en una secuencia optima de manera eficiente a bajo costo a cada uno de los destinos (botadero, chancado o stock), según la calidad de los materiales involucrados y a bajo costo. ● Migración desde sistemas Batch a sistemas continuos de explotación. ● Sistemas IPCC (In Pit Crushing and Conveying), mediante Sizers y correas de alta pendiente). ● Desarrollos de nuevas tecnologías como las propuestas por "Truck Lift Platforms ", "Skip Conveyors", "Correas sándwich o HAC", que provean flexibilidad en el crecimiento de la mina, operaciones redundantes, bajos costos, continuidad operacional y de altas capacidades. ● Operaciones autónomas y remotizadas para condiciones de altas complejidades ambientales, altura, nieve, viento, lluvia otros. (Control remoto en línea vista, operaciones tele comandadas operaciones autónomas).

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS ● Operaciones híbridas usando distintos tipos de tecnologías y sistemas de manejo de materiales según las condiciones y vida de los rajos. ● Operaciones con equipos de altos tonelajes, ejemplo camiones de 500 0 600 ton.

Figura 5 Esquema de minería de superficie. Fuente Rio Tinto

MINERÍA SUBTERRÁNEA Independiente de las diferencias con la minería de superficie, los desafíos para la minería subterranea son similares: esto es ingresar al cuerpo mineralizado por diversos medios (piques, rampas o socavones) para extraer el mineral evitando la dilución, favoreciendo la recuperación de reservas, respetando las restricciones geomecánicas y favoreciendo métodos altamente productivos tales como métodos de hundimiento. ● Tendencia a operar métodos de explotación tipo caving en cada una de sus variantes, altas capacidades y bajos costos. ● Conocimiento completo del macizo rocoso y pre acondicionamiento intensivo del macizo rocoso. ● Incremento en las velocidades de extracción, reducción de colgaduras y reducción secundaria. ● Reemplazo de los sistemas de Perforación y Tronadura por métodos de desarrollos rápidos como las TBM. ● Operaciones continuas y semi continuas para las áreas de producción y acarreo.

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Figura 6 Esquema de minería subterránea. Fuente Rio Tinto

GESTIÓN DE MANTENIMIENTO Transitar desde un mantenimiento “re-activo” hacia uno “predictivo” que minimice las fallas, prolongue la vida útil los activos facilitando la operación de los circuitos mineros al límite de su capacidad de diseño. ● Reducción del mantenimiento imprevisto o correctivo, incremento del mantenimiento .programado, desarrollo de mantención predictiva y uso de herramientas de prognosis. ● Sistemas de gestión de mantenimiento predictivo. ● Sistemas de Monitoreo On Line de signos vitales. ● Sistemas de monitoreo continuo y/o en línea. ● Realidad aumentada en mantenimiento.

TECNOLOGÍAS TICAR Finalmente, dentro de las macro tendencias de la industria y la próxima generación minera habrá una fuerte influencia tecnológica, las tecnologías TICAR (Tecnologías de la Información Comunicaciones, Automatización y Robotización), estas han venido alcanzando una relevancia muy importante, principalmente en relación a: ● Centro integrado de operaciones y salas o centros de operaciones mina. ● Estandarización de la data, captura y fusión de la data, entendimiento de la data, gestión de la data, conceptos de Big Data, Internet de las cosas e Inter operatividad. ● Operaciones remotas, ubiquidad, con infraestructuras de altas velocidades como fibras ópticas y terminales fotónicos, incluyendo sistemas abiertos. ● Uso de la realidad aumentada.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS ● Sistemas de despacho y mantenimiento integrados. ● Tele comando y automatización de operaciones. ● Sistemas de medición de sensores a bordo. ● Sistemas de navegación y control de ruta. ● Sistemas anti fatiga, anti colisión.

IRRUPCIÓN DE LAS TICAR Históricamente la minería ha demostrado que ha logrado incrementar su productividad producto de la incorporación innovaciones. A través de una serie de “innovaciones disruptivas" que han impulsado saltos importantes en niveles de productividad. En este sentido, se estima que la automatización de equipos y procesos mineros permitirá duplicar los actuales niveles de productividad. Se estima que cambios hacia minería autónoma podrán permitir este salto, no está claro cuando estas nuevas tecnologías estarán disponibles e implementadas.

Figura 7 Productividad pasadga y productividad anticipada del cambio tecnológico, Fuente Institute of Science and Technology Policy

Hoy en día la tecnología está jugando un rol mucho más importante, las empresas mineras aprecian mucho más la tecnología y actualmente ésta juega un rol de agregación de valor en sus operaciones. La tecnología por sí sola nunca va a dar un buen resultado si no va de la mano con una adecuada integración con las personas, una organización adecuada y con los procesos.

Si antes se entendía minería inteligente como aquella capaz de monitorear y controlar equipos en tiempo real en la mina con gran captura de información en línea, ahora este concepto tiene que ver más con lograr una mina 100% sin intervención humana en la operación, autónoma, segura y amigable con el medio ambiente. En este contexto las TICAR emergen como una

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS herramienta fundamental para alcanzar este estado, ellas serán las tecnologías habilitadoras que nos permitirán alcanzar este sueño de la mina autónoma.

Este concepto comenzó fuertemente a fines de los años 90, pero dado el tiempo de maduración se estima que este objetivo puede ser difícil de lograr en el mediano plazo. La historia ha demostrado que estos procesos son en general difíciles de implementar y se va por etapas en proceso de iterativos a prueba de error que se traducen en tiempo, dinero y esfuerzo.

Si se lograra cambiar esta mirada, haciendo del área tecnológica parte del ‘core business’ de la minería, la introducción de nuevas tecnologías alineadas con las necesidades reales del negocio se aceleraría drásticamente.

Figura 8 Concepto de Mina Inteligente. Fuente The Technical University of Košice Slovakia

La tecnología permite tener un mejor control de nuestras operaciones, permite tener una visión holística de las diferentes partes y las conexiones que conforman el negocio. El acceso inmediato al estado del proceso, de los equipos y del rendimiento financiero puede ayudar a tomar mejores decisiones. La tecnología ayuda a tener una operación continua y con menos variabilidad, logrando procesos mineros más predecibles y seguros.

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VISIÓN GLOBAL DE LA MINERÍA DEL FUTURO Se puede decir que existe un consenso entre expertos, centro de investigación y empresas mineras en cómo se prevé el futuro en relación a la importancia que tendrá la automatización de operaciones y, obviamente, las tecnologías TICAR como habilitadoras para alcanzar ese estado de Minería Inteligente. Por ejemplo, CODELCO entiende que para alcanzar un proceso inteligente debe ir pasando por etapas que van desde procesos manuales y mecanizados a procesos remotos a través de tele operación, semi autónomo y autónomo Por otro lado, BHPB también apunta al mismo proceso tecnológico temporal que apunta hacia un objetivo que tiene que ver con una minería autónoma como una cadena lógica de eventos que, al igual que CODELCO, va desarrollando una secuencia de incorporación de tecnologías remotas, tele operadas, con equipos autónomos aislados y finalmente procesos autónomos. Finalmente, Anglo American ve su línea de desarrollo desde la mecanización con procesos estándar, después hacia una automatización con una mayor visibilidad y trazabilidad de procesos para finalmente alcanzar un estado de minería 2.0 donde hay mayores niveles de automatización y el uso de inteligencia artificial. Además la explotación de recursos en lugares más complejos y sistemas de minería más continuos.

Figura 9 Líneas de desarrollo tecnológico de algunas empresas mineras (Codelco, BHP B y Angloamerican)

SISTEMA AHS Si de tecnología se trata el sistema AHS (Camión Autónomo de Komatsu) es la máxima expresión de este esfuerzo. La automatización ha sido un sueño de tiempo largo para la industria minera y el sistema AHS ha ayudado a alcanzar este sueño. Komatsu es el primer fabricante a nivel mundial de comercializar Sistema de camión Autónomo (AHS) en la industria minera.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Actualmente el sistema AHS está operando con 18 camiones autónomos en Mina Gaby, la operación es muy madura y los resultados hoy son bastante buenos. El sistema trabaja básicamente con los siguientes elementos: ● Sala de control (computador central) ● Tecnología GPS ● Red de Comunicaciones ● Sistemas anticolisión y detección de objetos El sistema AHS equipa a cada camión con un sistema GPS de alta precisión, de manera que la posición exacta de cada uno de los camiones sea conocida y controlada por la sala de control en todo momento. También tiene un sistema de red inalámbrico, que le permite mantener un flujo continuo de información con la sala de control. Trabaja también con un el sistema de detección de obstáculos detecta un objeto, vehículo o persona dentro del sistema AHS, los vehículos reducirán velocidad o se detendrán inmediatamente.

Figura 10 Diagrama general de funcionamiento del sistema AHS

Komatsu ha desarrollado un nuevo concepto de camiones autónomos y lo ha presentado en la feria Minexpo 2016 en Las Vegas. Representa la nueva generación de camiones autónomos de Komatsu, se trata de uno de los primeros prototipos de un vehículo completamente autónomo. Es un concepto totalmente revolucionario, rompiendo los esquemas tradicionalmente conocidos es un cambio muy importante a lo que ha sido el camión minero tradicional hasta ahora.

Komatsu actualmente ofrece el sistema autónomo de camiones para sus modelos 830E y 930E, ya era el momento de tomar los beneficios que la autonomía entrega a las operaciones mineras y colocarlo dentro del concepto de diseño mismo del equipo. Se considera mejor opción que

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS tomar un camión convencional y adaptarlo a una operación autónoma, lo anterior alineado a la operación autónoma y diseñar un equipo exclusivamente para este tipo de operación.

Figura 11 Desarrollo del concepto de IHV (Nuevo Camión Autónomo)

El nuevo camión autónomo no tiene cabina para operador, el camión autónomo no tiene realmente una parte delantera ni trasera, sin cabima se obtiene una mejor distribución del peso de la carga en cada una de las ruedas, mayor capacidad de carga y menor consumo de neumáticos. Puede conducir en cualquier dirección igualmente bien gracias a la dirección de cuatro ruedas, puede moverse simplemente hacia atrás y adelante, invirtiendo la dirección según lo necesitado. Adicionalmente los ejes delanteros y traseros son iguales ambos giran para virar por lo que se consigue un viraje más cerrado que en un camión convencional, así es posible diseñar minas con radios de curvatura mucho más angostos que se traduce en menos movimiento de material.

RECOMENDACIONES PARA MEJORAR LA PRODUCTIVIDAD La industria minera ha sido uno de los principales pilares de crecimiento económico del país, hoy día es el momento complejo, está claro que necesitamos hacer las cosas distintas para sobrevivir. El comportamiento de la industria minera siempre ha sido cíclico. En momentos de buenos precios no hay tiempo para innovar y en épocas de precios bajos, tenemos más tiempo y es ahí donde tenemos la oportunidad para innovar. Implementar tecnologías innovadoras

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS debería ser una política de largo plazo independiente de momento del ciclo que nos encontremos. Estos son solo algunas recomendaciones a considerar: ● Se deben crear relaciones comerciales de largo plazo que se pueden sostener durante el ciclo de auge y crisis de la minería para desarrollar las nuevas tecnologías que la industria necesita para mejorar su productividad. ● Por el lado de la industria es necesario tener la capacidad de abrirse a probar nuevas tecnologías. Se requiere de un mayor esfuerzo y un cambio de mentalidad, lo que representa un gran desafío. ● Se requiere más asociatividad entre las mineras, los centros de investigación/universidades, los proveedores, para convertirnos en un país capaz de generar tecnología, si trabajamos en silos independientes tenemos escasas posibilidades de ir generando cambios importantes ● Es necesario trabajar en el desarrollo de empresas locales intensivas en conocimiento y tecnología, con capacidad exportadora. Por ejemplo, Australia, que desarrolló un sector de servicios y proveedores de la minería "que aporta al PIB tanto como la misma actividad extractiva", ellos exportan este tipo de tecnología, se debe apuntar hacia ese tipo de iniciativa. ● Para llevar a cabo las transformaciones se necesitan recursos, no se está invirtiendo lo suficiente en Investigación y Desarrollo (I+D). Países como Australia y Canadá "invierten entre 1 y 2% del PIB en Investigación y Desarrollo (I+D), cifra que llega solo al 0,35% en Chile". Por otro lado, el sector minero desarrolla solo el 5,6% de la innovación en Chile. Esta cifra es muy menor si la comparamos con otros países mineros como Australia, donde el porcentaje se empina sobre el 21%. ● Si queremos mejorar la productividad, abaratar costos a largo plazo, disminuir el impacto en el medio ambiente y mejorar la seguridad de los mineros y comunidades, debemos disminuir esta brecha respecto de países con culturas sustentables más desarrolladas.

CONCLUSIONES ● La Minería presenta múltiples “Desafíos” de coyuntura, pero también existen “Macro Tendencias” y una “Nueva Generación Minera”. ● La demanda sin precedentes de materias primas, hace necesario revisar, potenciar y mejorar los métodos de explotación existentes, diseños mineros, tecnologías de transporte, automatización y otros, tanto en minería de cielo abierto como subterránea. ● La Industria Minera migrará hacia operaciones inteligentes, usando tecnologías de punta, que le permitan operar en forma ubicua, a distancia, con información en línea, integrada, desde la Mina al Puerto ● Los principales drivers son: Seguridad, Productividad, Costos y Continuidad Operacional, así como el control de las Emisiones, la Sustentabilidad y el Medio Ambiente.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS ● Los quiebres tecnológicos deberán considerar, incrementos en productividad de 2 a 3 veces las existentes, reducción del CAPEX entre un 30 a un 50%, reducción del OPEX entre un 30 a un 50%, uso de automatización, en equipos y/o sistemas. ● La Industria Minera es conservadora y no lidera los desarrollos tecnológicos. En consecuencia, necesita de otras industrias líderes en tecnologías, para adaptar e implementar los desarrollos tecnológicos. Existe la cultura de “Validación Tecnológica” antes de su adopción. ● Todos los actores que participan en el entorno de la Minería, se mantendrán vigentes, en la medida que sus modelos de negocios, integren innovación tecnológica, operaciones inteligentes, productos de alta calidad, un servicio integral, calidad en las relaciones de largos plazo y una experiencia de alto nivel.

REFERENCIAS Analysis of In Pit Crushing and Conveying Systems IPCC and its Possible Application in Deep Hard Rock Open Pit Mining”, MEIT Group KHSA Komatsu, Chile, 2012 Autonomous and remote operation technologies in Australian mining”, Karen McNab and Magaly GarciaVasquez, Cluster Research Report No. 2.5, Vol.3 , November 2011 Autonomous and Remote Operation Technologies in the Mining Industry”, Brian S. Fisher and Sabine Schnittger/ BAE Research Report, February, 2012 Caving UG Mining Roadmap”, MEIT Group KHSA Komatsu, Chile, 2015 Future Trends in Mining”, Tom Albanese and John McGagh, SME Mining Engineering Handbook 1.3, February 2011 Human interaction with automated mining equipment: the development of an emerging technologies database”, Horberry. Ergonomics Australia 2012 8:1. Newcrest Technology Step Change”, Andrew Logan and Narayan Krishnan, IMPC 2012 Now to the Future – A Path Toward the Future Mine”, I Gipps, J Cunningham, S Fraser and E WidzykCapehart, Second International Future Mining Conference / Sydney, NSW, 22 - 23 November 2011 Skip Conveying – An Approach to optimize Cost and Energy Efficiency in Hard Rock Mines”, 10/25/2012 | Author / Editor: Franz M. Wolpers * / Marcel Dröttboom Smart Mine of the Future Conceptual Study 2009-2010 Final Report”, “MIFU | Rock Tech Center, Version November 11, 2010 Super Caves Study”, MEIT Group KHSA Komatsu, Chile, 2012

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¿Dónde está la cultura de productividad minera? Sergio Slipczuk 1 (*), Carolina Román 2 1

Lic. en Psicología. Universidad de Buenos Aires. Socio. Estudio de Ingeniería

Social 2

Licenciada en Educación. Pontificia Universidad Católica de Chile, Socia. Estudio

de Ingeniería Social. Chile RESUMEN Existe consenso sobre la urgencia por recuperar la productividad perdida en la gran minería chilena durante los últimos quince años y también hay acuerdo para afirmar que la reducción de costos es una primera etapa necesaria pero no suficiente para asegurar una productividad competitiva y, sobre todo, sustentable. Entre los factores que se definen habitualmente como resortes de productividad figuran variables vinculadas con la administración del trabajo, donde frecuentemente se menciona la cultura interna. ¿Pero dónde está exactamente la cultura? ¿Qué forma adquiere? ¿Cómo se gestiona? Definimos a la cultura productiva minera como una entidad compleja constituida por campos o subconjuntos en transformación permanente debido a la evolución del ciclo de vida del proyecto minero, de la magnitud de los recursos naturales disponibles en cada momento, de las variaciones del precio internacional y de las relaciones entre los stakeholders (accionistas, sindicatos, clientes, proveedores, comunidad y gobierno). Se presentará a la cultura productiva minera como una caja de herramientas que los integrantes de la Compañía utilizan cotidianamente, que define al “buen trabajo” en cada área pero no necesariamente en las otras. Por ejemplo la elección de un repuesto de maquinaria puede tener significados diferentes en Abastecimientos (menor precio), en Mantenimiento (recambio más sencillo) y en Operaciones (mayor tiempo de uso).

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Se concluirá señalando un conjunto de recursos de gestión de alto impacto en la cultura interna para impulsar un posicionamiento competitivo de la productividad minera, como la selección y difusión de buenas prácticas locales en cada especialidad, los espacios de detección de cuellos de botella entre áreas y los modelos de entrenamiento en el puesto de trabajo.

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METODOLOGÍA Se exponen los rasgos centrales de la productividad minera en Chile sintetizando información pública y se presenta el análisis de la cultura desde las ciencias sociales contemporáneas, para entrar de lleno en un factor determinante de las relaciones en las empresas mineras que se denomina “los juegos del poder”. Finalmente se concluye con una definición situacional de la cultura de productividad en la gran minería aportando tres iniciativas que pueden agregar valor de modo significativo a la meta de reducir los costos relativos por aumento de la productividad en la gestión de las operaciones.

RESULTADOS Y DISCUSIÓN Productividad minera La productividad laboral expresa la relación entre producción y trabajo, que a nivel país se contabiliza como PIB por hora trabajada, mientras que la productividad total de los factores o PTF considera, además del trabajo humano al capital invertido y otras variables. Chile logra sólo el 40 % de la productividad laboral de los EE.UU. y el 55% de la OCDE (Mc Kinsey, 2015) aunque la cantidad de horas trabajadas en Chile es de casi 2.000 horas contra el promedio de los países de la OCDE que es de 1.689 horas (La Tercera, 2015). Existe una tendencia negativa en la productividad de la minería del cobre en los últimos 15 años independiente del modelo utilizado para la estimación. El orden de magnitud de las caídas para el período 2000-2014 se estima entre 12% y 18%. Durante el período 2000-2004 la productividad o PTF aumentó en torno a 6% mientras que en el período 2005-2014 cayó entre 18% y 24% (Comisión Nacional de Productividad, 2016). La brecha de productividad entre la mejor compañía minera nacional (46) y la mejor compañía minera internacional (20) es de 26 horas hombre por kilo tonelada movida. Es decir, la mejor faena nacional resulta ser un 130% menos eficiente respecto a la mejor de la muestra internacional. Si se compara entre la operación nacional de mejor desempeño con el promedio internacional dicha diferencia se reduce a 14 horas hombre. Es decir, la faena nacional más eficiente es un 44% menos eficiente respecto al promedio de la muestra internacional. (Comisión Nacional de Productividad, 2016). La Comisión Nacional de Productividad también ha ponderado la productividad comparada en carguío de mina rajo, transporte de mina rajo, chancado primario de planta concentradora, molienda de planta concentradora, chancado primario en planta hidrometalúrgica, área seca de planta hidrometalúrgica y área húmeda de planta hidrometalúrgica con resultados publicados. La desagregación es muy importante porque la productividad definida como una fórmula de países o de empresas, se construye en las dimensiones “micro” de cada área operacional de la empresa, cada área de servicios de apoyo y cada punto de contacto con el mercado.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Los aportes de áreas internas como administración, tecnología y gestión de personas son habitualmente poco considerados en los estudios microeconómicos, aunque en la práctica cotidiana adquieren un inmenso valor ya sea como catalizadores o bien como laberintos de la productividad colectiva.

Un estudio de la Cámara Chilena de la Construcción con el Consejo Minero demostró que si aumentara un 11% el tiempo efectivo de trabajo a través de una disminución de los tiempos perdidos, se podría ahorrar anualmente más de 10 millones de horas-hombre y más de US$300 millones en la construcción minera. Según un estudio de McKinsey, el aumento de 1 punto en la nota de la calidad de las prácticas de gestión (van de 1-5) lleva a un aumento de 6% en la productividad total de factores o PTF, lo que equivale a un aumento de 11% de la fuerza laboral o 35% del capital invertido. (Comisión de Productividad CPC, 2016) Como ha señalado el premio Nobel de Economía, Robert Solow, “la gestión es el factor principal en la productividad.”. (Comisión de Productividad CPC, 2016) La diferencia de productividad con otros países se explica porque hay factores institucionales, como también aspectos culturales y de gestión, que afectan la productividad. Por ejemplo, hay estudios recientes en Chile que indican que el tiempo real efectivo utilizado en la construcción de proyectos mineros es del orden del 40% a 50%. Ello se explica, entre otros factores, por carencias de habilidades gerenciales, bajo nivel de planificación de procesos, salarios no asociados con productividad, restricciones en el uso de la polifuncionalidad, legislación laboral rígida y poco adaptada a la capacidad profesional y nuevas realidades del mundo del trabajo. Si avanzamos con mayor fuerza en estas materias, como también en la mayor capacitación de los colaboradores de la minería y un uso más extensivo de la polifuncionalidad, estaremos transitando en la senda correcta para incrementar sustancialmente los niveles de productividad. (Hernández, 2016) La productividad entonces es mucho más que una medida econométrica exclusiva de algunas áreas o de cada empresa, porque incluye variables que involucran a todos los stakeholders, que según Freeman (1983) son los grupos identificables respecto de los cuales la organización es dependiente para su supervivencia, como empleados, segmentos de clientes, proveedores, agencias gubernamentales, accionistas, bancos, sindicatos, comunidad. ¿Por qué cuando se traen profesionales de países más productivos que Chile, estos abandonan su productividad de origen? Al respecto, Óscar Guarda comentó que “en Chile se cree que llenando más papeles se mejora la productividad, pero tiene que haber un cambio de cultura”. (Minería Chilena, 2013) Si la productividad es afectada por aspectos culturales, es necesario preguntarse qué es la cultura, cómo es posible entenderla, hasta dónde es probable gestionarla si ello fuera realmente posible.

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Cultura de productividad Luhmann afirma que la cultura es la memoria de la sociedad, aunque el concepto se ha extendido tanto que bien puede considerarse ya demasiado amplio. Abarca desde los fundamentos simbólicos de la acción, hasta la totalidad de los artefactos humanos. Incluye las máquinas electrónicas hasta los tatuajes en el cuerpo humano; altas culturas y culturas cotidianas; cultura de las tribus arcaicas y cultura de las sociedades modernas y entonces ya casi no se pueden establecer límites en lo social. (Luhman 1997) En rigor, el concepto de cultura ha pasado por varias transformaciones proponiendo enfoques adaptados al estado del arte de las ciencias sociales en cada época. A comienzos del siglo XX la antropología cultural pasa a la etapa del estudio de las costumbres y desde 1930 ingresa a la etapa del análisis de los modelos de comportamiento. La aparición del libro de Clifford Geertz The Interpretation of Cultures en 1973 abre la etapa del enfoque simbólico del concepto de cultura. En efecto, la cultura ahora se analiza en el ámbito de lo simbólico. La cultura entonces se define como “telaraña de significados” o, más precisamente, como “estructuras de significación socialmente establecidas”. Simultáneamente el interés por la cultura invade los estudios literarios, las ciencias de la comunicación, la historia, la sociología, la psicología social y las ciencias políticas.

No existe realidad objetiva a priori; toda realidad es representada, es decir, apropiada por el grupo, reconstruida en su sistema cognitivo, integrada en su sistema de valores, dependiendo de su historia y del contexto ideológico que lo envuelve. Y esta realidad apropiada y estructurada constituye para el individuo y el grupo la realidad misma (Giménez, 2007). Sin duda la “licencia social para operar” que las comunidades extienden o no a los proyectos de minería extractiva son otro ejemplo privilegiado de la dimensión cultural en minería.

O dicho de otro modo: el símbolo y, por lo tanto, la cultura, no es solamente un significado producido para ser descifrado como un “texto”, sino también un sistema de “representaciones sociales”, un instrumento de intervención sobre el mundo y un dispositivo de poder. O dicho de otro modo: la cultura es antes que nada habitus (Bourdieu, 1980b), disposición (Lahire, 2002) y cultura-identidad (Di Cristofaro Longo, 1993,), es decir, cultura actuada y vivida desde el punto de vista de los actores y de sus prácticas. En conclusión: la cultura realmente existente y operante es la cultura que pasa por las experiencias sociales y los “mundos de vida” de los actores en interacción. (Giménez, 2007)

La cultura como conocimiento de la realidad implica un conjunto de herramientas con las cuales la gente actúa en contextos específicos y diferentes. Igualmente, podemos decir que es la

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS destreza, en la medida que se configura en herramientas y no simple conocimiento teórico, que esconde dentro de sí para dar interpretaciones prácticas y de representación para buscar construir y orientar la realidad por parte de un grupo social o por el individuo.(Madueño 2002) Un ejemplo típico de cultura productiva minera es la gestión del tiempo común entre diferentes gerencias. La modalidad de gestión particular de cada faena impacta directamente en la cantidad de tiempo improductivo que sufre cada equipo de trabajo para coordinar tareas complementarias, en el grado de predictibilidad de las agendas de los ejecutivos por reuniones sorpresivas, extendidas o anuladas sin previo aviso, en la cantidad de eventos que provocan duplicación de esfuerzos cuando dos o más áreas enfocan un mismo tema de manera independiente y simultánea. Para la psicología social las representaciones sociales cumplen cuatro funciones básicas: (Giménez, 2005) ● Cognitiva, en tanto los individuos agrupados perciben, “aprehenden” y transmiten su perspectiva de la realidad, como puede ser la importancia de prevenir un derrame tóxico en un terreno despoblado atravesado por un arroyo. ● Identificatoria, porque la percepción compartida de la realidad entrega identidad (saber quién soy, quiénes somos), como cuando un evento imprevisto dentro o fuera de la planta exigen reprogramar los planes operacionales proponiendo esfuerzos extraordinarios teóricamente imposibles para cumplir un compromiso con los accionistas. ● Orientativa, porque aportan guías lógicas para la toma de decisiones y modelos informales para organizar las acciones, aun cuando no se dispone de normas y procedimientos oficiales y actualizados. ● Justificativa, porque legitiman las decisiones luego que fueran adoptadas, por ejemplo trasladando el costo de una decisión a otro sector interno o externo de la planta.

Ahora parece que deberíamos considerar los mundos de sentido como normalmente contradictorios, débilmente integrados, frecuentemente cuestionados, mutables y altamente permeables. Consecuentemente, la idea misma de que las culturas son entidades coherentes y distintas es ampliamente cuestionada. (Sewell, 1999) La naturaleza compleja de las culturas mineras se explica porque son sistemas abiertos a los flujos hacia y desde el interior, en adaptación constante con sus diversos entornos variables, que a la vez evolucionan en su propia lógica de proyectos finitos, deben incluir contradicciones, muestran una integración siempre en proceso, confrontaciones y límites provisorios. En una Compañía minera con un porcentaje importante de servicios externalizados en diferentes proveedores para tareas similares, ubicarse “dentro” o “fuera” de la cultura puede resultar muy complejo para los trabajadores que comparten el mismo lugar y tareas que los mineros de planta pero usan otro uniforme, cobran otro salario, acceden a otros beneficios y tienen otras expectativas de carrera en la minería.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS En todas las compañías mineras existe un relato oficial más o menos consistente sobre las cuestiones esenciales de la empresa, su historia y su futuro, junto con “discursos ocultos” (hidden transcripts) que tienen mayor o menor influencia sobre las percepciones y las decisiones de los individuos y los grupos según las características particulares de cada escenario

La internalización de los significados culturales ¿Cómo se transmite y se internaliza la cultura?; ¿Cómo y cuándo las representaciones culturales afectan las acciones de las personas o grupos?; ¿Por qué ciertas creencias o representaciones tienen mayor fuerza y perduran en el tiempo?

Si se entiende la cultura como redes de significados, ideas, creencias, o conocimientos que nos habilitan para comprender las situaciones, interactuar con otros, planear, realizar y evaluar acciones propias y ajenas, entonces la cultura es un fenómeno social limitado por procesos psicológicos de cognición y aprendizaje (Rodríguez Salazar, 2006)

El aprendizaje mencionado aquí es la comprensión de la percepción de evidencias prácticas, la observación de los criterios para triunfar o fracasar en el trabajo, la confrontación entre aquello que los líderes dicen y lo que hacen, la detección de modelos imitables, la incorporación de consensos informales que refuerzan o cuestionan los mensajes corporativos, las consecuencias positivas y negativas de involucrarse en las tareas para perfeccionarlas o hacer lo mínimo posible y sólo lo que es controlado. Según Rodríguez Salazar (2006), la antropología cognitiva propone para los sistemas culturales las siguientes propiedades:

● Son compartidos, posibilitando la coordinación y la comunicación entre los integrantes del grupo. ● Son externos a los individuos, aunque adquieren significado a través de personas particulares. ● Son abstracciones, simplificaciones creativas y adaptativas de la realidad. ● Son internalizados, a través de procesos creativos y selectivos. Nunca son ingresados de forma automática y pasiva. ● Son organizados jerárquicamente, con contenidos centrales y secundarios. ● Se organizan narrativamente, con el formato de una historia, un relato o una experiencia que los viejos transmiten a los nuevos. ● Son conscientes sólo en cierto grado, operando en gran parte como algo obvio y no sujeto a discusión.

420

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Los grados de internalización de los contenidos culturales muestran diversa profundidad. Un contenido cultural puede lograr cuatro niveles de inscripción en las personas:

● Reconocimiento (que no implica acuerdo). ● Asentimiento (no se transgrede, pero no se participa en su valoración). ● Adquisición (cuando toma carácter emocional y es realmente internalizado). ● Compromiso (recibe una adhesión que permite multiplicar su significado hacia otros).

Es desde esta óptica que la cultura funciona como un ”kit de herramientas.” (Swidler, 1986) Los contenidos culturales operan efectivamente como recurso de acción, lo que no significa que se replique automáticamente el discurso corporativo oficial. Una cadena de corruptelas o la práctica de “cuidar el patio trasero” -NIMBY o Not In My Backyard- evitando responsabilidades de difícil salida, pueden instalarse como contenido cultural arraigado con independencia del discurso oficial corporativo. Entendemos por discurso corporativo al relato institucional. La Compañía “habla” en sus comunicaciones internas, en sus balances, en sus informes a los accionistas, pero también en las salidas a terreno de sus gerentes, en la interacción con los sindicatos, en los acuerdos y proyectos de desarrollo con la comunidad.

Midiendo las configuraciones culturales Desarrollos recientes en la sociología de la cultura sugieren que este campo debe ser entendido como un poliedro complejo y no como una línea recta. Esto es así porque diversas perspectivas buscan dar cuenta de la complejidad y carácter multi-dimensional de lo cultural (Alexander, 2003; Calhoun y Sennett, 2007; Kaufman, 2004; McLean, 2007; Peterson y Anand, 2004; Swidler, 2001).Santos (2012).

¿Es posible medir un objeto de estudio como la cultura, que es intangible, con forma lógica de red multidimensional, alimentado por flujos de relaciones variables, polisémico y en evolución constante? En nuestra opinión “la cultura” como objeto complejo no es factible de medir ni de manipular como si fuera una sustancia tangible, pero ciertamente es posible distinguir focos, parámetros o dimensiones y actuar sobre ellos de la manera teórica o práctica que se desee. En la Tabla 1 se presentan

los tres modelos de medición cultural más reconocidos,

correspondientes a Schein (1983), Denison (1990) y Hofstede (1993), citados por Velazco Cepeda (2015).

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Tabla 1 Cuadro comparativo de mediciones culturales (Fuente: Adaptación de Velazco Cepeda

(2015))

Criterio

Schein

Características

Analiza

Indicadores

Denison

Hofstede

Analiza un conjunto de

Analiza la influencia

creencias y valores y

variables

que

cultural de cada país

supuestos básicos

relacionan la cultura

en el comportamiento

con

de

artefactos,

el

desempeño

los

grupos

organizacional

organizacionales

Presunciones sobre la

Involucramiento,

Distancia

relación

Consistencia,

Individualismo/colectiv

ambiente externo, el

Adaptabilidad, Misión.

ismo

manejo

Cada

Masculinidad/feminida

con

de

el

las

parámetro

se

al

relaciones internas, la mide a través de tres

d

realidad, la verdad,el

incertidumbre

Corto

plazo/largo

plazo

tiempo

y

índices y cada índice

espacio,la se mide por tres ítems

naturaleza humana

de cuestionario

Aversión

poder

Los

a

resultados

la

por

país son comparados

Instrumento

Técnica

cualitativa. Técnica

Entrevistas

cuantitativa.

y Cuestionario

observaciones

Survey Module

Value

Técnica

cuantitativa.

Cuestionario

de

60

ítems

Es interesante destacar que la cultura no ofrece una toponimia parametrizable universalmente y cada persona que actúa como un topógrafo o agrimensor cultural, mide necesariamente algún aspecto y queda obligado a inferir relaciones entre los resultados de la medición y los restantes nodos de esa red cultural particular. En esas inferencias el observador aporta su propia cultura, sus expectativas sobre qué es una “buena” organización y una adecuada configuración económica para ese negocio, bajo esas circunstancias y esas potencialidades puntuales, lo que configura una trama de relaciones única e irrepetible. Tal como dice Ann Swidler (1997) cada contexto sociocultural tiene sus diversas formas de actuación, complejas y sofisticadas, posee su propio repertorio de herramientas y acciones y estrategias. La cultura proporciona un conjunto de herramientas que están en conocimiento de los individuos ya sea de forma intuitiva o racional, informando, definiendo y permitiendo el desarrollo de las acciones. (Madueño, 2002)

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Es decir, si cada cultura es única, también cada experiencia de medición es única y puede configurar los indicadores que se consideren pertinentes en ese momento, lo que lleva a involucrar directamente a los ejecutivos en el diseño de los focos de estudio. A continuación se presenta un ejemplo de sondeo de indicadores organizacionales a través de un brevísimo formulario administrado en una entrevista personal a una muestra de los diferentes niveles jerárquicos de la Compañía, con la finalidad de comparar percepciones, como se observa en la Figura 1. Pueden notarse los 10 temas de gestión seleccionados para esa medición destacándose las coincidencias en la valoración de los parámetros 8. “Ritmo de trabajo” y 2. “Coordinación entre gerencias”, igual que las diferencias en la valoración de los parámetros 3. “Cumplimiento de metas” y 6. “Eficiencia controles internos”. Los puntajes más cercanos a 100 indican que la percepción de ese indicador cumple con las expectativas promedio del grupo consultado.

Figura 1 Infografía de percepciones sobre la gestión minera en una Compañía de gran porte

Los juegos del poder Entendiendo que cada especialidad minera desarrolla la tendencia a mirar la realidad desde sus propios matices y que en la gran minería conviven actividades geológicas, extractivas, metalúrgicas, químicas, informáticas, sociológicas y logísticas, es natural que coexistan diferentes modalidades de análisis y diversas tendencias para acoplar lo que cada uno considera “buen trabajo”.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Si la diversidad ofrece mayor riqueza de análisis, esa riqueza solo puede transformarse en productividad global cuando las decisiones se coordinan a través de interacciones directas y frecuentes, logrando que los diferentes “dialectos” de cada especialidad armonicen una alta variedad de términos en un lenguaje común tan sofisticado como eficiente. Según Margalef (1978) cuando la estabilidad del sistema es resultado de la intensidad de las interacciones entre sus componentes, el sistema contiene mucha información y los sucesos novedosos externos agregan poca información relevante, es decir, los próximos estados del sistema son predecibles desde su interior. Cuando en cambio, el sistema contiene menos información y las nuevas situaciones externas contienen mucha información relevante, la estabilidad del sistema requiere un notable gasto de energía y el futuro es menos predecible. ¿Qué factor cultural condiciona esas interacciones entre personas de diferentes sectores y niveles en la minería? Postulamos aquí la influencia determinante de lo que llamamos juegos del poder en el ambiente de trabajo. Las relaciones de comunicación son siempre, inseparablemente,

relaciones de poder que

dependen, en su forma y contenido, del poder material o simbólico acumulado por los agentes (o las instituciones) comprometidos en esas relaciones y que pueden permitir acumular poder simbólico.(Bordieu, 2000) El poder se analiza aquí como una modalidad de construcción de la realidad (acerca de la propia posición y la de los otros) desde donde se explican los eventos pasados, presentes y futuros. El poder se define como una estrategia de vinculación permanente en la empresa y no sólo como un atributo del cargo o la función. La empresa puede representarse como una trama de juegos de poder entre los individuos y grupos, considerando el juego como actividad competitiva reglada o game y no como un espacio lúdico libre y espontáneo o play. Los cambios tecnológicos desde el comienzo del siglo XXI han fortalecido la posición relativa de cada trabajador y cada grupo frente a otras personas y grupos de mayor jerarquía o mayores atribuciones de mando.

En los sistemas productivos integrados de alta tecnología todos

dependen de todos y nadie puede adoptar decisiones absolutamente autónomas o antojadizas sin sufrir consecuencias en la productividad global. Las relaciones de poder existen desde siempre en las empresas, pero han evolucionado desde la histórica confrontación del capital con la fuerza de trabajo, a un escenario de múltiples protagonistas donde la definición de fuertes y débiles puede desdibujarse e invertirse rápidamente, aunque no necesariamente esa inversión tome estado público.

De manera que tenemos lo que está en juego (en-jeux), que en su mayor parte es el producto de la competencia entre los jugadores. Tenemos una inversión en el juego, la ilussio (de ludus, el

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS juego): los jugadores son admitidos en el juego, se oponen unos a otros, algunas veces con ferocidad, sólo en la medida en que coinciden en su creencia (doxa) en el juego y en lo que se juega, a lo que atribuyen un reconocimiento fuera de todo cuestionamiento. Los jugadores acuerdan, por el mero hecho de jugar y no por medio de un "contrato", que el juego merece ser jugado, que vale la pena jugarlo, y esta cohesión es la base misma de su competencia.(Bordieu, 2005) El estilo de juego es lo que Bordieu (2005) denomina habitus, que se traduce como la disposición a la acción que sintetiza las formas de obrar, pensar y sentir. El habitus se construye desde el lugar que una persona ocupa en la estructura social. El habitus puede referirse a una dimensión individual y también a las maneras sincronizadas de comportarse que muestra un segmento o conjunto de individuos (los delegados de un sindicato, los jefes de una gerencia, los accionistas minoritarios, los proveedores estratégicos, etc.) Los espacios donde el habitus se expresa se denominan campos. El campo es el espacio de juego, la cancha, donde los grupos expresan su manera de jugar sus intereses. En una comunidad existen muchos campos (Político, religioso, educativo, cultural, delictivo), mientras que en una gran empresa los campos pueden encontrarse en áreas especializadas (Gerencia de Operaciones, Gerencia de Abastecimientos) o pueden conformarse como dominios transversales a las gerencias y a sectores del mercado (El campo de la calidad de servicio, el campo de la lixiviación, etc.). Los juegos del poder buscan siempre asegurar el acceso a recursos. ¿Cuáles recursos? Los recursos que permiten ganar poder en la forma de capital económico (financiero), capital cultural (conocimientos) y/o capital social (relaciones). Los juegos del poder muestran tres características omnipresentes: La legitimidad, la extensión y la complejidad dinámica. Es legítimo que los individuos o los grupos desarrollen estrategias para construir el poder que busca ganar conocimientos, ganar prestigio o bien ganar dinero. El poder es antes que nada “poder hacer”. Además, nadie queda fuera de las confrontaciones lúdicas que se desarrollan en ese campo. Nadie allí puede definirse como ajeno o neutral. Los “neutrales” juegan a favor del predominio de las fuerzas que imponen sus reglas de juego. Finalmente, no hay juegos estáticos; hay juegos invisibles. Los juegos fluyen constantemente cruzando diferentes escenarios y afectando los resultados finales de otras confrontaciones que suceden simultáneamente. Este enfoque de los juegos del poder está muy lejos de presentar a la empresa como un circo romano donde todos apuestan a matar o morir o como un escenario perverso donde la confrontación es la norma. En los juegos del poder abundan las alianzas, las posiciones neutrales, los apoyos relativos, las mil formas de oposición, pasividad, participación condicionada y compromiso solidario con que se expresa la naturaleza humana desde siempre.

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El poder en los diagnósticos, los riesgos y el control El modelo de gestión vigente en las empresas, el estilo de planificación, administración y control, incluye dos dimensiones del poder esenciales para el logro de las metas organizacionales: Nos referimos al diagnóstico de los problemas y al tratamiento de los desvíos. La modalidad utilizada para definir los problemas en la práctica explica la lógica de poder que organiza las relaciones en cada faena y cada grupo minero. La baja productividad de una Compañía minera podría explicarse con la misma convicción por la pasividad de los supervisores, por la ineficacia de las áreas de planificación, por la obsolescencia tecnológica, por la calidad de los servicios internos o por algunas externalidades negativas. Además de condicionar los diagnósticos, la manera en que se desarrollan los juegos del poder define los modos posibles de tratar los resultados, especialmente cuando los resultados son diferentes a lo que se esperaba y toman la forma de errores o desvíos. En algunas mineras los desvíos se diluyen o se mezclan con datos accesorios, en otras provocan sanciones y en otras los desvíos se consideran datos estadísticos que gatillan oportunidades de mejora, es decir, acciones correctivas para evitar que se repitan. Bajo las condiciones de una estrategia de poder débil o ambigua (laissez-faire) los desvíos suelen entenderse como algo usual y pasan inadvertidos, mientras que en los ambientes de poder autoritario los desvíos pueden maquillarse para evitar el castigo o, por el contrario, pueden gatillar la acusación a un “responsable designado” con el fin de expulsarlo y expiar las culpas colectivas. Sólo cuando las relaciones de poder entre los grupos mantienen cierto equilibrio sustentable es más probable que los errores y desvíos se consideren oportunidades de aprendizaje antes que argumentos de inculpación. Habitualmente los juegos del poder no son lineales ni suponen una oposición clara limitada a dos stakeholders (Por caso, sindicato y Gerencia de RRLL; gobierno y accionistas o Mina y Planta). Los juegos del poder incluyen a numerosos actores que no necesariamente juegan al mismo juego, lo que supone que la complejidad de los movimientos en el campo organizacional requiere trazar mapas más sofisticados que dos flechas opuestas. (Farrés Fernández, 2012) Para este enfoque no es relevante la diferenciación entre juego “político” y juego “técnico”: Cualquiera sea la argumentación utilizada, (política, tecnocrática, emocional) los juegos del poder se desarrollan de un modo similar y buscan siempre ganar posiciones para conquistar o defender lo que ya se ha adquirido en términos de capital económico (financiero), capital social (relaciones) o capital cultural (conocimientos). Los juegos del poder se orientan a consolidar posiciones sin eliminar a los restantes jugadores. Todos los jugadores se necesitan para que el juego continúe y si algún grupo de interés de manera intencional o inadvertida “patea el tablero”, arriesga quedar fuera del juego.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS El poder no sólo es atributo de la autoridad formal. También las comunidades originarias ofendidas, los proveedores resentidos o los empleados desilusionados pueden ocupar formas contundentes de ejercer el poder, aunque con frecuencia bajo modalidades no explícitas. El trabajo sin iniciativa es una forma de rebeldía latente que se practica con frecuencia en aquellas empresas donde los indicadores de confort laboral (Clima, compromiso, etc.) transitan por canales de estrés, abuso y resentimiento. Ese tipo de rebeldía no afecta la continuidad operacional pero es letal para la productividad, sobre todo en empresas de gestión integrada. Un proyecto de cambio (tecnológico, productivo o de servicios internos) con impacto extendido en las prácticas laborales, puede ser impulsado, demorado, desviado o destrozado, según sea la calidad de las alianzas que el cambio provoque entre los grupos y subgrupos involucrados, con independencia de las ventajas técnicas, productivas o de servicio que el cambio proponga. Cuando se dice que “la cultura interna no está preparada” para asimilar ciertos cambios, en realidad se está expresando que la dinámica de los juegos del poder no ha madurado lo suficiente para lograr que los intereses contrapuestos se compensen alrededor de los nuevos escenarios. Los estilos de tomar decisiones están necesariamente influidos por la cultura empresarial. El hábito de tomar decisiones sin consultar a los involucrados, por citar un ejemplo, es frecuente en todos los niveles jerárquicos desde México hacia el Sur según las conocidas investigaciones de Hofstede en más de 70 empresas de todo el mundo. Que los riesgos sean comerciales, de costos, tecnológicos, laborales, operativos o ambientales aporta apenas diferencias de matices: Habitualmente un riesgo tecnológico presenta también aristas legales, financieras y operativas muy difíciles de aislar de manera absoluta. Cuando alguien hace un trabajo inadecuado (Lento, impreciso o incompleto) y el trabajo es entregado en esas condiciones, se desplazan los riesgos de la tarea mal hecha hacia otros destinatarios del proceso en el mismo sector, o bien se transfieren los riesgos hacia otras áreas dentro o fuera de la empresa. Cuando para resolver un problema alguien toma una decisión que provoca otro inconveniente mayor, sustituye el riesgo original si opera en el mismo sector o lo transforma cuando lo exporta a otra gerencia o al mercado. (Simons, 1998) El desplazamiento y la transferencia de riesgos son más fáciles de detectar porque el riesgo se traslada sin cambiar (Un error de cálculo sigue siendo un error en cualquier parte del proceso). En cambio la sustitución y la transformación de riesgos son más difíciles de manejar, porque el riesgo evitado en un sector se convierte en otra cosa, adquiere otra forma en su nueva localización. La definición de quién hace alianza con quién y a quién se opone tiene poca relación con simpatías personales o rasgos de carácter y mucha vinculación con los intereses de cada jugador, que siempre se enfocan en la búsqueda de conocimientos, relaciones o dinero. En el campo de los juegos de poder, los riesgos que afectan a un jugador o a un grupo de jugadores se vinculan con tres tipos de amenazas:

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS ● La pérdida de conocimientos (Quedar desactualizado, no acceder a know how de buena calidad, perder capacidad predictiva). ● La pérdida de relaciones (Aislarse, no saber qué pasa, no contar con aliados para lograr soluciones por canales informales). ● La pérdida de capacidad económica (Perder presupuesto, perder recursos, perder acceso a condiciones de desarrollo). Los juegos del poder pueden entenderse como la dinámica de relaciones sutiles por la cual cada persona o grupo participante busca aliviarse de los riesgos específicos de sus actividades, en el mejor de los casos haciéndose cargo de sus propios riesgos, pero en muchas ocasiones trasladándolos hacia el dominio de los otros y evitando a la vez que los riesgos ajenos ingresen a los propios dominios. Los que pierden con mayor frecuencia en este tipo de torneos son los jugadores que aceptan recibir los riesgos que corresponden a otros como si fueran propios. Por un exceso de solidaridad o por dificultades para negociar, quienes aceptan riesgos ajenos trabajan con mayor sobrecarga, acceden a menor información para tomar decisiones y manejan recursos más reducidos para lograr sus metas. El poder no es un volumen acumulable sino un flujo de relaciones que a través de movimientos o jugadas consolidan o reducen de manera constante los grados de influencia de cada jugador. La coreografía del poder entre sindicatos y empresas resulta más visible que las jugadas entre accionistas minoritarios y mayoritarios, los torneos entre el directorio y las gerencias o las contiendas entre los clientes internos y sus proveedores dentro de la empresa. En cada nivel de la empresa sus integrantes mantienen juegos del poder más frecuentes con quienes están en los niveles superiores e inferiores, pero también juegan entre ellos y con jugadores externos. La relación entre juegos del poder y control es inmediata. El poder supone algún grado de control sobre la relación entre los jugadores. Ese control puede enfocarse sobre ciertos objetivos como mejorar el cumplimiento de las metas de un equipo de trabajo, o bien puede enfocarse sobre los procedimientos buscando mejorar las formas correctas de hacer las cosas. Al diseño, administración y control de normas y procedimientos se lo denomina burocracia. Luhman (1998) recuerda que el pensamiento burocrático posee una aversión extrema al riesgo. Su máxima suprema es evitar sorpresas, para lo cual suele concentrarse más en los procedimientos que en los objetivos. Para la lógica burocrática fundamentalista cualquier tema debe procesarse siguiendo un procedimiento que reduzca los riesgos personales de ser inculpado por algo. El pensamiento burocrático opera los procesos de manera secuencial (cada paso después del anterior) y no de manera simultánea porque los procesos simultáneos son más difíciles de controlar. Bajo esa idea, los procesos burocráticos internos suelen forcejear con la productividad.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Para el pensamiento burocrático el análisis de riesgos es muy simple: El riesgo de ser inculpado personalmente por un problema de procedimientos, es percibido como una amenaza mayor que el riesgo de que la gerencia no logre cumplir un objetivo productivo. Aunque ese análisis de riesgos no es eficiente para el negocio y afecta mortalmente la productividad colectiva, las personas más aprensivas consideran prioritario defender su puesto de trabajo antes que defender la productividad global de la empresa. La paradoja del control es que una excesiva presión sobre los procedimientos puede aumentar la rigidez de los procesos y regulaciones administrativas, trabando los resultados de productividad y alejando el cumplimiento de las metas comunes. Finalmente, si aceptamos que la cultura es una “caja de herramientas”, lograr que se diseñen, compartan y operen exitosamente las herramientas adecuadas en cada faena, depende más de la capacidad de lograr las alianzas del poder adecuadas para legitimar las iniciativas que de la capacidad profesional de los ingenieros. De todos modos avanzaremos en algunas ideas de herramientas concretas.

CONCLUSIONES Considerando el carácter local, histórico y situacional de la cultura, entendemos que no existe una única cultura minera de productividad sino un conjunto variable y en evolución constante de configuraciones sociales que resultan específicas para cada empresa. Esas configuraciones sociales, relaciones, interacciones, intercambios, adquieren características particulares según el tipo de mineral que se explota en cada caso, la tecnología ocupada, la etapa de evolución en el ciclo de vida de cada proyecto, el tipo de gobierno que regula la actividad, la comunidad donde se opera, el origen y la educación de sus ejecutivos y operadores, el historial productivo. Aunque teóricamente la productividad tiene fórmulas conocidas, en la práctica, el término adquiere diferentes significados en cada Compañía minera, genera reacciones específicas en cada entorno y es valorado de manera particular de acuerdo a la historia de relaciones en ese ambiente y al proyecto común percibido por sus protagonistas. Finalmente, deseamos llamar la atención sobre tres iniciativas simples y prácticas que tienen diferentes tipos de implementación en distintas Compañías y que ofrecen excelentes oportunidades de incrementar la productividad con escasos recursos.

Detenerse a dialogar sobre lo que se está haciendo La capacidad para decidir cómo mejorar la productividad está intacta y disponible en las faenas mineras chilenas. Pero existe una tendencia a concentrar toda la energía disponible en las operaciones postergando la organización de espacios formales para dialogar lejos de lo coyuntural sobre cómo se está trabajando, cuáles son los cuellos de botella, cuáles decisiones

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS de una gerencia afectan la productividad de otras y cómo podrían organizarse los procesos para que el beneficio de una especialidad no se transforme en el dolor de otra. Esos espacios deben ser frecuentes, sistemáticos, organizados de un modo anticipado, con el compromiso de todos los participantes de dedicar recursos a cumplir las promesas que allí se generen. La propuesta parece tan obvia que provoca pudor plantearla, pero hay que repetirlo: La gestión es el factor principal en la productividad.

Compartir buenas prácticas (BP) En ocasiones las faenas mineras parecen una Torre de Babel donde en el mismo sector pero en turnos diferentes, cada supervisor define prácticas de trabajo distintas. ¿Qué es una buena práctica? Algo que funciona. No es una norma ni un instructivo de lo que debe hacerse. La buena práctica explica cómo cierto método ha resultado eficiente en esa faena, bajo ese clima y con esos equipamientos. La BP es una herramienta creada en la mina y la planta para los compañeros de la mina y la planta, con algún apoyo de redacción y diseño si fuera necesario. Una BP es un gesto generoso y optativo, no una orden perentoria y obligatoria. La BP apunta a crear consenso y no a regular por imposición. Obviamente las BP envejecen, no sirven para toda la vida, por lo que es necesario desarrollar la capacidad de crear, distribuir y realimentar la creación sistemática de buenas prácticas, entendiendo que a medida que se mejora la operación, deben surgir nuevas BP más sofisticadas porque siempre hay espacio para resolver cualquier tarea de un modo más productivo.

Entrenamiento en el puesto de trabajo La actualización técnica y el perfeccionamiento en gestión no son opcionales cuando el desafío es aumentar la productividad, siempre que los temas tengan impacto directo en los resultados productivos. En todas las grandes faenas existe una enorme riqueza oculta que en el know how de los mejores ingenieros, que podría extraerse para ser distribuida entre diferentes niveles y sectores. Pero retirar a los colaboradores de su puesto presenta dificultades de costo, de oportunidad y de coordinación que terminan postergando cualquier salida al entrenamiento. Existen innumerables posibilidades didácticas de crear recursos didácticos eficientes que no exigen salir del puesto de trabajo, con o sin internet, permitiendo a los colaboradores llevar el conocimiento con ellos para aprovechar los tiempos improductivos. Aunque el e-learning y el m-learning (capacitación por el teléfono) están disponibles, también es posible aprovechar un buen manual didáctico en el tradicional formato papel, diseñado con

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS cuidado y enfocado a lo que cada grupo realmente necesita, con apoyo tutorial en la propia faena o en el exterior. Un equipo de diseñadores didácticos expertos puede configurar ese know how en manuales didácticos de fácil aprendizaje sin obligar a nadie a salir de su puesto de trabajo. Es decir, no hay excusas para no organizar programas de capacitación valiosos, con recursos creativos propios o tercerizados, para mantener constante el impulso a potenciar la productividad en todos los frentes y por todos los medios. Finalmente, los recursos para aumentar la productividad de un modo sustentable existen en cada faena. La decisión es política, o mejor dicho, depende de la evolución de los juegos del poder.

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REFERENCIAS Bordieu P & Wacquant L. Una invitación a la sociología reflexiva Siglo XXI (2005) pp. 151 y 191 Bourdieu P. Intelectuales, política y poder UBA/Eudeba (2000) pp. 65-73. ISBN 950-23-1043-8 Comisión de Productividad Excelencia Operacional (2016) Pág. 175-177 Comisión Nacional de Productividad Productividad en la Gran Minería del Cobre Capítulo 2 Pág. 31 Comisión Nacional de Productividad Productividad en la Gran Minería del Cobre Capítulo 3 Pág. 9 Farrés Fernandez, G. CIDOB d’afers internacionals, (2012), ISSN 1133-6595 Pág. 181 Freeman E, y Reed D. Stockholders and Stakeholders CMR (1983) pp 88-106 Geertz C. La interpretación de las culturas Gedisa (1973) pp. 24-27 Giménez G. Teoría y análisis de la cultura Conaculta México (2005) ISBN: 970-35-0950-9 pp. 67-73 Hernández, D. Reportaje en Construcción Minera y Energía Edición 01.10.2016 La Tercera Chile es el quinto país de la OCDE donde más horas se trabaja Edición del 09.07.2015 Luhman N. Sociología del riesgo Triana Ed. (1998) ISBN 968-7391-20-X Luhmann N. La cultura como concepto histórico Historia y Grafía (1997) Pág. 1 Madueño, L. Algunas propuestas (…) Reflexión Política (2002) ISSN: 0124-0781 pp. 1 y 11 Margalef R. Perspectivas de la teoría ecológica Blume Ed. (1978) ISBN 84-7031-099-2 pp. 10-16 Mc Kinsey Agenda para impulsar la productividad (2015) Pág. 10 Minería Chilena Productividad en la construcción minera Edición 07.05.2013 Salazar T. Cultura y cognición Rev. Mexicana de Sociología 68 Núm. 3 (2006) pp. 399-430 Sewell Jr. W. Beyond the Cultural Turn Bonnell & Hunt, Eds. California, (1999) pp. 35-61 Simons R. Palancas de Control Ed. Temas Barcelona (1998) ISBN 84-7031-099-2 Pág. 64 Swidler A. Culture in Action: Symbols and Strategies American Sociological Review 51 (1986) pp. 273-86 Velazco Cepeda R. Modelo de cultura organizacional México (2015) ISBN: 978-607-609-125-8 pp. 83-84

Huella de carbono como indicador para la optimización sustentable de procesos mineros Roxana M. Powell 1, Joachim E. Vogdt 2 (*) 1

Principal Consultant- Engineering Business Connections - Brisbane Australia

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Gerente General – Grupo IASA - Santiago Chile

RESUMEN La progresiva disminución de la ley de mineral, la creciente demanda y los aumentos de costos de energía, han impulsado iniciativas I+D enfocadas en la integración de procesos mina -planta, la eficiencia en el procesamiento de minerales, del uso de energía y también en la denominada “ecoeficiencia”. La Huella de Carbono (HdC) es utilizada como indicador de sustentabilidad o “ecoeficiencia” en una variedad de actividades productivas e incluso es fácil encontrar en internet calculadoras para medirla sin mayor conocimiento de la metodología o de las fórmulas de cálculo propiamente tal. Como parte de su política de información, muchas compañías mineras han publicado sus emisiones de carbono; aun así la HdC no suele ser usada como indicador de eficiencia de procesos. Al no existir un protocolo específico de cálculo de HdC para la minería, los balances de diferentes empresas son difícilmente comparables. Por lo general, los cálculos se hacen para periodos prolongados, obteniendo emisiones totales por año y alcance (“scope”). Lo anterior no permite la comparación en la toma de decisiones, ni la optimización de la cadena de procesos mina-planta, donde la escala de análisis es menor (por unidad, línea de procesos, etc.). En resumen, surge la necesidad de contar con una metodología estandarizada de cálculo de HdC para el sector minero y a una escala que sirva como una herramienta de medición, evaluación y de comparación entre diferentes procesos, alternativas de diseño o estrategias de operación. En este trabajo los autores abordan estos temas y proponen una metodología estándar para hacer de la HdC un indicador de ecoeficiencia útil para el diseño y la optimización de procesos de minería.

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INTRODUCCIÓN En la búsqueda de una mayor sustentabilidad en la minería se pueden visualizar dos enfoques. El primero consiste en el control de emisiones, la reducción de la cantidad de desechos generados en el proceso productivo, de impactos y riesgos asociados; y el segundo enfoque es la disminución de intensidad del uso de recursos, que obedece a una mirada más profunda de la eficiencia del proceso productivo. Es en este segundo caso donde se enfocan los esfuerzos del presente trabajo. El uso de recursos energéticos e hídricos en la minería no sólo es de una magnitud importante, sino que muchas veces juegan un papel decisivo en la viabilidad de un proyecto minero. Es así que los esfuerzos concentrados en disminuir su consumo y uso más eficiente constituyen un punto de encuentro entre el objetivo ambiental y económico de un proyecto, en cualquier de sus fases (diseño, construcción, operación, cierre). Como es sabido un indicador asociado con el uso de recursos energéticos globalmente utilizado es la Huella de Carbono (HdC). Todos los procesos de combustión generan emisiones de CO 2, en ellas las más importantes son el transporte y la producción de energía eléctrica, cerca del 80% en el caso de la minería. Un primer camino práctico para abordar esta preocupación ambiental fue la firma del protocolo de Kioto en 1997 por el cual treinta y ocho países industrializados, se comprometieron a que entre el periodo 2008-2012 reducirían sus emisiones de CO2 con respecto a las emitidas en el año base,1990. Los gases considerados para la Huella de Carbono son los Gases de Efecto Invernadero (GEI) establecidos en el Protocolo de Kioto, entre los que se incluyen los siguientes: dióxido de carbono (CO2), metano (CH4), óxido nitroso (N2O), hidrofluorocarbonos (HFC), hidrocarburos perfluorados (PFC), y hexafluoruro de azufre (SF6). No siempre todos estos gases se incluyen en el cálculo de Huella de Carbono, tampoco el listado implica que no existen otros gases contaminantes, sólo se refiere a los criterios actuales de cálculo de la huella de carbono. En este trabajo se propone utilizar la Huella de Carbono (HdC) como una medida comparativa entre diferentes alternativas de producción, para un tipo de mineral y un producto dado. Para efectos del análisis de alternativas de procesos en la cadena, no son relevantes las diferencias en tipo o ley de mineral, solo las decisiones sobre el diseño, la operación y logística de la cadena de procesos de mina - planta. Como hipótesis de trabajo se postula que la Huella de Carbono como indicador de sustentabilidad es relevante no solo por sí sola (como suma, balance de empresa o unidad productiva), sino en este caso en particular como indicador de eficiencia de proceso por unidad (ton) de producto (por ej. concentrado).

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS El objetivo de este trabajo es proponer un enfoque de contabilidad de HdC que permita no solo el cálculo de ciclo de vida de un producto (o subproducto), sino también la comparación entre diferentes alternativas de producción para un mineral determinado y la toma de decisión, por lo tanto, se ha optado en primera aproximación por una adaptación de la definición de Wiedmann de HdC (Wiedmann & Mix, 2008), quien la define como “una medida de la cantidad total exclusiva de dióxido de carbono, emisiones que son causadas directa o indirectamente por una actividad productiva, o se acumula durante la vida de un producto”. Dado que en este caso se utilizará como herramienta de comparación se considera la cantidad de CO 2 emitido por unidad de producto final o intermedio.

METODOLOGÍA Las metodologías actuales de Cálculo de Huella de Carbono (HdC) están pensadas para calcular las emisiones promedio en un periodo de tiempo relativamente extenso (un año a lo menos). La metodología aquí propuesta y que denominaremos como Huella de Carbono de Procesos Mineros (HCPM), busca obtener valores por operaciones unitarias, en tiempos más cortos (mensuales / trimestrales), factibles de monitorear y balancear en la operación. Una vez contabilizado con el nivel de detalle suficiente, se pueden determinar valores promedios de emisiones, valores representativos para diferentes condiciones de operación, de acuerdo al objetivo que se proponga en cada caso, ya sea para el diseño de proyectos “greenfield”, realizando la evaluación de alternativas de procesos o bien la optimización de proyectos existentes (“brownfield”). Por otra parte, existen o se encuentran en desarrollo sistemas integrados de contabilidad económica-ambiental, que facilitan la contabilización de la HdC, tema que no es materia de la presente investigación. En términos generales, existen dos caminos para realizar el conteo de emisiones, éstos son desde el punto de vista de la Organización o bien del Producto.

Enfoque por organización En el caso de una Organización se debe hacer un conteo de todas las actividades que generan GEI, obteniendo un balance global (parecido a la contabilidad financiera). Ciertamente si el análisis se hace en su totalidad habrá diferentes niveles en que la organización tiene responsabilidad sobre las emisiones, los que se contabilizan en función de los alcances (”scope”). En la Figura 74 se aprecia un esquema de las diferentes fuentes de emisión bajo la óptica de la organización.

435


Figura 74 Huella de carbono de una organización (fuente: ghg protocol)

El balance de la huella de carbono en las organizaciones abarca todas las operaciones y subsidiarias propias operadas por esta misma y debe representar de forma fidedigna las emisiones totales de Gases de Efecto Invernadero (GEI), incluyendo las derivadas de sus procesos principales; como se demuestra en el gráfico se distinguen diferentes “alcances” de emisiones. De acuerdo al Protocolo de GEI, para definir los límites operacionales es necesario identificar las fuentes de emisiones a ser incluidas en la medida, por ejemplo, en el caso del Alcance1: 

Tronadura



Transporte de mineral, lastre (camiones)



Generadores



Disposición de residuos domiciliarios, etc.

En el caso del Alcance 2, todos los consumos de energéticos, por ej. chancador, molino, flotación, bombas, etc. Por último, el Alcance 3 correspondería a los proveedores, no siendo obligatoria su inclusión en el balance total. Este enfoque por organización, es el que en su gran mayoría hasta el momento han optado las empresas mineras. Es evidente que este enfoque no permite la optimización de unidades de proceso, además de una serie de otras limitaciones, por ejemplo, la eventual omisión de operaciones subcontratadas que forman parte del proceso (por ej. el transporte, la disposición final de residuos).

436


Enfoque por Producto Por otra parte, el segundo enfoque para la medición de la HdC identifica las fuentes de emisiones de GEI de un producto o subproducto. Esto, por lo tanto, permite definir indicadores más precisos, políticas de reducción de emisiones más efectivas e iniciativas de ahorros de costo mejor dirigidas, todo ello como consecuencia de un mejor conocimiento de los puntos críticos para la reducción de emisiones en el proceso productivo; igual como en una contabilidad donde se busca asociar los gastos a “centros de costos” útiles para la optimización de los resultados financieros. Igual que en el caso del enfoque por organización, el cálculo de la HdC total contribuye a demostrar ante terceros, el compromiso de la organización con la responsabilidad social y ambiental, mejorando su reputación en el mercado. En general, el método de cálculo de la Huella de Carbono está basado en la norma ISO 14.067 publicada en el año 2013. Esta norma toma como base metodológica el análisis del Ciclo de Vida del Producto (ver Figura 75); este mismo enfoque es aplicable para la contabilización de HdC por unidades de proceso, en este caso para la “extracción de recurso”:

Figura 75 Huella de Carbono de un Producto

A pesar de la diversidad de diferentes metodologías y su permanente evolución, muchas se basan en el Análisis de Ciclo de Vida de productos (ACV), la cual tiene múltiples usos, que van desde desarrollo de productos hasta planificación con vistas a la mejora del perfil medioambiental Par adaptar el cálculo de HdC al caso de la minería y por las razones señaladas, se ha decidido utilizar la ACV como base para la metodología de HCPM del análisis del ciclo de vida al cálculo de las emisiones de CO2. Tal como se define en el curso de CEPADE sobre el tema (CEPADE, 2000) “La metodología del análisis del ciclo de vida (ACV) permite evaluar objetiva sistemática y científicamente los efectos medioambientales y sobre todo sobre la salud humana asociados a un producto proceso o

437

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS actividad durante su ciclo de vida completo”. Tomando esta definición inicial se realizan diferentes procesos de ajuste. En un análisis del ciclo de vida se realizan las siguientes actividades: 

Identificación y cuantificación de la energía y materias primas utilizadas en un determinado proceso o producto, así como las emisiones al medio ambiente producidas. Se debe incluir las entradas y salidas al sistema que describe el ciclo de vida. Esta actividad constituye la base fundamental del Inventario de Emisiones de Carbono



Evaluación de los impactos medioambientales potenciales atribuibles a las entradas y salidas. En el caso de la Huella de Carbono este punto se omite ya que el efecto ambiental es uno sólo correspondiente a Cambio Climático.



Interpretación de los impactos ambientales en base a los objetivos del estudio y valoración de las oportunidades de mejora del perfil medio ambiental del producto, proceso o actividad. En este caso dado que el objetivo planteado será el uso como herramienta de decisión entre alternativas de proceso, las conclusiones deberán ir orientadas en miras a este objetivo.

El ACV tiene una metodología descrita que cumple con la Norma 14.040. Norma, que junto a la norma 14.044, formaron la base de la norma 14.067 sobre Huella de Carbono, la que fue publicada en mayo de 2013, pero que aún no ha sido aceptada internacionalmente y se encuentra en discusión. Por lo anterior la metodología de ACV se ha utilizado como base para adaptarla a una metodología aplicable a este trabajo, se pueden distinguir las siguientes fases: 

Definición del Objetivo y Alcance



Análisis de Inventario



Evaluación de Impactos Ambientales.



Interpretación de resultados

Estas fases son de aplicación en el caso de este trabajo con la sola excepción de la Evaluación de Impactos Ambientales, ya que como se planteó anteriormente afecta solo a una categoría de impacto (cambio climático) y al ser concebido como un instrumento de medición no requiere en sí hacer la evaluación, la cual corresponderá más bien al contexto en que se utilice. Por lo anterior, y realizando una revisión más detallada de la metodología, se puede concluir que este es el caso de un ACV simplificado.

Metamodelo para Desarrollo de la Metodología HCPM La forma de poder definir la metodología HCPM ha sido en base a un Metamodelo donde se unen los modelos de Procesos de Minero-metalúrgicos y el Modelo para determinar la HdC del Ciclo de Vida de un producto. Por una parte, se tomó la información estructurada y conocida del análisis de Ciclo de Vida de los productos, se estudió y analizó su aplicabilidad y límites. Por otra parte, se revisaron los procesos mineros, que para facilitar el análisis se subscribieron a un tipo de minería en particular

438

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS (metálica, gran escala, cielo abierto). Se analizaron las labores, unidades de proceso, la información que es posible acceder, el nivel de detalle que los investigadores en el área minera requieren y además las limitaciones existentes. Uniendo estos dos modelos (Procesos Mineros y ACV) se logró elaborar a partir de metodologías conocidas una aplicación particular con el nivel de detalle necesario para que sea una herramienta efectiva y teniendo en consideración la información que es posible obtener. La metodología obtenida del análisis de Procesos Mineros y ACV, tiene una clara aplicación en toma de decisiones y evaluación. Así se puede comparar desde el punto de vista medioambiental, en relación a un indicador ambiental, en este caso la Huella de Carbono de productos funcionalmente equivalentes (Powell, 2014). El proceso de análisis se puede dividir en las siguientes tres fases: 1) Fase 1, Determinar el Proceso de Estudio y sus Límites: En esta fase se debe definir claramente un esquema sistemático de los procesos y unidades incluidas dentro del sistema en estudio; esta selección debe ser coherente con los objetivos del estudio (“benchmarking”, optimización). Con esta información se puede lograr recopilar de forma ordenada todas las etapas del sistema en estudio, fundamental para las tareas de recopilación de datos y realización de cálculos de HdC. Asimismo se establece el límite B2B (business-to-business), es decir el punto donde acaba el sistema, y se define el producto (o subproducto) en estudio, es decir el punto cuando éste abandona el sistema. 2) Fase 2, Inventario y Recopilación de Datos: Es necesario recolectar de manera sistemática los datos de actividades (cantidades de material y energía utilizada) y de los factores de emisión (factores de conversión de los datos de actividad en emisiones de gases de efecto invernadero). Siempre es preferible el uso de datos primarios (medidas directas), las que en el caso de la minería suelen formar parte normal de control de las operaciones. Para lograr el nivel de detalle necesario para el cálculo de la HCPM a nivel de procesos unitarios, el inventario de emisiones implica necesariamente un levantamiento de los principales equipos involucrados. En esta etapa es recomendable el uso de plantillas que faciliten la recolección de todos los datos de manera sistemática. 3) Fase 3, Cálculo de la Huella de Carbono e Interpretación de Resultados: Esta fase de cálculo corresponde a la sumatoria de todos datos de las actividades por su correspondiente factor de emisión. Es recomendable realizar un balance de masas en esta etapa para corroborar de que se han incluido todos los flujos del sistema (incluyendo por ejemplo los residuos y excedentes del proceso).

Igual que en los sistemas integrados de contabilidad y a través de una herramienta computacional, los datos obtenidos permiten el análisis por “centro de costo” o unidad de proceso; esto en función del respectivo objetivo del análisis: 

obtener indicadores globales de (eco)-eficiencia,



hacer “benchmarking” (comparación entre diferentes faenas mineras)

439

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS  monitorear el proceso en períodos más cortos y en función de parámetros operaciones (cambios de mineral) 

Evaluar alternativas tecnológicas, operacionales, de optimización de proceso, entre otros

La metodología de cálculo HCPM permite comparar procesos unitarios mineros, asignar un valor numérico en términos de ecoeficiencia, con el fin de poder discernir entre alternativas de proceso y realizar un seguimiento del desempeño en el tiempo, transparentando los efectos de factores internos de la producción (eficiencia energética) y externos (matriz energética). La HdC cumple así la función de un instrumento de medición para el desarrollo, diseño y optimización de los procesos productivos, en este caso productos o productos intermedios de la minería. En la Figura 76 se presenta el diagrama de la Metodología donde se puede observar, además del procedimiento, la interacción requerida con los grupos de investigación y de mina, dependiendo de las tareas desarrolladas.

440


Figura 76 Diagrama del Método de Cálculo de Huella de Carbono de Procesos Mineros (HCPM)

APLICACIONES Aun cuando las aplicaciones de este tipo de metodología sean de alcance ilimitado en general, se puede identificar algunos usos concretos, tanto para proyectos “greenfield” como para “brownfield”:

Proyectos Greenfield: En el caso de proyectos “greenfield” existen una serie de aplicaciones posibles, en particular: 

En la etapa de pre-factibilidad y factibilidad de un proyecto minero, durante la toma de decisión de alternativas de producción, procesos de producción o bien equipos, en que además de las variables económicas y técnicas se considere la viabilidad ambiental;

441

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS  Como elemento de evaluación dentro de un Estudio de Impacto Ambiental; donde se presentan alternativas de procesos o se justifica un diseño propuesto se hace imprescindible contar con una herramienta cuantitativa que permita asignar un valor del impacto asociado a un indicador ambiental; y 

En la evaluación y decisión sobre fuentes alternativos de energía (energía solar, eólica o hidroeléctrica).

Proyectos Brownfield: En el caso de proyectos mineros existentes las aplicaciones son variadas, entre otras: 

Proyectos de expansión.



Reemplazo de equipos por limitaciones de capacidad o cambio en las características del mineral.



Estudios de introducción de nuevos circuitos o modificaciones a los circuitos existentes.



Proyectos de Optimización, como es el caso de “Mine to Mill”.



Recuperación de residuos mineros (lastre, relaves).



Introducción de tecnologías innovadoras (p. ej. “sensor based ore sorting”).

Ejemplo de Aplicación a un Proyecto de Optimización A continuación se desarrolla un ejemplo de aplicación de la HdC, como indicador de ecoeficiencia: Fase 1: Determinar el Proceso de Estudio y sus Límites En el caso de un proyecto Mine to Mill el objetivo podría definirse como “Determinar las emisiones de CO2 del proceso minero en el caso base, representado por las características de esto a las operaciones actuales, (pre-Mine to Mill) y las emisiones con la aplicación de las recomendaciones del estudio (post-Mine to Mill). Se deben definir los alcances en forma clara por ejemplo sobre la unidad(es) de roca las que deben ser correspondientes con el estudio de optimización. Posteriormente se deben establecer los límites para el cálculo de Huella de Carbono, los que deben corresponder con los estudios de Mine to Mill. Por ejemplo, considerar el proceso completo desde la mina a la planta de proceso, conminución y flotación, presentando el diagrama de flujo en forma de bloques de todo el proceso involucrado (ver Figura 77).

442


Figura 77 Diagrama de flujo en bloques del proceso

El ejemplo de aplicación contempla las siguientes dos situaciones: Caso A: Caso base operación actual con patrón de tronadura y ajustes de conminución de la auditoria. Condición Pre-optimización Caso B: Caso más favorable en términos de aumento de la producción según informe de optimización. Condición Post-optimización.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS La unidad funcional, es una media relevante y bien definida, de la función que el sistema realiza. Todos los datos estarán relacionados con esta unidad, por lo tanto, debe estar claramente definida, debe ser medible y debe describir adecuadamente los productos del sistema (o subsistema). Dadas las características de este proyecto donde se analizará el proceso completo para conjunto mina-planta, es decir desde el arranque de la roca in situ, hasta obtener un producto comercializable (concentrado de cobre), la Huella de Carbono estará definida por:

Kilogramos de CO 2 eq emitido por tonelad a de concentrado de cobre producido.

Ton CO2/Tconc. de Cu

Al mismo tiempo, para efectos de análisis, se pueden identificar Unidades Funcionales secundaria, para las operaciones unitarias tales como: 

Operación Mina – producción de mineral: Kg CO2 / T de ROM



Conminución: Kg CO2 / T de Mineral molido a un tamaño P80 x µm



Operación planta: Kg CO2 / T de concentrado de Cu

Fase 2, Inventario y recopilación de datos Se deben establecer los datos utilizados para la evaluación definiendo las fuentes de consumo de energético (eléctrico y de combustible fósil) Para levantar la información se propone plantillas guías con la cual los consultores en terreno podrán recolectar la información más relevante del proceso. Éstas deben ser previamente discutidas con el personal de terreno clave designados por la empresa de las diferentes áreas involucradas en el proyecto de optimización (Mina, Transporte, Conminución, etc.). Para el proceso de levantamiento de datos de emisiones, se elaboraron plantillas que guíen esta labor. Estas plantillas guías corresponden a tres partes importantes dentro del inventario en el análisis de una operación minera: 

Inventario de equipos (Figura 78)



Inventario de consumos (Figura 79)



Descripción del de la alimentación y el producto (Figura 80)

Estas plantillas, junto al diagrama de flujo, permiten graficar los límites de borde del análisis. En la plantilla se resumirá toda la información necesaria para realizar el cálculo, mediante un análisis detallado de proceso. Se recomienda utilizar estas plantillas durante el levantamiento de

444

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS información en terreno, para comprender el proceso y sus funciones críticas, previo a realizar simplificaciones en función del objetivo. La definición del diagrama de proceso, es sin duda un paso fundamental en el análisis, por esta razón se deben incluir los diagramas individuales - por operación unitaria - como referencia si el análisis de la Huella de Carbono es parcial. Para cada operación unitaria - incluyendo una por cada opción evaluada - se debe describir lo siguiente en un informe: 

Descripción breve de la operación



Caracterización de los equipos



Parámetros de consumo energético de la operación



Descripción del mineral de alimentación y el producto

Además de lo anterior en cada plantilla se debe registrar la fuente de la información, fecha, persona responsable y, donde sea apropiado, el tipo de mineral tratado. En este trabajo, para simplificar el análisis y los cálculos se decidió omitir los insumos mineros. Sin embargo, es muy fácil incluirlos dentro de las planillas para cada Proceso Unitario estudiado. En ese caso se debe registrar la siguiente información: 

Tipo de insumo



Cantidad consumida en cada caso de estudio (cuidando que la unidad escogida sea de acuerdo a la Unidad Funcional)

Plantilla Guía Para Inventario Huella de Carbono de un Proceso Minero Inventario y Caracterización de Equipos Nombre del Proyecto:

Fuente de Información:

OPERACIÓN UNITARIA: Identificación de la prueba:

Tipo de Equipo

Función

Tipo de Energía utilizada

Fuente de Energía

Potencia Instalada Consumo teórico del del Motor Motor (en KW o HP)

Número de Unidades

Observaciones

(X KWH Or l/h)

Equipo 1 Equipo 2 Equipo 3 Equipo 4 Equipo 5 Equipo 6

Persona Responsable: RMP

Figura 78 Plantilla guía de recopilación de datos- caracterización de los equipos mineros

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Plantilla Guía Para Inventario Huella de Carbono de un Proceso Minero Consumo energetico de Equipos y rendimiento Nombre del Proyecto: OPERACIÓN UNITARIA: Identificación de la prueba:

Tipo de Equipo

Fuente de Información:

Tipo de mineral

Horas de operación

Rendimiento

Consumo de energía

Número de Unidades

Observaciones

Equipo 1 Equipo 2 Equipo 3 Equipo 4 Equipo 5 Equipo 6


Figura 79 Plantilla Guía De Recolección De Parámetros Variables De La Operación

Plantilla Guía Para Inventario Huella de Carbono de un Proceso Minero Caracterización de la Amimentación y Producto Fuente de Información:

Nombre del Proyecto: OPERACIÓN UNITARIA:

Tipo de mineral

Identificación de la prueba:

Operación o Equipo

Alimentación Tipo de Material

Tonelaje

Producto Tamaño o Granulometría

Tipo de Material

Tonelaje

Tamaño o Granulometría

Observaciones

Operación A Operación B Equipo 1 Equipo 2 Equipo 3


Figura 80 Plantilla guía de Caracterización de la Alimentación y Productos

De igual forma estas plantillas es importante que sean discutidas con el equipo encargado del estudio de Mine to Mill, en orden de coordinar información que pueda ser relevante para ambos análisis, y determinar la información que no es posible de obtener de primera fuente y debe ser obtenida desde otras fuentes válidas. Toda la Información aquí recogida corresponde al Caso A, vale decir Pre-Optimización.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Las principales fuentes de información de datos reales de la situación base son los sistemas de control de operaciones de la empresa, estos son sistemas “dispatch” y sistemas experto de la planta de procesamiento (PI). En el Caso B, es decir Post Optimización, parte de la información que se deberá utilizar corresponde a información proporcionada por los modelos y simulaciones, es decir, no son mediciones reales (que deberían validarse una vez implementadas las recomendaciones de optimizaciones). Sin embargo, son proyecciones avaladas por Modelos de Simulación de Procesos. Fase 3, Cálculo de la Huella de Carbono e Interpretación de Resultados Una vez que se ha levantado toda la información y se mantiene ordenada y sistematizada los cálculos de HdC resultarán simples; sin embargo, dada la cantidad de datos es necesario el desarrollo de herramientas computacionales, que permiten un análisis más expedito de diferentes unidades de proceso y/o períodos de evaluación.

Usos del estudio y limitaciones Los cálculos matemáticos de la HdC son simples, por lo tanto, no existe impedimento para que el cálculo de emisiones de CO2 sea incorporado en la toma de decisiones; la inquietud de esta investigación está en cuanto a la forma de levantamiento de datos y contabilidad de las emisiones (Fases 1 y 2 de la metodología propuesta). Una vez que se disponga con el suficiente desglose de datos de emisión, el desarrollo de herramientas computacionales específicas facilitará un análisis por unidades y en períodos más cortos, igual que en la contabilidad financiera. La división por su proceso productivo permite hacer evaluaciones individuales lo que podría ser útil en algunos casos particulares dependiendo del objetivo o del tipo de análisis que se requiere o bien de las condiciones locales de la mina. Sin embargo, si se calcula la Huella de Carbono en términos generales (mina y planta), es importante tener presente que el aumento de emisiones en una operación unitaria específica podría generar un aumento local, pero no necesariamente global; en el análisis global del producto puede tener una implicancia positiva mucho mayor que el aumento local. Para que estos análisis comparativos sean útiles y representativos de las situaciones que se desean evaluar, es recomendable que sea realizado por el mismo equipo que realiza el análisis de alternativas (investigadores o consultores) o si es por un consultor especialista en medio ambiente, debe trabajar en estrecha colaboración con el equipo de investigación. En términos de optimización de la cadena de proceso mina-planta, es recomendable evitar simplificaciones muy tempranas en la evaluación y sobre todo en el levantamiento de información, para no correr el riesgo de minimizar el efecto de una operación con respecto a otra, por ejemplo el consumo de energía de una perforadora en comparación con el molino. Aun cuando sea útil englobar consumos menores (por ejemplo la iluminación en instalaciones

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS anexas), se debe intentar realizar un inventario lo más completo posible de los consumos de proceso, de modo de tener una clara visión del efecto de cada proceso o unidad, sin que este sea eclipsado por otras operaciones de mayor consumo. Esto permitirá aumentar el conocimiento que existe en cuanto a la ecoeficiencia de cada proceso en forma individual y global. Se debe tener presente que NO es posible extrapolar directamente los valores de Huella de Carbono calculados por el método aquí planteado, para inferir los de la empresa.

CONCLUSIONES Muchos son los esfuerzos en investigación y desarrollo para hacer de la minería una labor más eficiente técnica y económicamente en pro de lograr una producción mayor, con minerales crecientemente más difíciles de procesar, de más baja ley. Junto a este desafío está la reducción de costos y soluciones ecoeficientes. En este sentido el uso de la Huella de Carbono, es una herramienta /indicador que podría ser de gran utilidad no sólo para la investigación y desarrollo, sino también para ser utilizada en las etapas de factibilidad y pre-factibilidad. Si bien los valores promedios generales que se usan normalmente en estudios de Huella de Carbono, son relevantes dado que los metales corresponden a una materia prima y, por lo tanto, se requieren para el cálculo de Huella de Carbono de otros productos, es importante que cuando se calcule la Huella de Carbono específica para la minería los datos de emisiones y factores de emisión sean lo más precisos posible, con alcances y por unidades de proceso útiles para la evaluación de una unidad de proceso y de la huella de carbono del producto final. Muchos estudios tendientes a identificar la Huella de Carbono se preocupan de la producción de mineral no quedando en muchos casos clara la contabilidad de la producción de desecho inevitable durante el proceso de minería, particularmente en minería a cielo abierto. El uso actual de la Huella de Carbono en la minería, ha estado principalmente enfocado a la publicación de sus emisiones globales y en algunos casos a utilizar esta publicación como medio de mostrar a los accionistas y a la comunidad en general, las acciones que una empresa minera está llevando a cabo en términos ambientales o bien para hacer uso de instrumentos o incentivos económicos en función de la disminución de la Huella de Carbono (total). Por lo tanto, dichos estudios tienen más bien un carácter general y las emisiones calculadas no necesariamente responden en forma precisa a las condiciones reales de una faena minera, unidad de proceso, ni permite vislumbrar efectos de iniciativas puntuales de optimización. Estudios en los procesos de conminución son muchos, lo que se justifica en términos de priorizar en función de los grandes consumos, sin embargo, esta tendencia hace que otras operaciones, a la sombra de este gigante en consumo, tiendan a verse relegadas. Tal es el caso de la flotación que por sí sola podría verse como una operación de alto consumo (en relación a otras áreas de la economía) y los esfuerzos no se han enfocado a hacerlo más ecoeficiente.

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REFERENCIAS CEPADE. (2000). Curso de Analisis del Ciclo de vida de los productos. Powell, R. (2014). La Huella de Carbono Como Instrumento de Medición de Eco-eficiencia en Minería”. MAdrid: CEPADE. Wiedmann, T., & Mix, J. (2008). A Definition of 'Carbon Footprint'. En Ecological Economics Reserch Trends (págs. 1-11). Hauppauge, NY, USA: Nova Science Publishers.

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Monitoreo y Plan de Alerta Temprana en Riesgos Geotécnicos Manuel Santibañez 1 (*) 1

Ingeniero Instrumentista Geotécnico, Superintendencia de Geotecnia, Minera

Centinela, Chile.

RESUMEN Tarde o temprano las manifestaciones del macizo rocoso terminan originando caída de rocas, derrames, deslizamientos de material o derrumbes a nivel de banco, interrampa o talud global. Sus consecuencias podrían llegar a provocar incapacidad o muerte, pérdidas materiales y/o económicas si no se aplican medidas proactivas de prevención y control de riesgo. Para acompañar una operación minera segura, surge la iniciativa de establecer el criterio de aceptabilidad de alerta temprana en los sistemas de monitoreo de taludes y operaciones geotécnicas diarias. El propósito es lograr advertir los cambios de comportamiento de las manifestaciones del macizo rocoso en señal de respuesta a mecanismos de fallamiento activos y/o al inevitable desarrollo de la explotación minera. Para estos fines, se crearon mapas de contorno de velocidad desplazamiento límite mediante técnicas de interpolación de datos geo-localizados con el propósito de inferir valores en condiciones de inestabilidad del talud de riesgo progresivo y crítico. (Base de cálculo historial de eventos geotécnicos ocurridos en los yacimientos de Tesoro Central, Mirador, Esperanza y Encuentro periodo 2012-2016). Resultados que se aplicaron en los módulos de alarmas primarias en los distintos software de monitoreo geotécnico de taludes, sistema radar terrestre (GroundProbe, Reutech) y Teodolito-Prismas. Con lo anterior, se logró mejorar el nivel de confianza del proceso de análisis e interpretación de información y beneficiar el nivel decisional de activación del plan de acciones de control preventivas a seguir. Además de dar a conocer las zonas con mayor y menor posibilidad de administración del riesgo según la

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condición de estabilidad del talud registrada en el tiempo (edad del periodo de transición para condición de estabilidad transgresiva, progresiva, crítica y regresiva).

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INTRODUCCION La explotación minera a rajo abierto considera el diseño y constructibilidad del sistema bancoberma del yacimiento, el cual incluye el desarrollo de fases y vías o rampas de accesos a las diferentes fases de explotación. La estabilidad o seguridad de la obra resultante puede verse seriamente afectada por inevitables causas de origen natural y/o inducidas por el propio avance del desarrollo minero. Aumentando las probabilidades de ocurrencia de episodios críticos de inestabilidad geotécnica a nivel de banco, inter-rampa o talud global. Si la condición de riesgo carece de medidas de prevención y control podrían llegar a ocasionar la muerte, pérdidas materiales y/o económicas por inminentes derrumbes, deslizamiento y/o caída de material en áreas expuestas a condiciones inseguras. Por la relevancia e impacto del riesgo geotécnico, Minera Centinela mantiene un plan de monitoreo geotécnico que resguarda las 24 horas del día; el normal desarrollo de las operaciones unitarias de la

mina. Adoptando permanentemente prácticas de prevención de riesgos

necesarios para evitar la exposición directa a riesgos incontrolados. La Superintendencia de Geotecnia es el área responsable de velar por la normativa de seguridad minera. Para dar cumplimiento al plan, cuenta con un sistema integrado de información y vigilancia

geotécnica que administra en tiempo real diversos sistemas de Instrumentación

geotécnica de superficie y sub-superficie. Estos sensores geotécnicos permiten detectar condiciones de inestabilidad en los taludes de la mina y estudiar su evolución favorable o desfavorable en el tiempo. La decisión de advertir, alertar y comunicar tempranamente a la organización referente de las condiciones de riesgo desfavorables es avalada por la definición del umbral de velocidad desplazamiento límite. Este criterio de aceptabilidad es el responsable de activar o desactivar el plan de seguridad de la mina en condiciones de riesgo Progresivo o Crítico. Cabe señalar que ambas condiciones de inestabilidad son derivadas a la unidad de monitoreo intensivo para evaluar recursos involucrados e impacto del inminente colapso geotécnico.

METODOLOGIA Se presenta una innovadora metodología que emplea métodos de interpolación espacial de datos geo-localizados; para obtener mapas estadísticos de máximos valores de velocidad instantánea permisible en condiciones de inestabilidad de taludes en riesgo Progresivo ( VDLP) y Crítico (VDLC). Principal variable de control en los sistemas de monitoreo geotécnico de superficie.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Sistema radar terrestre

CONDICION DE ESTABILIDAD DEL TALUD (SISTEMA BANCO-BERMA) EVOLUCION CARACTERISTICA TENDENCIA CONDICION DE DESPLAZAMIENTO VELOCIDAD INESTABILIDAD

INACTIVA

Los desplazamientos no aumentan con el tiempo.

TRANSGR ESIVA

Los desplazameitnos aumentan mas menos lineal con el tiempo.

PROGRESIVA

Los desplazamientos aumentan de forma más que lineal con el tiempo.

CRITICA

Los desplazamientos aumentan de forma más que lineal con el tiempo.

REGRESIV A

NATURAL

OPERACIONAL

DETECCIÓN DE ANOMALIA O ALTERACIÓN DE LOS REGISTROS

AGENTE GATILLADOR DE CONDICION INSEGURA

sistema teodolito-prismas

Los desplazameitnos aumentan cada vez menos con el tiempo.

V~O

Permanece Estable.

V=C

Evoluciona hacia una condición posiblemente Inestable.

V ≥ VDLP

Evoluciona hacia una condición inestable.

V ≥ VDLC

Evoluciona hacia una condición inestable e inminente colapso.

V < VDLP, DLC

La condición de talud evoluciona hacia una condición probablemente estable.

Abreviaciones: V

Velocidad Desplazamiento

VDLP

Velocidad Desplazamiento Límite condición Progresiva

VDLC

Velocidad Desplazamiento Límite condición Crítica Constante

Figura 1 Evolución típica de Inestabilidad de taludes

La metodología se desarrolla en tres principales etapas:

Recopilación de antecedentes históricos La recolección de información consideró el back análisis de eventos geotécnicos ocurridos en la Mina Esperanza, entre los años 2012 y 2016 respectivamente. Donde se obtuvieron (98) muestras representativas del comportamiento evolutivo de los cambios de tendencia en los

453

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS registros desplazamiento versus tiempo. El criterio de selección de datos considera los siguientes filtros:

Tabla 1 Criterio de selección recopilación de información Condición de Inestabilidad de Riesgo Crítica (X,Y,Z)

Variable de Control

Criterio de

(Atributo)

Selección

Velocidad desplazamiento

Registrar el máximo valor del instante que se inicia

Tasa de Velocidad

el colapso estructural.

Tiempo de Transición

Registrar el tiempo que tarda en cambiar una condición de inestabilidad Progresiva a Crítica.

Progresiva (X,Y,Z)


Anotar el máximo valor que indique el cambio de

Tasa Velocidad

tendencia

de

una

condición

de

inestabilidad

Transgresiva a Progresiva. Tiempo de Transición

Registrar el tiempo que tarda en cambiar una condición

de

inestabilidad

Transgresiva

a

Progresiva. Regresiva (X,Y,Z)


Registrar el máximo valor que indique el momento de

Tasa Velocidad

cambio a tendencia Regresiva.

Tiempo de Transición

Registrar el tiempo que tarda en cambiar una condición de inestabilidad Regresiva a Estable.

Figura 2 Muestra registro histórico radar terrestre GroundProbe

Tratamiento de la Información Una vez generada la base de datos, se procede a confeccionar los mapas topográficos para conocer la localización espacial de los eventos geotécnicos y clasificar la información por condición de inestabilidad del talud y riesgo asociado. Atributos asignados en cada posición espacial de la muestra. A partir de esta información topográfica se generan tablas que contienen las coordenadas en el plano (X,Y), para estimar la variable de control en la componente (Z).

454


7460600 3.579

4.832 5.1

3.235 3.063 6.379

4.063 3.626 5.205 2.586

4.024

7460400

1.748 3.197

7460200 1.481 2.101 2.172 1.526 1.479 7460000

2.743

5 1.1 6.763 3.771 5.062 6.117 2.527 4.415 6.243 6.858 5.125 3.594 8.415 8.629 10.777 7.018 5.666 6.327 4.096 8.317 3.926

7459800 7.884 2.534

3.092 4.85 4.828 2.871 3.2 2.58

1.594 1.525 1.76 3.318 1.754 3.2 7459600

1.381

4.48

2.423 6.982

5.274

2.154 7.507 7459400

3.789 3.775

EVENTO

FECHA

COD TIEMPO TV

VDD1NEUM_P121126SSR168 VDD1NEUM2_P121126SSR168 VDDOM1_P121126SSR168 VDBSUR2_P121126SSR168 VDBSUR_P121126SSR168 VDPWH20_P121126SSR168 VDPWH202_P121126SSR168 VDPWEMP_P121126SSR168 VDPWH2O5_P121126SSR168 VDBSUR3_P121126SSR168 VDBSUR4_P121126SSR168 VDBSUR_P12112SSR168 VDBSUR5_P121126SSR168 VDPWEMP2_P121126SSR168 VDPWEMP3_P121126SSR168 VDBSUR6_P121126SSR168 TVDPSUR2_P130808SSR168 TVDPSUR3_P130808SSR168 TVDPSUR_P130808SSR168 VDBANCO_P130808SSR168 VDB2120_P130808SSR168 VDF3WINT_P131231SSR181 VDF3WINT_P131231SSR181_2 VDF3WINT_P131231SSR181_3 VDF3WINT_P131231SSR181_4 VDF3WINT_P131231SSR181_5 VDF3WEMP_P140110SSR181 VDF3WEMP_P140110SSR181 VDF3WA_P140310SSR181 VDF3WBH20_P140310SSR181 VDF3WH2O_P140304SSR181 VDF3N_P140304SSR181

12/3/12 1:22 12/4/12 4:21 12/4/12 4:43 12/6/12 17:48 12/6/12 18:24 12/12/12 18:31 12/13/12 12:07 12/14/12 9:02 12/14/12 18:01 12/30/12 4:54 1/6/13 9:47 1/6/13 9:53 1/25/13 23:39 2/3/13 3:04 2/3/13 3:55 2/9/13 20:13 8/16/13 11:36 8/16/13 11:58 8/21/13 23:13 10/27/13 7:32 11/1/13 0:02 1/1/14 19:40 1/1/14 19:44 1/1/14 20:39 1/1/14 22:15 1/8/14 9:45 2/17/14 21:30 2/18/14 5:19 3/8/14 15:59 3/9/14 15:14 3/9/14 19:30 3/9/14 20:00

C-C C-C C-C C-C C-C C-C C-C C-C C-C C-C C-C C-C C-C C-C C-C C-C C-C C-C C-C C-C C-C C-C C-C C-C C-C C-C C-C C-C C-C C-C C-C C-C

0:13:00 0:21:00 0:33:00 0:47:60 0:10:00 0:46:60 0:21:60 4:02:60 0:21:60 1:00:00 3:47:60 0:53:00 0:39:60 1:04:60 1:25:00 0:23:60 0:46:60 0:13:00 1:59:60 0:37:60 0:00:00 0:40:00 1:14:60 1:09:60 1:15:00 0:30:00 0:10:00 0:49:60 1:59:60 1:14:60 0:45:00 1:45:00

V

COTA

ESTE

NORTE

MIN

2,132 2,172 2070,926 493821,220 7460050,088 13 1,561 1,526 2087,522 493809,889 7460050,053 21 2,120 2,101 2103,057 493794,523 7460066,385 33 6,027 6,497 2298,405 493996,501 7459138,277 48 2,462 2,002 2281,064 494079,516 7459164,135 10 2,559 2,534 2248,687 493451,015 7459696,418 47 5,052 7,884 2232,504 493460,020 7459722,156 22 5,048 5,000 2245,852 493552,800 7459906,728 243 1,516 1,100 2070,393 493768,996 7459881,926 22 18,271 19,511 2296,722 494102,365 7459162,189 60 15,129 14,000 2311,601 494131,760 7459167,731 228 7,778 7,474 2298,219 494134,986 7459176,003 53 18,270 17,709 2318,077 494091,352 7459147,697 40 3,789 3,771 2153,881 493657,286 7459866,113 65 6,919 6,763 2136,136 493665,324 7459871,635 85 7,740 7,611 2297,578 494072,056 7459149,150 24 3,458 3,333 2152,858 493996,587 7459294,368 47 1,073 1,036 2121,207 494027,748 7459317,271 13 3,923 3,775 2120,140 493905,333 7459311,140 120 5,308 5,274 2120,609 494227,728 7459460,782 38 7,492 7,507 2120,617 494121,675 7459407,060 0 6,045 5,666 2119,951 493648,276 7459754,983 40 5,523 5,125 2134,202 493625,672 7459800,434 75 7,710 6,858 2131,253 493687,760 7459811,347 70 6,813 6,243 2121,626 493712,693 7459824,618 75 9,158 8,629 2134,218 493665,143 7459785,539 30 6,448 6,117 2152,457 493649,450 7459859,410 10 5,126 5,062 2141,880 493649,450 7459859,410 50 3,090 2,743 2279,016 493482,079 7459895,576 120 4,245 3,926 2040,446 493729,187 7459718,772 75 2,261 2,154 2119,474 493675,322 7459457,515 45 1,558 1,481 2088,717 493859,116 7460127,978 105

4.899 5.1

1.036 3.333

1.57 2.872 3.174 3.919 2.041 3.683

7459200

7.474 14 2.002 19.511 7.611 17.709

6.497

12.4 7

4.333

12.352 6.963 12.914 4.995 3.148 6.758 9.373 10.226 4.173 6 8.3 7459000

7458800 493200

493400

493600

493800

494000

494200

494400

494600

494800

Figura 3 Mapa de localización de eventos geotécnicos periodo 2012-2016

Proceso de Interpolación Espacial Geo-localizada de datos Las tablas creadas se ingresan al software SURFER para obtener estadística descriptiva y mapas inferenciales de contornos de velocidades de desplazamiento límites. Existen varios métodos de interpolación, pero seleccionaremos los más exactos para aplicar el algoritmo de cálculo de estimación en datos discretos. Tabla 2 Criterio de selección recopilación de información

Riesgo Geotécnico

Tabla de Datos

Variables de

Selección del Método de

Control (Atributos)

Interpolación en SURFER

Crítica Condición de Inestabilidad de Taludes

Progresiva Transgresiva Regresiva

-

Desplazamiento

-

Velocidad

-

Tasa Velocidad

-

Tiempo

-

Kriging( anisotropía 30°)

-

Inverse Distance a Power

-

Radial Basis Function

Luego de seleccionar el método, el software internamente procesa los datos y entrega como resultado mapas espaciales de contornos y la estimación de la variable de control en estudio.

455

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS HISTORIAL DE TIEMPO TRANSCURRIDO EN CAMBIOS DE TENDENCIA LINEAL EVENTO CONDICION DE INESTABILIDAD DEL TALUD RIESGO CRITICO

HISTORIAL DE TIEMPO TRANSCURRIDO EN CAMBIOS DE TENDENCIA LINEAL EVENTO CONDICION DE INESTABILIDAD DEL TALUD RIESGO CRITICO 7460800

7460800

7460600

7460600

ESCALA VELOCIDAD (mm/h)


7460400

7460400

21.5

21.5

20

20 18.5

7460200

18.5

7460200

17

17

15.5

7460000

15.5

7460000

14

14

12.5

12.5

7459800

7459800

11

11

9.5

9.5

7459600

7459600

9

9

7.5

7.5

6

7459400

6

7459400

4.5

4.5

3

7459200

3

7459200

1.5

1.5

7459000

7459000

7458800

7458800 493200

493400

493600

493800

494000

494200

494400

494600

494800

493200

493400

493600

Método Inverse Distance a Power

493800

494000

494200

494400

494600

494800

Método Kriging

HISTORIAL DE TIEMPO TRANSCURRIDO EN CAMBIOS DE TENDENCIA LINEAL EVENTO CONDICION DE INESTABILIDAD DEL TALUD RIESGO CRITICO

Output Grid

7460800

Grid File Name: Grid Size: Total Nodes: Filled Nodes: Blanked Nodes:

7460600

D:\Monitoreo\Bloque_Sur_08Jun2016\pits\DTA_CCM_VDI_KRG.grd 100 rows x 74 columns 7400 7400 0


Grid Geometry 7460400

21.5 20 18.5

7460200

17

X Minimum: X Maximum: X Spacing:

493100 494900 24.657534246575

Y Minimum: Y Maximum: Y Spacing:

7458800 7460800 20.20202020202

15.5

7460000

Grid Statistics 14 12.5

7459800

11 9.5 7459600

9 7.5 6

7459400

4.5 3

7459200

Z Minimum: Z 25%-tile: Z Median: Z 75%-tile: Z Maximum:

1.6410680884374 3.535919070523 4.0997504530109 5.4500094054352 15.787338627717

Z Midrange: Z Range: Z Interquartile Range: Z Median Abs. Deviation:

8.7142033580773 14.14627053928 1.9140903349122 0.90669429575833

Z Mean: Z Trim Mean (10%): Z Standard Deviation: Z Variance:

4.6152335009073 4.4330507457505 1.914953388893 3.6670464816327

Z Coef. of Variation: Z Coef. of Skewness:

0.41492015268924 1.6589284084155

Z Root Mean Square: Z Mean Square:

4.9967416132446 24.96742674953

1.5

7459000

7458800 493200

493400

493600

493800

494000

494200

494400

494600

494800

Método Radial Basis Function

Reporte Estadistico

Figura 4 Resultados preliminares de metodologías de interpolación

RESULTADOS Y DISCUSION En virtud de los resultados, debemos elegir la metodología de interpolación espacial más adecuada para aplicar la técnica estadística inferencial de velocidad desplazamiento límite. La mejor forma es superponer capas de información geomecánica; principalmente los dominios estructurales que controlan los mecanismos de fallamientos, fallas geológicas principales y trazas de contacto de grava – roca del yacimiento. Al correlacionar la información compuesta, el mejor método que muestra consistencia y coherencia es la interpolación espacial kriging. Estos resultados preliminares son sometidos al proceso de aprobación.

456


Validación de Resultados En la etapa de validación, se eligieron (2) sectores inestables en la mina Esperanza que mantuvieron deformación acumulada en el tiempo. Tendencias con alta probabilidad de alcanzar la condición de riesgo Progresivo o Crítico. En ambos sectores se aplicó la estimación Kriging, definiéndose los umbrales de velocidad desplazamiento límites que se detallan a continuación: Tabla 3 Validación del criterio de aceptabilidad límite en software SSRVIEWER Sector Alto Bloque Sur

Sector Bajo Rampa Sur 2

Velocidad (mm/hora)

Velocidad (mm/hora)

Crítica

9,0

4,5

Progresiva

6,0

6,0

Alarmas Primaria

Exitosamente en los dos eventos (Figura 1); se activaron los niveles de alarmas definidas hasta alcanzar el máximo registro (V) del deslizamiento de material. La activación del plan de acción permitió; detener con una hora de anticipación

el tránsito de vehículos en los tramos

comprometidos y aplicar las medidas de control para impedir la exposición al riesgo geotécnico.

Figura 5 Sectores de pruebas para validación de resultados

457


Resultados Finales Gracias a la superposición de capas de información fue posible correlacionar y simplificar la zonificación de velocidades de desplazamiento limite en condiciones de inestabilidad de riesgo Progresivo y Crítico. Los resultados se ingresaron en los módulos de alarmas primarias de cada software de monitoreo geotécnico, en sistema radar terrestre (GroundProbe/Reutech) y teodolitoprismas. HISTORIAL DE TIEMPO TRANSCURRIDO EN CAMBIOS DE TENDENCIA LINEAL EVENTO CONDICION DE INESTABILIDAD DEL TALUD RIESGO CRITICO

HISTORIAL DE TIEMPO TRANSCURRIDO EN CAMBIOS DE TENDENCIA LINEAL EVENTO CONDICION DE INESTABILIDAD DEL TALUD RIESGO PROGRESIVO

7460800

7460800

7460600

7460600


7460400

21.5


7460400 5.6

20 5

18.5

7460200

7460200

4.4

17 15.5

7460000

3.8 7460000

14 3.2

12.5 7459800

7459800

2.6

11 2

9.5 7459600

9

7459600 1.4

7.5 0.8

6

7459400

7459400 0.2

4.5 -0.4

3

7459200

7459200

1.5

7459000

-1

7459000

7458800

7458800 493200

493400

493600

493800

494000

Mina Esperanza Sector DOM1

DOM2

DOM3

DOM4

DOM5

DOM6

494200

494400

494600

494800

493200

493400

493600

493800

494000

494200

494400

494600

494800

Condición de Riesgo Critica V(mm/h)

Progresiva V(mm/h)

Alto (LIX I-A)

4,5

2,5

Bajo (SULF1)

3,0

1,6

Alto (LIX II-A)

4,5

2,4

Bajo (SULFII)

4,5

2,4

Alto (LIX III)

4,5

2,4

Bajo (SULF II)

5,3

3,2

Alto (LIX III) SE

4,0

2,0

Alto (LIX III) BS

9,0

5,6

Bajo (SULF II)

5,3

2,4

Alto (LIX IV)

3,7

1,2

Bajo (SULF III)

4,5

2,0

Alto (LIX IV)

3,0

1,2

Bajo (SUL III)

4,5

2,8

Figura 6 Mapas estadisticos de contornos de velocidades de desplazamiento límites

458


CONCLUSIÓN Es una metodología distinta e innovadora de gran utilidad a la hora de establecer los criterios de aceptabilidad límites de alerta temprana en inestabilidad de los taludes. Proporciona información valiosa que guiará los planes de prevención en seguridad minera beneficiando el soporte decisional en las áreas responsables de salvaguardar la vida de los trabajadores, instalaciones y plan minero. Los principales logros obtenidos del estudio son: En el ámbito de la Geotecnia 

Robustecer la metodología de interpretación y análisis de datos de monitoreo geotécnico.



Optimizar la trazabilidad de la información geotécnica.



Reformular los criterios de alarmas primarias en los sistemas de monitoreo geotécnico, radares terrestre (Groundprbe-Reutech) y sistema teodolito prismas.

En el ámbito operaciones mina: 

Dar a conocer los sectores de la mina que tienen mayor y menor administración del riesgo geotécnico.



Estimar los tiempos que tardan en evolucionar las inestabilidades geotécnicas en condiciones de inestabilidad de riego Progresivo y Crítico

En el ámbito de Seguridad Minera 

Mejorar el plan de prevención y control de inestabilidades geotécnicas



Maximizar la asertividad en la detección temprana de eventos geotécnicos



Aumentar el nivel de confianza y credibilidad de nuestros clientes.

Finalmente se extiende el uso de la metodología en las Minas de Tesoro Central, Mirador y Encuentro de Minera Centinela.

AGRADECIMIENTOS Mi más sincero agradecimiento a la Superintendencia de Geotecnia de Minera Centinela por permitirme participar en este magno evento SIMIN 2017. Sin lugar a duda será un innovador tema de interés en el ámbito de la geotecnia aplicada en minería.

459


Desarrollos de Túneles de Gran Sección bajo Altos Esfuerzos… ¿Lo conocíamos todo? Miguel Vargas 1 (*) 1

Jefe Construcción Proyecto Nuevo Nivel Mina, Vicepresidencia de Proyectos

CODELCO, Chile

RESUMEN El Proyecto Nuevo Nivel Mina (PNNM) de la Vicepresidencia de Proyectos de Codelco, ha tenido que emprender un gran desafío en cuanto al desarrollo de sus túneles de gran sección (acceso de personal, correa y adits de ventilación), bajo condiciones sísmicas de altos esfuerzos, lo que ha implicado la reestructuración de su proyecto, repensándolo y generando una nueva metodología de administración del riesgo sísmico durante la operación, en el desarrollo de estas frentes complejas. La historia ha estado marcada por 3 hitos importantes: en diciembre del 2013 se generaron 2 estallidos de roca de magnitud 1.4 y 2.6 en el Túnel de Acceso Principal (TAP) desde interior mina, en noviembre del 2014 se generó un nuevo estallido de roca de 1.3 en la conexión de la ventana de acceso P4600 al TAP con consecuencias fatales y en Mayo de 2015, durante el proceso de evacuación de tronaduras del XC 22/23, galería principal del sistema de ventilación del Proyecto, fue afectada por un nuevo e importante estallido de rocas de 2.0 Mw de magnitud. En base a los estallidos de rocas ocurridos en el PNNM, con graves consecuencias tanto a las personas y en la infraestructura, y la consecuente paralización de los túneles, se incorpora un nuevo modelo de gestión del riesgo sísmico en la operación, para el desarrollo de estos túneles. Este modelo incorpora 3 pilares fundamentales en terreno; Control del Diseño, de la Operación y de la Exposición, los cuales en conjunto forman la última barrera que permite controlar y/o mitigar las consecuencias que pueda provocar

460


un potencial estallido de roca, y con ello, evitar el daño a las personas, equipos e instalaciones durante el desarrollo de estos túneles. De lo anterior, las conclusiones relevantes a destacar son: (1) Definición de un modelo de gestión del riesgo sísmico en la operación, para el desarrollo de excavaciones bajo altos esfuerzos (minería profunda), (2) validación en el correcto seguimiento y control de la implementación de los diseños de fortificación, hecho que ha sido probado en solicitaciones ante eventos sísmicos relevantes, (3) validación de nuevas tecnologías en el desarrollo del ciclo minero, capaces de mantener la productividad, eficiencia y la seguridad en la operación y (4) validación de nuevos protocolos de trabajo en base a criterios de alerta, capaces de eliminar la exposición, reduciendo en forma significativa el riesgo del personal, equipos e infraestructura bajo condición sísmica de altos esfuerzos. Los puntos anteriores, enmarcan las conclusiones globales de la administración del riesgo sísmico en la operación bajo esta nueva metodología, un camino nuevo que aún queda por depurar. Nada, ni nadie podría decir que esto sea suficiente, la innovación y los cambios tecnológicos, y más aún “el cerro” dirán la última palabra...

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INTRODUCCIÓN

INTRODUCCIÓN

El Proyecto Nuevo Nivel Mina (PNNM) de la Vicepresidencia de Proyectos de Codelco, ha estado expuesto a una gran complejidad en cuanto al desarrollo de sus túneles de acceso y adits (ver figura 1), bajo condiciones en un macizo rocoso con altos esfuerzos, lo que ha implicado desde el punto de vista operacional la incorporación de una nueva metodología de gestión del riesgo sísmico en la operación, en el desarrollo de estas frentes complejas.

Figura 1 Proyecto Nuevo Nivel Mina

UN POCO DE HISTORIA… La historia del PNNM en cuanto al desarrollo de sus túneles de Acceso y Adits, ha estado marcada por 3 hitos importantes que definieron un punto de quiebre entre un antes y después, ver línea de tiempo en la Figura 2.

Figura 2 Línea de tiempo estallidos de rocas

Evento diciembre 2013 El 14 y 15 de diciembre del 2013, se generan 2 estallidos de roca de magnitud 1,4 y 2,6 en el Túnel de Acceso Principal (TAP) desde interior mina, estas son las primeras evidencias de lo

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS complejo que significaría la construcción de túneles de gran sección en un macizo rocoso altamente competente y estresado. Los daños en el TAP se iniciaron desde la intersección con el acceso inferior a la sala de chancado hasta la frente misma que en ese momento se llevaba en desarrollo 87 m, concentrándose desde la gradiente hacia el piso en ambas cajas, presentando proyección de shotcrete y roca. La medida de acción inmediata posterior al evento, fue la detención de la excavación del Túnel de Acceso Personal (TAP) desde interior mina. En la imagen adjunta (ver Figura 3), se observan los focos de los 2 estallidos de roca ocurridos en diciembre del 2013 en TAP.

Figura 3 Estallidos de roca diciembre 2013

Evento noviembre 2014 El día viernes 07 de noviembre del 2014, se generó un nuevo estallido de roca de 1,3 en la conexión de la ventana de acceso P4600 al TAP desde superficie, desde el punto de vista de la infraestructura este evento tuvo menos daños que el de diciembre del 2013, dado que sólo hubo daños a nivel del galibo del túnel, con algo de eyección de shotcrete y roca en dicho sector, sin embargo tuvo una consecuencia fatal para un trabajador. Como consecuencia de esto, se detuvo también el desarrollo del Túnel P4600 hasta nuevo estudios. Con esta detención se paralizaba el desarrollo en forma completa del Túnel Acceso Personal (TAP) tanto desde superficie como interior mina (ver Figura 4).

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N

Figura 4 Estallido de roca noviembre 2014

Evento mayo 2015 El día 19 de Mayo del año 2015, durante el proceso de evacuación de tronaduras del XC Z 24/25, correspondiente a una de las galerías principales del sistema de ventilación del Proyecto NNM, ésta fue afectada por un nuevo y potente estallido de rocas, el que provocó daños de tipo severo por una extensión aproximada de 150 metros (ver Figura 5). Posterior a este suceso, los trabajos de este desarrollo se detuvieron al igual que el TAP, con el objeto de realizar los análisis causales respectivos.

N

Figura 5 Estallido de roca mayo 2015

La paralización del TAP, acceso principal a la futura mina, con los estallidos de roca del año 2013 y 2014, y posteriormente la paralización del túnel XC 22/23 que alimentaría de ventilación al nuevo proyecto, terminan por complejizar las obras de desarrollo de túneles, así como también en el proceso de entendimiento de la fenomenología y causa detrás de los estallidos. Esto sin duda no era suficiente y era necesario generar un punto de quiebre, detener en forma definitiva los túneles de acceso y adits, y repensar la forma de entender el fenómeno.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS PUNTO DE QUIEBRE: MODELO DE GESTIÓN

En base a los estallidos de rocas ocurridos en el PNNM, con graves consecuencias tanto para las personas y a la infraestructura, y la consecuente paralización de los túneles, se incorpora un nuevo modelo de gestión del riesgo sísmico en la operación, para el desarrollo de estos túneles. Este modelo incorpora 3 pilares fundamentales en terreno; Control del Diseño, de la Operación y de la Exposición (ver Figura 1), los cuales en conjunto forman la última barrera que permite controlar y/o mitigar las consecuencias que pueda provocar un potencial estallido de roca, y con ello, evitar el daño a las personas, equipos e instalaciones durante el desarrollo de estos túneles.

Figura 1 Estallido de roca mayo 2015

A continuación se describen con mayor detalle los 3 pilares del modelo:

A) Control del diseño Este primer pilar, tiene como objetivo asegurar el cumplimiento de las especificaciones técnicas del diseño en terreno, tanto desde el punto de vista de la excavación y fortificación. En cuanto a la excavación, una etapa fundamental lo comprende el diseño de la perforación y carguío de la tronadura. La perforación del disparo se realiza en forma automática, cargando al software del equipo, el diagrama de disparo tanto en la configuración y el largo de los tiros. La perforación automática, entrega un mayor control en la desviación de los tiros y por ende mejores resultados en el perfil final del túnel.

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Figura 6 Perforación automática del diagrama de disparo

En cuanto al carguío se utiliza básicamente como carga de fondo Emulsión encartuchada y Tronex como cebo, en cuanto a la carga perimetral se utiliza como explosivo Softron, incorporando como iniciación detonadores electrónicos, los que entregan grandes ventajas para el desarrollo de estas frentes complejas, dado su mayor seguridad y confiabilidad al momento de iniciación, una fragmentación más estable, un control estable de los niveles de vibración y de daño al macizo rocoso.

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Diagrama de Perforación Proyecto

Compañía Salfa Montajes Sitio NNM Adits Ventilación Túnel TAP Frente HW Fecha 22-07-2017 Observaciones : Detonadores electrónicos

Información sobre frente Número de barrenos: Área en fondo de barrenos (m²): Área en cabezal de barrenos (m²): Bit de perforación frente Longitud de Perforación frente (m) Longitud de Perforación destressing (m)

97 50,22 45,97 45 mm 3,8 7,6

Información de Barrenos Contorno (Ct) Zapateras (Z) Cuele ( C ) Escariado Auxiliar (A) Contracuele (CC) Destressing (D) Recorte (sin carga)

24 10 13 4 33 6 7 0

Figura 7 Diagrama de tronadura

Por otro lado, el control a la correcta instalación del soporte, es una variable relevante en el comportamiento del sistema de fortificación al momento de ocurrir un evento sísmico, una mala instalación tiene un impacto relevante en el nivel de daños que se puede generar producto de un evento sísmico de gran magnitud y alto nivel energético. En estos túneles, dado el mayor riesgo sísmico, fue necesario incorporar nuevos soportes y sistemas de refuerzos con mayor capacidad para disipar energía, por ejemplo en el caso del sector donde ocurrió el estallido de rocas del 2015 XC 22/23, se estableció un nuevo diseño de fortificación con mayor capacidad de reforzamiento y mayor capacidad de retención, el cual estableció la colocación de dos mallas tipo romboidales G63/G80 más la instalación de pernos A63-42H, diámetro 25 mm y cables tipo 3, de largo 6 m a 10 metros.

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Figura 8 Marcación de malla

La fortificación se instala en forma mecanizada, lo que permite asegurar un proceso más estándar y controlado, en el caso de la instalación de pernos se asegura el largo de perforación según el sensor de profundidad del equipo, la lechada se prepara en el equipo donde es posible asegurar una mezcla más homogénea y estándar, y en cuanto a la configuración de apernado, el carrusel del equipo es cargado con la malla previamente marcado con el patter.

. Figura 9 Marcación de malla

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RESULTADOS Existe una validación en el correcto seguimiento y control de la implementación de los diseños de fortificación, hecho que ha sido probado en solicitaciones ante eventos sísmicos relevantes. Un ejemplo de esto fue el evento sísmico relevante ocurrido en Enero del 2017 en el TAP por superficie, con un evento de magnitud 1.8 Mw y energía de 5.5 x10^6 J. En este caso, el levantamiento arrojó daños muy leves en el agrietamiento de shotcrete, abombamiento de la malla y como daño moderado sólo el levantamiento de piso. No se registraron daños de malla, pernos cortados y proyección de shotcrete y rocas; es decir el sistema de fortificación fue capaz de absorber en forma importante la energía del evento.

Figura 10 Levantamiento de daños posterior a Estallido de roca

B) CONTROL DE LA OPERACION Un segundo pilar, tiene como objetivo definir los requisitos, restricciones y medidas que se deben considerar para ejecutar las actividades de desarrollo, de manera tal de controlar y/o mitigar las consecuencias que pueda provocar un potencial estallido de rocas, y con ello, evitar el daño a las personas, equipos e instalaciones.

En la figura adjunta, se observan las principales etapas que forman parte del Control del Ciclo de la Operación:

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Figura 11 Control del Ciclo de la Operación

Este control es cíclico, es decir por cada Tronadura en la frente, se cumple cada etapa y al termino se vuelve a repetir, regulado en un Protocolo de Excavación, el cual está bajo conocimiento de todo el personal que participa en la operación. A continuación se describe cada etapa del proceso:

(1) Reporte Sísmico Pre-Tronadura, Antes de 24 hrs del inicio de una tronadura el área de geomecanica emite un informe del comportamiento sísmico del desarrollo en el periodo posterior a la última quemada y cuyas recomendaciones son consideradas por el área de operaciones para autorizar la continuidad de la actividad. (2) Operatividad Estaciones: Antes del inicio del carguío, el área de operaciones debe asegurar la operatividad de las estaciones sísmicas al momento de realizar la quemada.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS REPORTE SISMICO TRONADURA

FECHA:

DCG 04-08-2017

REPORTE SISMICO TRONADURA

DCG 04-08-2017

FECHA:

. Realizado por: Cargo:

Geotecnia NNM

TAP/ P4600 / MINA

OIM:

Geomecánico

Polígono:

Realizado por:

Ventana P4600

Cargo:

Geotecnia NNM Geomecánico

OIM: Polígono:

TAP/ P4600 / MINA Ventana P4600

1. ANÁLISIS ACTIVIDAD SÍSMICA • Volumen Aparente (CAV) vs Índice de Energía (IE) entre cotas 1900 y 1500 • Estado del Polígono (Criterio CFE)

:

Superior

Centro

• Ubicación Espacial Eventos Sísmicos :

Dispersos

Cluster

• Evento > 0 Magnitud Máxima 24 hrs.

Este (X) Norte (Y) Cota (Z)

Inferior

 Magnitud Energía (J) Es/Ep

• Criterio de Frecuencia de Eventos (CFE):

Sin Ev idencia

Softening

Fecha Inicio de Softening

• Vista en Perfil (últimos 7 días): Hw

Fw

http://sismico-hdis:8000/hdis1/dashboard/ • Vista en Planta (últimos 7 días):

Comentarios Durante los últimos 7 días se han registrado 36 eventos sísmicos en Poligono Ventana P4600, de magnitud -1.8 a -0.1. La ubicación de estos es en torno a la frente de avance (TAP hacia la mina). El último evento registrado fue hoy 04-08 a las 11:06 de magnitud -0.5. Con respecto al gráfico CAV v/s IE, no se observan variaciones significativas en la tendencia, que indiquen inestabilidad del macizo rocoso. De acuerdo al CFE, la media móvil del número de eventos de las últimas 24 horas se ubica en posición Centro, en 3-4 eventos/día. 2

Figura 12 Reporte Pre-Tronadura

(3) Protocolo de Tronadura: El cual corresponde al documento que formaliza, el diagrama de perforación, carguío e iniciación de la tronadura, propuesto por la EECC, y entregado al área de operaciones de Codelco.

(4) Tronadura: La operación debe asegurar el fiel cumplimiento del Protocolo de Tronadura. Una vez realizada la tronadura, operaciones informa al sistema sísmico la hora de salida de la quemada, con el objeto de filtrar en el sistema los eventos sísmicos asociados directamente a la quemada y no contaminar el registro.

(5) Aislación: Corresponde al periodo de tiempo, inmediatamente posterior a la tronadura, durante el cual se aísla y se bloquea el ingreso a la frente de avance. Durante este periodo no se realizan actividades en la frente, quedando el personal de la operación detrás de la línea de desegregación definida. Este periodo de tiempo es definido por área de geomecanica en base al registro histórico del comportamiento sísmico del área cercana a la frente de desarrollo.

(6) Reporte Sísmico Post Tronadura, Una vez completado el periodo de aislación, el área de Geomecánica emita un nuevo informe, el que incluye el comportamiento sísmico que ha tenido

471

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS la frente posterior a la tronadura, durante el tiempo de aislación, cuyas recomendaciones serán consideradas por el área de operaciones, para autorizar la continuidad de la actividad.


FECHA:

DCG 24-07-2017


DCG 24-07-2017

FECHA:

. Realizado por: Cargo:

Geotecnia NNM

TAP/ P4600 / MINA

OIM:

Geomecánico

Polígono:

Realizado por:

Ventana P4600

Cargo:

Geotecnia NNM Geomecánico

OIM: Polígono:

TAP/ P4600 / MINA Ventana P4600

1. ANÁLISIS ACTIVIDAD SÍSMICA • Volumen Aparente (CAV) vs Índice de Energía (IE) entre cotas 1900 y 1500 • Estado del Polígono (Criterio CFE)

:

Superior

Centro

• Ubicación Espacial Eventos Sísmicos :

Dispersos

Cluster

• Evento > 0 Magnitud Máxima 24 hrs.

Este (X) Norte (Y) Cota (Z)

Inferior

 Magnitud Energía (J) Es/Ep

• Criterio de Frecuencia de Eventos (CFE):

Sin Ev idencia

Softening

Fecha Inicio de Softening

• Vista en Perfil (últimos 7 días): Hw

Fw

http://sismico-hdis:8000/hdis1/dashboard/ • Vista en Planta (últimos 7 días):

Comentarios Durante los últimos 7 días se han registrado 33 eventos sísmicos en Poligono Ventana P4600, de magnitud -2.0 a 0.3. La ubicación de estos es en torno a la frente de avance (TAP hacia la mina). El último evento registrado fue hoy 24-07-2017 a las 12:42. Con respecto al gráfico CAV v/s IE, no se observan variaciones significativas en la tendencia, que indiquen inestabilidad del macizo rocoso. De acuerdo al CFE, la media móvil del número de eventos de las últimas 24 horas se ubica en posición Centro, en 2-3 eventos/día. 2

Figura 13 Reporte Post-Tronadura

(7) Inspección y Liberación Frente, Una vez autorizada la continuidad del ciclo con el Reporte Post Tronadura, se procede a evaluar la condición de la frente en terreno, en conjunto con el área de geomecánica, geología y operaciones, quienes darán su aprobación para realizar la “Liberación de la Frente” y continuar con el ciclo minero, dejando respaldo en Lista de Chequeo adjunto.

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Figura 14 Reporte Liberación Frente

(8) Seguimiento Ciclo Frente, Una vez liberada la frente y autorizada la continuidad del ciclo, las etapas unitarias siguientes estarán determinadas por requisitos y restricciones bien definidas, entre las cuales las principales son: 

Requisitos a las Personas, Todas las personas que realicen trabajos en estas frentes, deben cumplir con los requisitos de capacitación y competencias de los trabajadores en el curso de “Geomecánica de Roca Aplicada”.



Segregación de Áreas, para ello se utiliza una barrera de Ingreso, que limita al área de la frente de desarrollo, donde además se ubica un registro de control de ingreso, cuya responsabilidad es de la EECC, quien además debe asegurar el cumplimiento de los requisitos de las personas en su interior.



Sistema Sísmico: Para ello se utiliza como herramienta base del control, el monitoreo del comportamiento sísmico de la frente de excavación, mediante una red de sensores (geófonos y acelerómetros) ubicados en el área entorno a las excavaciones y monitoreadas por un operador las 24 horas, quien mantiene comunicación directa con operaciones para alertar, según procedimiento, de alguna condición sísmica relevante, de manera de tomar acciones en terreno, tales como de evacuación y/o restricciones de seguridad en el frente de avance.



Criterios de Alerta: En base al registro y seguimiento del monitoreo sísmico del sector, se definen 2 criterios de alerta, uno en base a la Magnitud de los eventos y el otro en base a la Frecuencia de eventos (CFE). Estos criterios de alerta definirán como resultado 3 condiciones posibles (verde, amarilla y roja), semáforo sísmico, bajo las cuales se define la evacuación y/o restricciones de la continuidad operativa del ciclo minero.

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RESULTADOS La implementación de estos elementos, en un robusto protocolo de operación, ha permitido a la fecha tener “cero” accidentes en las etapas de desarrollo del ciclo minero, tanto a los equipos, infraestructura y al personal.

C) Control de la exposicion Un tercer control, tiene relación con el Control de Exposición a estas frentes críticas en el desarrollo bajo condición de altos esfuerzos, donde fue necesario implementar una metodología capaz de eliminar la exposición de los trabajadores en las zonas sin fortificar post-tronadura. Para ello junto con cumplir con los estándares de seguridad, se incorporó el uso de equipos mecanizados en las etapas del ciclo minero. En resumen el ciclo minero quedó definido de la siguiente forma:  Chequeo disparo (a distancia)  Extracción de marina (mecanizado)  Acuñadura (mecanizado)  Geología y topografía (con foto digital a distancia)  Shotcrete de sello (mecanizado)  Perforación e instalación de pernos, y colocación de 1° malla (mecanizado)  Perforación e instalación de split set y malla frente (mecanizado)  Shotcrete de malla (mecanizado)  Colocación 2° malla (uso de jaula)  Perforación avance (mecanizado)  Carguío & tronadura (manual) Se observa, que la mayoría de las etapas unitarias del ciclo se realiza en forma mecanizada, sin exposición de los trabajadores a frente y techo sin fortificación. En el caso del carguío de los tiros del disparo, se realiza de forma manual, sin embargo ésta se ejecuta bajo techo y frente ya fortificada, y junto a otros aspectos operacionales que controlan los riesgos de esta actividad. A continuación se describe las etapas del ciclo con mayor detalle, para visualizar los cambios incorporados en relación al ciclo minero típico para una frente tradicional:

 Extracción de Marina a Control Remoto Una vez liberada la frente, se inicia el proceso de extracción de marina del disparo, para ello a diferencia del ciclo clásico, se realiza mediante LHD a control remoto, a una distancia de operación de 20 m. La extracción a distancia con control remoto, elimina la exposición del operador, dado que se ubica fuera del avance excavado, en zona fortificada.

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Figura 15 LHD operado a control remoto

 Acuñadura Mecanizada Una vez retirada la marina, se procede a botar lo suelto, sin embargo a diferencia de ciclo clásico con acuñadura manual a través de barretilla, se utiliza Acuñador Mecanizado provisto de un brazo hidráulico con martillo percutor, esta operación elimina la exposición del operador, dado que se ubica fuera del último avance, bajo techo fortificado. En esta etapa es importante el monitoreo a la sísmica, dado que la percusión del martillo en el acuñador, generan eventos sísmicos, que activan en algunos casos los protocolos de evacuación, debiendo que detener las actividades hasta volver a una condición de normalidad para volver a ingresar y continuar con la operación.

 Fotogrametría Geología y Topografía Una vez terminada la acuñadura, al igual que el ciclo minero tradicional, se ingresa a realizar el levantamiento topográfico y geológico de la frente. Para ello, se hace uso de la tecnología de fotogrametría ADAMS, donde en base a la captación de 24 fotografías tanto de la frente, cajas y techo, se genera en gabinete un casquete solido tridimensional del avance, lo cual permite realizar el mapeo geológico con mayor precisión y detalle en plataformas informáticas, determinado posibles alertas y recomendaciones que es entregado en un documento a operaciones. Esta operación se realiza con estacional total a distancia, fuera del pase de avance, bajo techo fortificado por tanto no hay exposición.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS FICHA DE INSPECCIÓN DE TERRENO AREA DE GEOTECNIA PNNM Fecha y Hora Disparo

22/07/17; 17:15 hrs

Nombre Desarrollo

TAP Mina

Inspección por

JGN

Fecha y hora Inpecc

24/07/17; 17:30 hrs

Nivel

TAP Mina_P4600

Orientación

N58ºE

INFORMACIÓN Largo de Avance (m) Avance Completo Sección Prom. (Ancho x Alto)

ESQUEMA TÍPICO (SIN ESCALA) # DTM

3,7 Si

17872

x

No PK (m aprox)

9,0 x 7,7

Ciclo al momento de Inspecc.

7346

Con marina

# Tiros Diagrama disparo

Total Anfo Eq (Kg) GEOLOGÍA

Tipo de Roca Tipo Mineralización Mapeo Estructural (Set)

Estructuras Sub Paralelas a la Excavación

Tonalita Primaria (Qz - Bt - Py - Cpy) S1: N50°E/82°SE

S2: N40°E/83°NW

S3: N23°W/85°NE

S4: N25°E/15°NW

Si

No Techo S1 y S2

Caja Izq. S1

Caja Der.

INESTABILIDAD Bloque

Si

Laja

No

Tipo de Inestabilidad

Sobrexcavación (m)

Caja Izq.

Caja Izq. x

Techo x

Caja Der.

Caja Izq.

Techo

Caja Der.

Techo 0,7m

Caja Der.

Subexcavación (m)

Caja Izq. No

Centro No

Caja Der. No

OBSERVACIONES: Ruido Sísmico

Si

No

x

* Sobrexcavación en sector derecho del techo, cercana a 1m.

Caida - Proyección de Material Localización (Caja-Techo-Centro)

Si

No

x

* No se identifican medias cañas.

x

* Se identifican 4 sets estructurales, que condicionan bloques especialmente en corona y caja izquierda, y Dique de Qz-Anh-Cpy de 40cm de espesor medio.El set estructural 3 es paralelo a la frente

Filtración de Agua

Si

No

* Durante inspección, no se percibe ruido sísmico.

Localización (Caja-Techo-Centro) Tipo Filtración

Incremento de Daño

* Ficha complementada con fotogrametría Adam (Fotografía con azimut cercano a N55°E).

Humedad ___no

Goteo___no

Lluv __no

Caja Izq. No

Techo No

Caja Der. No

Figura 16 Mapeo mediante fotogrametría

 Proyección de 1° Capa de Shotcrete Una vez levantada la topografía y el mapeo, se procede con la proyección del shotcrete de sello de la frente, para ello se realiza con equipo de proyección mecanizado con brazo extensible, ubicándose fuera del pase de avance, bajo el último pase fortificado, sin exposición a frente abierta. Estos equipos también tienen la posibilidad de utilizar control remoto con lo cual el operador se ubica fuera de la cabina pero manteniendo su posición bajo techo fortificado. La misma modalidad se utiliza para la proyección de la 2° capa de shotcrete sobre la malla.

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Figura 17 Proyección shotcrete

 Perforación e instalación de pernos, y colocación de 1° malla (mecanizado) La perforación e instalación de pernos, y colocación de malla se realiza completamente con equipo mecanizado, el equipo incorporado en el proyecto corresponde al Jumbo apernador y enmallador modelo Boltec MC Atlas Copco, el cual está provisto de 2 brazos, un brazo para la perforación de pernos que lo compone un carrusel con capacidad de 10 pernos, y el otro que sostiene un carrete para la instalación de la malla. El proceso se realiza en forma paralela, es decir mientras se va desenrollando la malla y ajustando a la pared de la roca, se va perforando, lechado e instalando el perno a través del agujero rombo de la malla. En esta etapa se mantiene la cero exposición del operador, dado que la operación se realiza totalmente desde el interior de la cabina y bajo techo fortificado. En el caso de recargar pernos, se mueve el carrusel hasta la posición bajo techo fortificado para el ingreso de ayudante, lo mismo aplica en el caso de recargar la malla del carrusel. En el caso de fallas mayores al equipo se realiza el retiro a posición bajo techo fortificado.

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Figura 18 Jumbo Boltec MC en proceso de fortificación

 Perforación e instalación de split set y malla frente (mecanizado) El equipo Boltec MC fue diseñado por su fabricante, para la instalación de pernos y malla perimetral, por lo que fue necesario adaptar algunos componentes y estandarizar una metodología, que permitiera la instalación de la malla sin exponer el personal a la frente como clásicamente se realiza en el ciclo minero clásico mediante la utilización de jaula. Para esta instalación, se descuelgan 3 paños de malla de arriba hacia abajo (en función de la sección del túnel), empezando por el central y posteriormente los extremos, la cual se sostiene mediante pernos helicoidales con cabeza de expansión de 2,5 m, para ello fue necesario modificar el carrusel del equipo y el sistema de instalación de pernos para esta medida. Una vez descolgadas las mallas cubriendo la totalidad de la frente, se procede a retirar equipo Boltec, para ingresar Jumbo de avance AMV y rematar el anclaje de la malla a la frente, mediante pernos split set.

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Figura 19 Boltec en proceso de instalación malla a la frente

Figura 20 Modificación componentes Boltec para instalación malla a la frente

 Perforación de Avance La perforación de disparo se realiza en forma automática, cargando al software del Jumbo el diagrama de disparo tanto en la configuración de los tiros y el largo de los mismos. En cuanto a la exposición esta es nula, dado que el diagrama de perforación se almacena en el equipo, por tanto no se requiere la intervención de personal en la marcación del diagrama.

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Figura 21 Perforación de avance automática

RESULTADOS La mecanización ha permitido eliminar la exposición de los trabajadores a la frente y techo sin fortificación. Este es un cambio gigantesco en la forma de realizar el ciclo de desarrollo minero, ya que la intervención manual es mínima: prácticamente la cuadrilla minera ha pasado a ser un apoyo en las actividades y no un actor directo en ella, donde la relevancia la toma ahora el operador de los equipos, quienes desarrollan el 90% del ciclo minero. Una de las actividades de mayor complejidad tanto en su curva de aprendizaje como productividad, fue la instalación de fortificación, dado que el mercado de proveedores de jumbos diseñados para la fortificación integral (perno lechado-malla), a la fecha había tenido un escaso desarrollo. Para ello el desafío consistió en optimizar la tecnología existente para re-adecuar el sostenimiento requerido, antes manual, a un método completamente mecanizado, circunscrito en un criterio aceptable del rendimiento, iniciado pruebas de eficiencia, orientada al objetivo elemental de minimizar el riesgo de las personas en la operación. Sin embargo, a la fecha los resultados han sido favorables. Si en su inicio el equipo de fortificación mecanizado era capaz de instalar el conjunto perno y malla en un rendimiento promedio de 1,5 perno/hr, hoy esos rendimientos alcanzan sobre los 4,5 pernos/hora, compitiendo con la tradicional instalación de perno y malla manual con lechadora y jaula, es decir la nueva metodología permite controlar el riesgo de exposición, y a la vez entregar buenos resultados en su productividad.

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Figura 22 Evolución rendimiento por perno instalado

UN CAMBIO DE PARADIGMA: CONCLUSIONES El cambio de paradigma, desde gestionar el riesgo en el desarrollo de estas frentes críticas, tal cual como se venía realizando en la División El Teniente, a una nueva forma, donde la condición de altos esfuerzos tiene características e impactos distintos, por lo que la metodología requiere de una gestión del riesgo sísmico nueva, en base a protocolos, equipos y tecnología hasta el momento no aplicada. Las conclusiones relevantes a destacar son:  Definición de un modelo de gestión del riesgo sísmico en la operación, para el desarrollo de excavaciones bajo altos esfuerzos (minería profunda).  Validación en el correcto seguimiento y control de la implementación de los diseños de fortificación, hecho que ha sido probado en solicitaciones ante eventos sísmicos relevantes.  Validación de nuevas tecnologías en el desarrollo del ciclo minero, capaces de mantener la productividad, eficiencia y la seguridad en la operación.  Validación de nuevos protocolos de trabajo en base a criterios de alerta, capaces de eliminar la exposición, reduciendo en forma significativa el riesgo del personal, equipos e infraestructura bajo condición sísmica de altos esfuerzos. Los puntos anteriores, enmarcan las conclusiones globales de la administración del riesgo sísmico en la operación bajo esta nueva metodología, un camino nuevo que aún queda por depurar. Nada, ni nadie podría decir que esto sea suficiente, la innovación y los cambios tecnológicos, y más aún “el cerro” dirán la última palabra...

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REFERENCIAS Área Geomecanica & Geología (2016). Recomendaciones para el Reinicio del XC 22/23. Coya, VI Región, Chile. Gerencia Operativa PNNM (2017). Presentación Gestión Estallidos de Rocas. Coya, VI Región, Chile. G Fischer, J Ruiz-Tagle, R Bucher & R Luis. Ground support installations, using a mechanised unroller and flexible high-tensile strength chain link mesh. Valdés, D. (2017). Implementación de la Filosofía Lean y Mejoras de Productividad. Machalí, VI Región, Chile.

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Evaluación e impacto productivo en la operación por condiciones invernales en CMDIC Víctor Esparza 1 (*) 1

Supervisor Producción Mina, Compañía Minera Doña Inés de Collahuasi.

RESUMEN La Compañía se ve afectada geográficamente por condiciones climáticas y el año 2013 fue uno de los más impactados por estas condiciones en general, se dejaron de mover aproximadamente 9 Millones de toneladas, un total del 3,3% del movimiento mina anual ese año. La evaluación e impacto se realizaron en base a las horas de detención de la flota de camiones de extracción relacionadas con eventos climáticos tanto en el invierno continental como en el altiplánico, estas horas, se cuantificaron en toneladas que se dejaron de mover, causando un impacto considerable en los resultados anuales de la Compañía Minera Doña Inés de Collahuasi SCM. De esta evaluación y del impacto medido nacieron mejoras en diferentes ámbitos: entrenamiento, infraestructura, protocolos, entre otros, gracias a esto se evidenciaron disminuciones en los impactos de las operaciones invernales. Las condiciones climáticas presentes en la faena son distintas año a año, lo que hace que la medición y comparación de las mejoras se tengan que estandarizar para poder compararlas entre sí, ya sea, en relación al agua caída, a la altura de nieve, temperatura, a las horas de detención, etcétera. Actualmente se ha reportado una disminución sustancial en relación a las horas de detención por las condiciones climáticas en la Compañía, lo que se relaciona directamente a las mejoras implementadas desde el 2014. En lo que va del año (2017) el agua caída es más que en el mismo periodo en el año 2012 (477 mm vs 413 mm de agua caída) y en tonelaje se ha disminuido un 34% el impacto. Cada año demuestra que cada uno de los inviernos es un desafío para seguir creciendo como Compañía, bajo el mejoramiento continuo del ciclo de gestión de riesgos.

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INTRODUCCIÓN La Compañía Minera Doña Inés de Collahuasi (CMDIC) está ubicada en la comuna de Pica, a una altura promedio de 4.400 metros sobre el nivel del mar, en la región de Tarapacá. El clima presente corresponde al de alta montaña, lugar donde se presenta el “invierno continental” con temperaturas muy bajas entre los meses de Junio y Septiembre y el “invierno altiplánico” desde Noviembre a Marzo con abundantes lluvias. Los eventos meteorológicos que se presentan, tales como, lluvias, tormentas eléctricas, nevadas, granizos, bancos de niebla entre otros, son de una naturaleza probabilística e impactan la operación normal de la faena, poniendo en juego la seguridad y aumentando los riesgos asociados a la operación. Existen dos periodos de invierno en Collahuasi, el invierno altiplánico se presenta entre los meses de noviembre y abril, representado por caída de agua y tormentas eléctricas, mientras que el invierno continental, que va desde mayo a septiembre, trae temperaturas bajas y caída de nieve. Desde el año 2014 se enfocan los esfuerzos en disminuir los problemas asociados a estas condiciones adversas, mediante la implementación de mejoras en terreno, validaciones a operadores con experiencia e instalaciones enfocadas a la continuidad operacional, estas medidas se ven reflejadas en la forma de operar frente a condiciones climáticas, en el rendimiento de los equipos y principalmente en la seguridad de las personas. A continuación se revisará la variación del impacto productivo durante la operación invernal en la compañía, debido a la las implementación de las medidas para enfrentar de mejor forma los eventos climáticos. Todo el análisis considerando como base el Ciclo de Gestión de Riesgos (CGR) de CMDIC.

METODOLOGÍA Se abordó la evaluación del impacto con la metodología de mejora continua enfocada al Ciclo de Gestión de Riesgos, que rige los procesos que se desarrollan en la Compañía. En relación al proceso de operar bajo condiciones climáticas, la compañía no lo tenía considerado en sus actividades diarias hace unos años atrás y, por ende, la faena se detenía completamente, o bien, gran parte de ella frente a tormentas eléctricas, lluvias, bancos de niebla, congelamientos, etc. Desde el año 2014 se comenzaron a implementar mejoras, como validaciones para operar en condiciones adversas, inversiones en cadenas rompe hielo/nieve, mangas dieléctricas para la continuidad operacional, entre otras, estas acciones comenzaron a dar resultados para los periodos posteriores. Con la llegada del Ciclo de Gestión de Riesgos, los procesos asociados a los inviernos se comenzaron a trabajar de la misma manera. Comenzando con la planificación debido a los pronósticos del tiempo, la disponibilidad de los equipos, los riesgos asociados, etc. Pasando a la ejecución cuando se vive el evento climático y se utilizan los procedimientos correspondientes

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para minimizar cualquier desviación de la planificación, en la ejecución de las tareas. Dentro de la verificación se puede mencionar que existe personal capacitado para autorizar y decretar alertas preventivas en caso de riesgos relacionados con la operación invernal, y como todo proceso cíclico, se generan los aprendizajes correspondientes.

Figura 81 Ciclo de Gestión de Riesgo

Los registros que se utilizan para medir el impacto de la operación invernal, se toman directamente de las bases de datos del sistema de gestión de flota Dispatch, donde los códigos de status juegan un rol fundamental. En este caso se consideran las reservas llamadas “condición climática”, o bien, para los camiones en panne que no pueden ser atendidos por mantención “condiciones climáticas”. Actualmente para un mejor registro se comenzó a utilizar la separación por evento, reserva por: lluvia, niebla, nieve, congelamiento. El tiempo de detención por condición climática corresponde a horas de la flota de camiones de extracción. Estas horas de detención se comparan con el rendimiento de la flota y se calcula un tonelaje aproximado de lo que se dejó de mover a causa de la condición climática que se presentó, para poder comparar un año o periodo con otro, es necesario observar también las condiciones climáticas que se tuvieron, de esta forma se analiza si las mejoras están siendo efectivas en términos de disminuir el impacto productivo durante las condiciones climáticas.

RESULTADOS Y DISCUSIÓN El registro de datos se realiza desde el año 2011, para considerar un periodo antes de las implementaciones y ver las diferencias. Para poder comparar periodos se busca que los datos meteorológicos sean similares, ya que las condiciones son distintas año a año. Bajo ese lineamiento se muestra a continuación las toneladas que se dejaron de mover a causa de alguna condición climática, además de los datos de pluviometría por año.

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Tabla 39 Toneladas no movidas por condiciones climáticas, entre ellas la lluvia caída Año 2011 2012 2013 2014 2015 2016 2017 (a Junio)

Ton No Movidas 8.284.076 6.687.163 8.895.144 2.747.620 1.755.855 456.299 1.985.482

Pluviometría 500 477 208 123 304 116 477

Se observa que el año más impactado por las condiciones climáticas corresponde al 2013, a pesar que el agua caída es menor que en los años anteriores. Desde el 2014 en adelante se registra un menor impacto sin existir una disminución en la pluviometría. Por ejemplo, se puede observar que en lo que va del año 2017 (hasta Junio) se han registrado las mismas precipitaciones que las correspondientes a todo el año 2012, sin embargo, las toneladas que se dejaron de mover son significativamente menores que las del año 2012. La diferencia por periodo invernal se realiza para ver si las implementaciones del año 2014 en adelante dan frutos y en que invierno han resultado mejor. En el caso del “invierno altiplánico” considera dos años, ya que, se presenta desde noviembre a abril, y el evento climático más característico corresponde a lluvias y/o tormentas eléctricas. A continuación se muestra en el

7

500 450

6

400

5

350

4

300 250

3

200

2

150

mm de Agua Caída

Millones

Toneladas No Movidas

Grafico 1 los datos antes mencionados.

100

1

50

-

2011 2012

2012 2013

2013 2014

Ton No Movidas

2014 2015

2015 2016

2016 2017

Pluviometria

Gráfico 1 Tonelaje sin mover a causa de condiciones climáticas Invierno Altiplánico

En el caso del “invierno continental”, el evento que lo representa es la caída de nieve acompañada de bajas temperaturas, lo que se muestra en el gráfico 2.

486

7

50 45

6

40 5

35 30

4

25 3

20 15

2

cm de Nieve Caída

Millones

Toneladas No Movidas


10 1

5

-

2011

2012

2013

2014

Ton No Movidas

2015

2016

2017

Nivometria

Gráfico 2 Tonelaje sin mover a causa de condiciones climáticas Invierno Continental

Luego del año 2014 se observa una disminución en las horas de detención, pero se puede deber a la disminución de la nieve caída, sin embargo, cabe destacar, que el impacto no depende netamente de la lluvia caída o la nieve, también entran en juego los bancos de niebla, los congelamientos de las rutas, rachas de viento, tormentas eléctricas, etc. Con respecto al tonelaje anual proyectado o “Budget” de la compañía, se consideran días de condiciones climáticas adversas en ambos periodos. Sin embargo, éstos no son suficientes para planificar, ya que las condiciones son probabilísticas y el conjunto de éstas, son las que afectan el movimiento total mina. El impacto que tienen las condiciones climáticas en el Budget antes de las implementaciones es del orden del 2 al 3% y luego de las implementaciones se observa una disminución, registrándose valores entre 0% y 2%. Tabla 40 Impacto en el Budget Año 2011 2012 2013 2014 2015 2016 2017(a Junio)

Toneladas No Movidas 8.284.076 6.687.163 8.895.144 2.747.620 1.755.855 456.299 1.985.482

Toneladas Budget 286.785.502 285.234.800 267.074.362 274.669.695 287.249.713 238.551.281 135.222.010

% impacto 2,89 2,34 3,33 1,00 0,61 0,19 1,47

Los resultados de las implementaciones se pueden observar en el Gráfico 3, que entrega el impacto de las condiciones climáticas en el Budget de la compañía cada año de forma porcentual.

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Porcentaje de Impacto en el Budget 3,5 3,0

Porcentaje

2,5 2,0 1,5 1,0 0,5 0,0 2011

2012

2013

2014

2015

2016

2017

Año

Gráfico 3 Porcentaje de impacto en el Budget

Desde el 2014 se observa la disminución considerable del impacto en el Budget debido a los inviernos en CMDIC. Para el primer semestre de del 2017, sin embargo, hay un aumento en el impacto debido a la ocurrencia del invierno altiplánico más lluvioso en 5 años. En cualquier caso, se proyecta que el impacto será menor que en los años antes de las implementaciones.

DESCRIPCIÓN DE LAS MEDIDAS IMPLEMETADAS Las principales medidas de mejora implementadas desde el año 2014 son por:

Estaciones de relevos Se entrega continuidad laboral en relevos frente a condiciones climáticas adversas, sobre todo las tormentas eléctricas, que por procedimiento no se permite estar en la intemperie. Las instalaciones cumplen con las normas de la comunidad europea, y utiliza el principio de la jaula de Faraday.

Alertas Se realizaron actualizaciones en la forma de trabajar en conjunto con las condiciones climáticas, se pueden desarrollar ciertas actividades frente a ciertas condiciones del entorno. Se cuenta con sectores de resguardo, sectores protegidos, dan la seguridad frente a tormentas eléctricas, viento blanco, entre otros eventos.

Sal Con las temperaturas bajas los caminos se congelan, la sal se aplica al ser un descongelante y estabilizador natural, se tenía el hábito de usar solo en los accesos de la faena, luego del 2014

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se comenzó a experimentar con sectores planos dentro de la mina llegando a sectores críticos identificados por los eventos climáticos, disminuyendo así los congelamientos por las bajas temperaturas.

Cadenas Se invirtió en cadenas tanto para camiones de extracción como para equipos de apoyo. Frente a las condiciones más adversas según pronostico se genera un plan para la instalación de cadenas a los equipos y mantener las pistas sin nieve y/o hielo.

Validaciones para operadores Se necesita cierta experiencia y habilidades para controlar los equipos móviles de superficie en condiciones climáticas, es por eso que se entregan las herramientas necesarias para practicar durante algún tiempo y operar siempre y cuando se tenga la confianza de hacerlo.

CONCLUSIONES El factor primordial para saber el impacto que tienen los eventos climáticos en Collahuasi son las horas de detención por condición climática, se realiza una base de datos en el sistema de gestión de flota Dispatch cuando ocurre cualquier evento, ya sea, lluvia, bancos de niebla, nieve, tormenta eléctrica, etc. lo que pueda afectar el rendimiento de los equipos de extracción, o bien, detenerlos de su labor. Estas horas se cuantifican con respecto al rendimiento obtenido en las horas trabajadas bajo esa condición y se calculan las toneladas que se dejaron de mover por cada evento, definiendo así el impacto que tienen las condiciones climáticas con respecto a los Budget de la compañía. Las horas de detención se han visto disminuidas entre un 20% y un 30% luego de las mejoras implementadas, este valor, es en comparación entre años con similares características climáticas, es decir, años con similar agua caída o similar temperatura y eventos climáticos. Antes de las implementaciones el porcentaje de influencia en el Budget era por sobre el 2% hasta más de 3% en algunos casos. Después de las implementaciones son pocos los años donde el impacto está por sobre el 1% del Budget, lo que demuestra que las implementaciones han dado resultados positivos para disminuir la brecha y seguir operando bajo estas circunstancias. Según el Ciclo de Gestión de Riesgos se debe seguir aplicando la caja número seis, que corresponde al conocimiento y aprendizaje. En los procesos que existen cuando hay condiciones climáticas se sigue aplicando, por eso es que se obtienen los resultados expuestos anteriormente y se seguirán revisando las acciones para seguir mejorando, siempre aplicando la herramienta que permite revisar una y otra vez los procesos y actividades que se desarrollan, enfocada al cuidado de las personas disminuyendo los riesgos asociados.

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Evaluación de factibilidad técnico-ambiental de una planta de extracción de tierras raras en Chile Patricio Avendaño 1 (*), Melanie Colet-Lagrille 2 1 Departamento de Ingeniería Química y Biotecnología, Facultad de Ciencias Físicas

y Matemáticas, Universidad de Chile 2

Advanced Mining Technology Center (AMTC), Facultad de Ciencias Físicas y

Matemáticas, Universidad de Chile

RESUMEN El presente trabajo tiene como objetivo realizar una evaluación técnica y ambiental, a nivel de prefactibilidad, de una planta de extracción de tierras raras en Chile. Para ello se lleva a cabo una revisión del estado del arte de las tecnologías utilizadas en el procesamiento de los distintos minerales de tierras raras (bastnacita, monacita, xenotima y mineral arcilloso), escogiendo el mineral de tipo arcilloso como fuente de los elementos y un proceso basado en lixiviación en reactores y extracción por solventes para purificación y separación de los elementos de interés. Se fija una producción anual de 2.500 toneladas de óxidos de tierras raras, en una operación continua de 96 horas semanales, obteniendo 3 productos comercializables de mezclas de óxidos de tierras raras (uno de tipo ligero, otro con alta pureza de itrio y el último de tipo pesado). Para alcanzar la producción fijada, se requieren procesar 220 t h-1 de mineral arcilloso con una ley del 0,3%. Considerando las tecnologías de procesamiento escogidas, se estima una demanda de agua aproximada de 600 t h-1, además de un consumo energético de 19,34 GJ para la producción de una tonelada de óxidos de tierras raras. Debido al inherente impacto ambiental reportado para este tipo de minería, se realiza una inspección de la normativa ambiental asociada a ésta, concluyendo la pertinencia de un Estudio de Impacto Ambiental junto a la selección de

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variables y parámetros relevantes en las etapas de construcción y operación del proyecto, asociado principalmente a los residuos generados por el proceso.

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INTRODUCCIÓN Las tierras raras corresponden a 17 elementos químicos, entre los cuales se encuentran los 15 lantánidos (lantano, cerio, praseodimio, neodimio, prometio, samario, europio, gadolinio, terbio, disprosio, holmio, erbio, tulio, iterbio y lutecio) además de escandio e itrio, los cuales se agregan debido a sus similitudes fisicoquímicas con los lantánidos (principalmente su configuración electrónica, potenciales de ionización, carácter altamente electropositivo y similitud en su radio iónico (+3), lo cual hace que los elementos de tierras raras sean altamente intercambiables entre ellos en una gran cantidad de minerales) (Grupta & Krishnamurthy, 2004). Las tierras raras se clasifican en dos grupos: tierras raras ligeras (TRLs), desde el elemento lantano hasta el elemento europio; y tierras raras pesadas (TRPs), desde el elemento gadolinio hasta el elemento lutecio. Se incluye en esta categoría el elemento itrio (London et al., 2013). Los elementos de tierras raras han adquirido importancia comercial dada su gran cantidad de aplicaciones. Los principales usos de estos elementos se relacionan con la fabricación de: dispositivos tecnológicos (uso de praseodimio, neodimio, samario, terbio y disprosio en teléfonos, iPod y tabletas), imanes permanentes (neodimio, samario y holmio), turbinas eólicas (praseodimio, neodimio, europio y disprosio), superconductores (itrio y lantano), fibra óptica (itrio, erbio, terbio y europio), instrumental médico (neodimio, terbio, tulio, iterbio e itrio); y usos militares (lantano para la fabricación de lentes de visión nocturna y neodimio, samario, disprosio y tulio para láseres de uso militar) (Dutta et al., 2016). Debido a la gran cantidad de usos existentes para los elementos de tierras raras, su demanda global es alta y se espera un incremento anual de un 5% hacia el año 2020 (Dutta et al., 2016). Los países que importan la mayor cantidad de tierras raras corresponden a los productores de artefactos tecnológicos, destacando los Estados Unidos, Malasia, Japón y los países de la Unión Europea (Mancheri, 2015). El mayor exportador de tierras raras es China, con una cuota de 31.000 toneladas anuales en 2014 (27.383 toneladas de TRLs y 3.617 toneladas de TRPs) (U.S. Geological Survey, 2015), lo cual representa un 85% de la producción total de tierras raras en el mundo.

Minerales de tierras raras La abundancia existente de tierras raras en la corteza terrestre en términos porcentuales es bastante alta, donde por ejemplo el cerio (elemento de tierra rara más abundante) presenta una abundancia de 60 ppm, similar a la del cobre, 600 veces mayor a la de la plata y sobre 20.000 veces mayor a la del oro (London et al., 2013). Sin embargo, yacimientos de estos elementos con una ley que permita su extracción comercial no son tan comunes, encontrándose normalmente en un rango de 10 a unos pocos cientos de ppm en peso (Dutta et al., 2016). Existen distintos tipos de yacimientos de tierras raras asociados normalmente a variedades poco comunes de rocas ígneas, tales como rocas alcalinas y carbonatitas (Long et al., 2010), los cuales se clasifican según el mineral de abundancia existente en la mena. Los minerales más comunes se detallan a continuación:

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Bastnacita: es un mineral de fluorocarbonato cuyos depósitos, existentes en China y los Estados Unidos, corresponden a las mayores reservas de tierras raras ligeras en el mundo (U.S. Geological Survey, 2015). Contienen muy baja concentración de torio y su fracción másica de elementos de tierras raras es aproximadamente de un 70%. Monacita: mineral de fosfato que corresponde a la segunda mena más importante de TRLs con reservas en Australia, Brasil, China, India, Sri Lanka y los Estados Unidos (U.S. Geological Survey, 2015). Los yacimientos que contienen monacita suelen contener torio, elemento radiactivo, por lo cual muchos países lo descartan como fuente de tierras raras debido a los daños que pueda producir al medio ambiente (Humphries, 2011). Las fracciones másicas de elementos de tierras raras y torio en el mineral de monacita varían dependiendo del yacimiento, con un promedio de un 70% de tierras raras y un 4-12% de torio. Xenotima: mineral de fosfato principal fuente de TRPs en el mundo, específicamente de itrio (Dutta et al., 2016). Contiene una fracción másica promedio de 67% de elementos de tierras raras y los principales yacimientos tienen una ley de xenotima de 0,5-5%. Existen yacimientos de este mineral en California (EE.UU.), Malasia e Indonesia. 

Mineral arcilloso: La exposición a la intemperie de roca ígnea común con presencia de tierras raras puede provocar lixiviación de éstas y una posterior absorción en la superficie de minerales aluminosilicatos de carácter arcillosos (caolinita, illita y esmectita), enriqueciendo éstos de tierras raras y haciéndolos viables para su extracción económica. Si bien las concentraciones de elementos de tierras raras en arcillas suelen ser bajas (fracción másica de 0,3% en promedio) en comparación a los minerales descritos anteriormente, el procesamiento de este tipo de yacimiento es de menor complejidad, lo que los hace competitivos económicamente (Papangelakis & Moldoveanu, 2014). Este tipo de depósitos existen en el sur de China y Kazajstán (Long et al., 2010).

Tierras raras en Chile En el año 2011, el Sernageomin (Servicio Nacional de Geología y Minería) comenzó a realizar el primer mapa geoquímico de Chile con el objetivo de generar información de calidad a nivel nacional, para promover la exploración minera y un desarrollo sustentable de ésta (Ramírez, 2015). Los resultados que se tienen hasta el momento corresponden a información de zonas de regiones del norte del país: Arica, Pisagua e Iquique. En fase de muestreo se encuentran las zonas de El Salvador, Copiapó, La Serena y Vallenar (Lacassie et al., 2014). Dentro de los descubrimientos del estudio, se destaca la presencia de zonas anómalas con concentraciones relativamente altas de elementos de tierras raras en la cuenca del río Lauca y en el distrito Cerro Colorado. Sin embargo, las concentraciones exactas de estos elementos y su factibilidad de extracción no han sido estudiadas. A su vez, un proyecto Corfo realizado por la Cámara Chileno Alemana de Comercio, enfocado en la identificación de elementos valiosos en residuos mineros y su recuperación como productos

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comerciales, identificó presencia de tierras raras en relaves de la Región de Atacama, siendo el cerio, lantano y neodimio los elementos en mayor abundancia, con cantidades totales de tierras raras entre los 100 y 250 ppm (Corfo, 2013). Por otro lado, el año 2011 el conglomerado Minería Activa levanta un Fondo de Inversión Privada (FIP) de lantánidos, con lo que se realizó exploración y finalmente se descubrieron yacimientos de tierras raras de carácter arcilloso bajo los cerros de Penco (octava región) (Charpentier, 2016).

Procesamiento de tierras raras desde mineral arcilloso Las tierras raras no existen de forma nativa, sino que como parte de un mineral. Por esta razón, su extracción se logra mediante complejos métodos de procesamiento para separar los elementos de tierras raras del mineral (EPA, 2012). El proceso dependerá de las impurezas que se requiera eliminar, el tipo de mineral a procesar y del nivel de pureza que se quiera del producto final (Pickarts, 2016; Xie et al., 2014). El diagrama de bloques de un proceso general de producción de tierras raras se muestra en la figura 1, donde OTR corresponde a óxidos de tierras raras.

Figura 82 Diagrama de bloques de procesamiento general de tierras raras (Hatch, 2015)

Para el procesamiento de arcillas, estas etapas se detallan a continuación: 

Enriquecimiento físico: las arcillas que contienen elementos de tierras raras adsorbidos en su superficie no requieren un enriquecimiento físico, por lo que pasan directo a la etapa de enriquecimiento químico.



Enriquecimiento químico: recuperar los elementos de tierras raras absorbidas como iones desde suelos arcillosos es más simple que el procesamiento de minerales no arcillosos (bastnacita, xenotima y monacita). Esto se debe a que las arcillas contienen tierras raras en un estado catiónico fácilmente extraíble mediante lixiviación (en reactores o in situ).

494




Separación y purificación: los procesos que se utilizan son independientes del mineral de donde provienen los elementos de tierras raras, solo varían según la concentración de los elementos de tierras raras provenientes de la etapa de enriquecimiento químico y el producto que se quiera obtener (mezcla de óxidos de tierras raras, mezcla de algunos óxidos de tierras raras u óxidos de tierras raras de alta pureza). Los procesos más recurrentemente usados en las etapas de separación y purificación de los elementos de tierras raras se basan en las pequeñas diferencias en la basicidad de los elementos (por ejemplo, procesos de precipitación selectiva, reducción, oxidación, extracción por solventes e intercambio iónico), debido a la disminución del radio iónico desde el elemento lantano hasta el elemento lutecio (Gupta & Krishnamurthy, 2004).

Impacto ambiental de estos procesos En China, la extracción de tierras raras desde mineral arcilloso corresponde al 35% de su producción anual. Este tipo de mineral se encuentra principalmente en pequeños cerros de regiones lluviosas, con una capa vegetal de 0,3-1 m, una capa de regolito (material alterado) de 5-30 m, que corresponde a la capa donde se encuentra la mayor parte del mineral, una capa menor de regolito de 2-3 m y finalmente roca (Yang et al., 2013). Como se puede notar del párrafo anterior, las características de las regiones donde se forman este tipo de minerales implican, generalmente, gran cantidad de vegetación superficial, la cual debe ser removida. En la provincia de Ganzhou, China, se deforestaron 153 km 2 entre los años 2009-2012 para la extracción de este mineral (Yang et al., 2013). El principal reactivo utilizado para la etapa de lixiviación es el sulfato de amonio, el que eleva el pH de aguas superficiales y subterráneas hasta un 11% en los sectores aledaños al proceso de lixiviación. La contaminación por este reactivo persiste incluso cuando la lixiviación ha terminado, contaminando ríos, aumentando la producción microbiana de ácido sulfhídrico y sustancias altamente tóxicas para organismos acuáticos y plantas. En la región de Ganzhou se reportaron más de 100 desprendimientos de tierra atribuidos a procesamiento de tierras raras por el método de lixiviación in situ. Entre los años 2004 y 2010, el número de muertes a causa de desprendimientos de tierra superó las 30.000 personas (Yang et al., 2013).

Ingeniería conceptual y dimensionamiento de equipos Se eligió el mineral de tipo arcilloso como fuente de elementos de tierras raras para realizar el estudio, debido a la conocida existencia de este tipo de mineral en Chile. Además, se debe tener en cuenta que este mineral presenta mayores porcentajes másicos de tierras raras del tipo pesado (los cuales tienen mayor valor comercial), no presenta elementos radiactivos en sus yacimientos y es relativamente más fácil de tratar, debido a que no requiere un proceso de enriquecimiento físico (principalmente asociados a trituración y molienda).

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Caso base En base a lo anterior, se propuso en este trabajo una capacidad de planta productiva de 2.500 toneladas anuales, debido a que es la capacidad productiva conocida de la zona (Charpentier, 2016). Esta producción es igual que lo estimado a extraer en la planta Steenkampskraal, Sudáfrica, lo que posicionaría a Chile entre los países con una producción de relevancia mundial de óxidos de tierras raras fuera de China. Esta producción corresponde a un 1,5% de la oferta mundial estimada para el año 2017 (Barakos, Gutzmer & Mischo, 2016). Para poder suplir este caso base, se deben extraer aproximadamente 1.000.000 de toneladas de tierras arcillosas, tomando en cuenta el proceso de lixiviación como la operación limitante en la extracción de los elementos de tierras raras desde los minerales arcillosos. Esto corresponde a un flujo de 222,3 t h-1 de mineral arcilloso a procesar.

Límite de batería El proceso escogido se plantea de forma de extraer la mayor cantidad posible de elementos de tierras raras desde el mineral, tratando de minimizar la cantidad de impurezas en los productos. La composición porcentual en peso de los 3 productos finales obtenidos se muestra en el gráfico 1. El límite de batería propuesto abarca desde el enriquecimiento químico de las tierras arcillosas que contienen los elementos de tierras raras (fracción másica de 0,3%), incluyendo la separación en una primera etapa de extracción por solventes de una mezcla de óxidos de tierras raras del tipo ligero con un alto contenido de neodimio, para venta directa (cuya composición se presenta en el gráfico 1.a), de los elementos de tierras raras del tipo pesado, los cuales pasan a una segunda etapa de separación. Esta primera etapa del límite de batería se representa en la figura 2.

Gráfico 4 Composición en peso de los productos. a) mezcla de óxidos de tierras raras ligeras. b) óxidos de tierras raras con alta pureza de óxido de itrio. c) mezcla de óxidos de tierras raras pesadas

Luego se realiza una separación parcial de las tierras raras del tipo pesado, separando el itrio de los demás elementos de tierras raras pesadas en una segunda extracción por solventes utilizando un extractante que categoriza al itrio como una tierra rara liviana, por lo que no es

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ingresado a la fase orgánica junto a los elementos pesados. Esto permite obtener un producto de itrio de alta pureza (fracción másica del 95%), y un segundo producto con alto porcentaje de iterbio y disprosio (fracciones másicas de 24% y 20%, respectivamente). El proceso descrito se muestra en la figura 3.

Figura 83 Diagrama de límite de batería de la primera etapa de extracción (recuperación de óxidos de TRLs)

Figura 84 Diagrama de límite de batería de la segunda etapa de extracción (recuperación de óxidos de TRPs)

Balances generales de materia y energía La tabla 1 presenta los flujos másicos de entrada y de salida del proceso. Tabla 41 Flujos másicos de entrada y de salida del proceso

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Compuesto

Entrada / t h-1

Compuesto

Salida / t h-1

Sulfato de amonio

27,55

Caolinita

221,58

Agua

596,01

Agua

594,37

Arcillas

222,30

Tierras raras

0,23

Ácido oxálico

1,45

Sulfato de amonio

26,73

Ácido clorhídrico

0,22

Ácido sulfúrico

29,11

Ácido sulfúrico

28,21

Monóxido de carbono

0,45

Dióxido de carbono

0,67

Vapor de agua

0,88

Ácido clorhídrico

0,22

Ácido oxálico

0,13

Óxidos de tierras raras

0,41

Total

874,78

Total

875,74

Al observar los resultados obtenidos del balance de masa general del proceso, se puede observar un importante flujo de agua que ingresa y que es eliminado al ambiente casi en su totalidad. Se debe estudiar un posible reflujo de estos efluentes para disminuir el consumo de agua, así como para recuperar reactivos que no reaccionaron en su respectiva etapa (como, por ejemplo, sulfato de amonio de la etapa de lixiviación y ácido oxálico desde las etapas de precipitación) y que están siendo eliminados como desecho. La industria minera del cobre tiene un consumo de agua alto, donde integrando el consumo en los distintos procesos (concentración, hidrometalurgia, área mina y fundación y refinería) se obtiene una demanda de aproximadamente 100 m3 por tonelada de fino producido (Montes & Cantallopts, 2016), el cual es 5 veces menor al consumo calculado para la planta de tierras raras. Esto puede deberse a que en este proyecto no se consideraron reflujos de agua, por lo cual su uso no está optimizado, mientras que, en la industria minera del cobre los procesos han sido optimizados en este aspecto. Con respecto a los reactivos utilizados en el proceso, se tiene un consumo importante de ácido sulfúrico, oxálico y clorhídrico, los cuales acidifican las aguas que son eliminadas del proceso. Si estas aguas residuales no reciben un tratamiento adecuado previo a su disposición pueden generar un impacto negativo sobre los suelos y recursos hídricos de la región. Los gases emitidos a la atmósfera en las etapas de calcinación deben cumplir las normativas de emisiones vigentes para el estado chileno y se debe revisar si requieren de una norma más

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estricta, en función de un menor impacto ambiental. Se debe poner énfasis en las emisiones de monóxido de carbono, el cual es un gas altamente tóxico. Con respecto al gasto energético del proceso, se calcula que se requiere de 19,34 GJ para la producción de una tonelada de óxidos de tierras raras, con una distribución del gasto energético según la que se muestra en la tabla 2. Tabla 42 Distribución porcentual del gasto energético del proceso Sección

Porcentaje

Bombas

1%

Extracción por solventes

34%

Lixiviación

37%

Calcinación

28%

El mayor porcentaje del gasto energético corresponde a la sección de lixiviación, donde se deben llevar grandes flujos de material (670 t h -1, aproximadamente) a la temperatura de operación de la etapa (desde 15 a 25 °C), seguido de la sección de extracción por solventes, donde se debe mantener la temperatura de operación (rango de 20 a 50 °C, según la etapa) de los 24 equipos mezcladores-decantadores involucrados. Se debe tener en cuenta que existen gastos energéticos que no están siendo considerados en el balance realizado, donde destaca el consumo eléctrico de los motores asociados a los sistemas de agitación en los distintos equipos (reactores y mezcladores), así como el gasto en transporte de material sólido entre etapas (correas transportadoras de mineral hacia los reactores de lixiviación y tornillos sin fin para el transporte de oxalatos filtrados hacia los hornos de calcinación). Comparando con el consumo energético de la minería del cobre, el cual alcanzó los 28,3 GJ por tonelada de fino producida al año 2015 (Ministerio de Minería, 2016), el consumo de la planta de tierras raras es menor. Sin embargo, se esperaría que fuese mucho menor ya que no se requieren etapas de conminución (trituración y molienda) como en la industria del cobre, las que son exhaustivas en gasto energético (28% del total). Se debe estudiar una integración energética en el proceso, para aprovechar la alta temperatura de efluentes (principalmente de los procesos de calcinación), disminuyendo así la demanda energética total.

Dimensionamiento de equipos Se dimensionaron los equipos requeridos para el límite de batería propuesto. Estos incluyen: dos reactores de lixiviación de 280 m3, 24 mezcladores-decantadores para las etapas de extracción por solventes y reextracción (con volúmenes de 8 a 46 m3 para los mezcladores y 4,5 a 9,5 m3

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para los decantadores), 5 reactores de precipitación (con volúmenes de 20 a 50 m3), 5 hornos de calcinación (con largos entre 28 y 54 m y diámetros internos entre 0,85 y 1,6 m), 5 filtros del tipo rotativo (con diámetros entre 4 y 9,5 m y áreas de filtrado de 10 a 70 m2), 2 mezcladores para generar soluciones acuosas a ingresar a etapas de extracción de 32 y 34 m 3, y aproximadamente 60 bombas de 6 potencias distintas (en el rango de los 0,2 a los 15 kJ s -1) para cubrir el traslado de los flujos entre los distintos equipos.

Variables y parámetros de la planta requeridos para EIA Según lo indicado por la ley 19.300 sobre bases generales del medio ambiente, en su artículo 10 literal i): los proyectos de desarrollo minero16 son susceptibles de causar impacto ambiental, en cualesquiera de sus fases, por lo que deberán someterse al sistema de evaluación de impacto ambiental (Ministerio del Medio Ambiente, 2011). Dado esto y según las características del proyecto en estudio y lo indicado por el Servicio de Evaluación de Impacto Ambiental (SEIA), en el DS Nº40, se debe realizar un estudio de impacto ambiental (EIA), según dicta el título II, en sus artículos 5 (riesgo para la salud de la población) y 6 (efecto adverso significativo sobre recursos naturales renovables) (Ministerio del Medio Ambiente, 2012).

Variables en la operación de la planta Concentración de emisiones atmosféricas Existen 5 líneas de salida de emisiones gaseosas desde los equipos de calcinación, las cuales contienen una composición de gases con potencial impacto negativo en la zona donde se instale la planta. Los principales gases a estudiar corresponden a: Monóxido de carbono (CO): gas incoloro no irritante sin olor o sabor. Tiene un promedio de permanencia en la atmósfera de 2 meses aproximados. Con respecto a sus efectos sobre la salud de las personas, respirar niveles altos de monóxido de carbono puede ser fatal e inducir aborto en mujeres embarazadas. Respirar niveles de monóxido de carbono más bajos puede causar daño permanente del corazón y el cerebro. El monóxido de carbono puede causar más daño si la persona sufre de enfermedad del corazón o del pulmón (ATSDR, 2012). Dióxido de carbono (CO2): gas incoloro e inodoro con un importante rol en los procesos vitales de plantas y animales. Es un asfixiante simple que en elevadas concentraciones (sobre 30.000 ppm) desplaza al oxígeno y puede causar dolor de cabeza, mareos, somnolencia, y problemas respiratorios (Cuadrado, 2013). Es uno de los principales responsables del

16

Art. 3 DS. 40: “Se entenderá por proyectos de desarrollo minero aquellas acciones u obras cuyo fin es la extracción o beneficio de uno o más yacimientos mineros y cuya capacidad de extracción de mineral es superior a cinco mil toneladas mensuales (5.000 t mes-1).”

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calentamiento global, debido a las alzas de temperatura que genera un exceso de este gas (se ha registrado un aumento sustancial y acelerado durante los últimos 160 años), pudiendo producir potencialmente derretimiento de placas de hielo de polos, lo que implicaría diversos problemas ambientales (como inundaciones) (Concejalía del Medio Ambiente, 2009).

Contenido de aguas residuales El proceso es sumamente demandante de recursos hídricos (agua) para gran parte de sus operaciones unitarias (lixiviación y extracción por solventes). Debido a esto, se generan residuos líquidos (RILes) los cuales deben ser analizados para evaluar si se requiere un pretratamiento de estos o si pueden ser derivados directamente a aguas marinas o superficiales. Se debe tener en cuenta tanto su composición como su pH y temperatura. Entre los principales componentes de los RILes generados, se encuentran: Ácido oxálico: según estudios del instituto de análisis de seguridad global (IAGS, según sus siglas en inglés), el ácido oxálico es venenoso y potencialmente fatal si se ingiere. También es corrosivo y causa irritación severa y quemaduras en la piel, los ojos y el tracto respiratorio, es dañino si se inhala o se absorbe a través de la piel, y puede causar daño renal (Hurst, 2010). Sulfato de amonio: en agua forma una solución incolora. Al disolverse genera una reacción ácida y es fuertemente corrosivo. Reacciona con bases fuertes con emisión de vapores de amoníaco (tiene riesgo tóxico para los peces). La sustancia irrita la piel e ingresa al organismo por la vía inhalatoria y oral irritando el tracto respiratorio y digestivo. Puede generar ardor de garganta, tos, deficiencia respiratoria, inflamación e irritación de ojos, vómito y diarrea. Puede ser dañino para el ganado y la fauna si es ingerido (Hermith, 2010). Aluminio: no corresponde a una sustancia o mezcla peligrosa. No está asociado con ningún efecto negativo conocido para la salud de los seres humanos (Trafigura, 2011). Manganeso: metal que ocurre naturalmente y que se encuentra en muchos tipos de rocas. Existe naturalmente en ríos, lagunas y en agua subterránea. Una exposición a niveles altos de manganeso por un largo período (meses e incluso años), pueden generar perturbaciones mentales y emocionales, así como movimientos lentos y falta de coordinación. La exposición a altos niveles de manganeso en el aire puede afectar la habilidad motora, así como la inmovilidad de miembros (ATSDR, 2001). Cloruros: es un micronutriente esencial para los cultivos en pequeñas cantidades. En altas concentraciones (sobre 350 ppm), pueden causar problemas de toxicidad y resultar en reducción de rendimiento en la fotosíntesis de plantas. Puede generar necrosis en los márgenes de las hojas (Guy, 2015).

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Contenido de residuos sólidos Los residuos sólidos del proceso provienen de la sección de lixiviación, donde se elimina el mineral arcilloso con baja concentración de elementos de tierras raras (fracción másica de 0,02%). Como ocurre un intercambio iónico entre estos elementos y el agente lixiviante (sulfato de amonio) se debe analizar el contenido de sulfato en el efluente para verificar que no generen un impacto negativo al devolver las tierras arcillosas a su ubicación original (asociado principalmente a un aumento de pH de las tierras), y cómo afecta esto al uso que se les dé a los suelos posterior a la actividad minera.

Normativa vigente El decreto Nº29 del Ministerio del Medio Ambiente determina el límite de emisión de monóxido de carbono en 50 mg Nm-3 y el de material particulado en 30 mg Nm-3 (Ministerio del Medio Ambiente, 2013). El decreto Nº90 regula la contaminación asociada a descargas de residuos líquidos a aguas marinas y continentales superficiales, determinando límites máximos permitidos de aluminio en 5 mg l -1, cloruros en 400 mg l -1, hierro en 5 mg l -1 y sólidos suspendidos en 80 mg l-1, además de un rango de pH de 6 – 8,5 y una temperatura máxima de descarga de 35 °C (Ministerio del Medio Ambiente, 2000). Con el proceso propuesto para la extracción de los elementos de tierras raras y las cantidades a procesar, se superan fuertemente los valores máximos de emisiones mostrados anteriormente, principalmente los asociados a descargas de residuos líquidos, debido a su carácter ácido y con gran cantidad de contaminantes como cloruros y sulfatos disueltos. Según lo estudiado en las secciones anteriores, y teniendo en cuenta el nivel de profundidad de la etapa de ingeniería, se estima que las variables y parámetros relevantes a tener en cuenta para una etapa de EIA son: la concentración de emisiones atmosféricas en las etapas de construcción y operación, el contenido de los residuos sólidos junto a su acopio, y el contenido de aguas residuales. Se debe poner énfasis en la importancia de realizar un estudio de impacto ambiental a cabalidad para un proyecto de estas dimensiones y características, el cual haría uso de suelos que hoy en día se encuentran destinados a la industria forestal y que debería permitir la reinserción de esta industria una vez concluido el proyecto minero. Por otro lado, el potencial impacto negativo de este tipo de industria en las aguas subterráneas y superficiales debe ser mitigado para asegurar la posibilidad de uso de agua de parte de otras industrias de la zona tanto de carácter privado como estatal, así como el uso en generación de agua potable para las urbes de la zona.

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CONCLUSIONES La inestabilidad de la producción de tierras raras en China, junto al alza en la demanda de estos elementos, permite considerar la inserción de países como Chile en el mercado. Sin embargo, la inversión debe ser pensada a largo plazo debido a la variabilidad actual de los precios. Se realizó el dimensionamiento de los equipos necesarios para la extracción y purificación de elementos de tierras raras en forma de óxidos desde mineral arcilloso, para una producción anual de 2.500 toneladas. Los productos obtenidos en el proceso fueron escogidos en función de su composición y la demanda de elementos de tierras raras, poniendo énfasis en elementos de disprosio, neodimio e itrio. Es necesario considerar reflujos en el proceso para optimizar el consumo de agua y reactivos en la planta. También se debe realizar una integración energética para disminuir el gasto energético. Se estima que las variables y parámetros relevantes a tener en cuenta para una etapa de EIA son la concentración de emisiones atmosféricas en las etapas de construcción y operación, el contenido de los residuos sólidos junto a su acopio, y el contenido de aguas residuales. Tanto las emisiones atmosféricas como las aguas residuales se encuentran, al nivel de prefactibilidad de este estudio, fuera de norma para los contaminantes que las componen. Esto implica la necesidad de incorporar un pretratamiento para estos efluentes, con el objetivo de cumplir las normas.

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Aplicación de la Teoría de Control Óptimo para la minería sustentable Angie Topp 1 (*) 1

Universidad Técnica Federico Santa María, Departamento de Metalúrgica y

Materiales. Chile. RESUMEN En minería es frecuente escuchar la frase “ser sustentables es caro” aludiendo al precio que se debe pagar para esta calidad. Así, la capacidad de ser sustentables tiene un valor sinérgico, que aunque debe continuar viéndose respecto de lo financiero, otros capitales deben incluirse para controlar el paso de la minería convencional a la minería sustentable, cuya definición es el nuevo paradigma ético de la minería capaz de integrar y ejecutar el conjunto de medidas y acciones ideales, monitoreadas e investigadas durante todo el ciclo de vida de una mina; con el objeto de satisfacer a través de una alianza estratégica, las necesidades de los stakeholders dentro de los límites que enmarca lo económico, lo social, lo ecológico, lo cultural, lo espacial y lo normativo, para promover la inversión y dar continuidad a la industria, todo en el contexto de Desarrollo Sustentable. Esta investigación busca un modelo que sea capaz de llevar cualquier compañía minera a una sustentable, aplicando la Teoría de Control Óptimo. La metodología será funcionalizar los problemas mineros como sistemas complejos y dinámicos para un estado inicial llamado minería convencional y llevados al estado sustentable, mediante una serie de rutas, una de ellas óptima controlada por la toma de decisiones de un planificador. Los resultados esperados tendrán relación con un modelo que establezca la posibilidad de llegar a la minería sustentable dada una condición inicial y el tiempo que tomará hacerlo de manera óptima.

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INTRODUCCIÓN Desde el 16 de diciembre de 2011 en que el cobre alcanzó su peak de US$ 4,60, hasta el 12 de diciembre de 2016, el precio del commodity se devaluó en casi un 60%. Después del súper-ciclo minero varios expertos en minería aseveran que “la minería fácil se acabó” y dada la coyuntura actual y las recomendaciones del Consejo Nacional de Productividad, se sigue complejizando. En minería es frecuente escuchar la frase “ser sustentables es caro” aludiendo al precio que se debe pagar para esta calidad. Así, la capacidad de ser sustentables tiene un valor sinérgico, que aunque debe continuar viéndose respecto de lo financiero, otros capitales deben incluirse para controlar el paso de la minería convencional a la minería sustentable, cuya definición es el nuevo paradigma ético de la minería capaz de integrar y ejecutar el conjunto de medidas y acciones ideales, monitoreadas e investigadas durante todo el ciclo de vida de una mina; con el objeto de satisfacer a través de una alianza estratégica, las necesidades de los stakeholders dentro de los límites que enmarca lo económico, lo social, lo ecológico, lo cultural, lo espacial y lo normativo, para promover la inversión y dar continuidad a la industria, todo en el contexto de Desarrollo Sustentable. Pero para que exista minería sustentable, primero se debe asegurar la existencia de minería del tipo convencional (la que tramita aproximadamente 500 permisos para operar (Consejo Minero, 2015)) cuando se enfrenta a una creciente oposición de la opinión pública y de las organizaciones ambientalistas. Parte de esa negativa responde al mecanismo NIMBY (not in my backyard), esto es, no se cuestiona la minería en sí misma, pero sí su cercanía. Esto lleva a la idea de ser una actividad impropia de países o regiones que han superado un cierto nivel de vida que hay que disfrutar. Así la minería quedaría para los países en desarrollo o para aquellas regiones, al interior de los países desarrollados, que han quedado atrás en su progreso con menores calidades de vida (Oyarzún & Oyarzún, 2011). Por ejemplo, el precedente que sentó el caso del rechazo de la Resolución de Calificación Ambiental (RCA) del proyecto minero-portuario “Dominga” se explica por no adherirse al desarrollo sustentable al coartar otras actividades económicas como el rubro de la pesca y el turismo de la localidad de La Higuera, según manifestó la directora ejecutiva de Oceana, Liesbeth van der Meer, una ONG que vela por la protección de los océanos. Otro ejemplo en el 2012 se dio en Atacama, donde la comunidad diaguita del Huasco, paralizó el proyecto minero El Morro y, en actuales diligencias en contra del proyecto Cerro Blanco, se busca paralizar la explotación de rutilo en Freirina por causa del relave que este proyecto tiene contemplado a 15 km del lugar. La magnitud del problema de la proximidad de los Residuos Mineros Masivos (RMM) como los tranques de relaves, según la Dra. Claudia Ortiz, investigadora de la materia del Departamento de Biología de la U. de Santiago, es “la existencia de material fino con un alta concentración de metales que al ser dispersados por el viento afectan el medio ambiente, los asentamientos humanos y pueden causar la detención de actividades industriales debido a problemas de seguridad”.

Para que Chile se mantenga como el principal productor de cobre mundial, el Programa Nacional de Minería Alta Ley propone el aumento en la capacidad de producción de cobre y otros

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS minerales de en promedio 5,5 millones de toneladas métricas al año en el 2015 a en promedio 7,5 millones de toneladas métricas al año al 2035 (Fundación Chile, 2016). Si además se consideran las bajas de las leyes, entonces, la industria minera deberá remover cada vez mayores cantidades de material para extraer cobre y otros elementos de valor, incrementando el volumen de desechos que deben ser dispuestos, ya sea como material estéril o en la forma de relaves. Se estima que la producción de relaves podría casi duplicarse al año 2035: si hoy cada 36 horas se depositan en Chile relaves equivalentes a un cerro Santa Lucía, dentro de 20 años se hará sólo en 21 horas (Fundación Chile, 2016). Una cuestión interesante es saber dónde serán dispuestos estos RMM y cómo serán estabilizados para reducir la oposición de la sociedad y aunque últimamente en Chile no se han reportado incidentes mayores con RMM, la experiencia internacional reciente ha demostrado que uno de los principales riesgos asociados a los tranques de relaves radica en la ruptura de los muros de contención producto de sucesos sísmicos o climatológicos extremos (Fundación Chile, 2016). Abundantes son los estudios sobre la contaminación del suelo, del agua y la erosión hídrica y son consideradas en todos los proyectos desde la etapa de diseño, en cambio, el efecto producido por el viento en los tranques de arenas de relave con frecuencia no es considerado en las etapas de diseño, operación y cierre aunque puede ser significativo, no tan sólo por los efectos contaminantes que se generan al arrastrar los sedimentos del depósito, sino que también por la erosión que se origina en la superficie del talud del tranque, lo que produce una pérdida de revancha, variación de la geometría proyectada y merma de las propiedades resistentes del talud, aumentando riesgos de inestabilidad (Espinace et al., 2006).

En este sentido, asegurarles a las comunidades que la remediación de los RMM será optimizada y devolver un territorio lo más próximo a la línea de base, en términos de estabilidades físicas y químicas, podría mejorar la aceptabilidad y enfrentar la creciente escasez de superficie y competencia por territorio, y por tanto, darle continuidad a la industria, uno de los desafíos centrales para la sustentabilidad futura de la minería.

Impactos de los proyectos mineros en la calidad del suelo Las zonas intervenidas por proyectos y actividades mineros pueden contaminar grandes extensiones de suelos. Diariamente, las operaciones mineras modifican el paisaje circundante mediante la remoción de materiales previamente no perturbados. La erosión causada por la exposición de suelos, extracción de minerales, relaves y materiales finos que se encuentran en los botaderos puede resultar en el aumento de la carga sedimentar. Los riesgos al ambiente y a la salud humana relacionados con los suelos pueden caracterizarse como: (1) suelos contaminados por material particulado contaminantes arrastrado por el viento; y (2) suelos contaminados por derrames de compuestos químicos y residuos (Alianza Mundial de Derecho Ambiental, 2010). Este estudio espera dar solución al problema (1), o sea, a los impactos asociados a la erosión eólica.

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Efecto Eólico en RMM La erosión eólica es un proceso complejo controlado por factores climáticos y ambientales, que provocan movimiento de partículas de diferentes tamaños. Fundamentales en el fenómeno son el viento y el suelo, pero enfocando la erosión eólica en los RMM aparece una tercera variable a considerar, la altura. A medida que el depósito va creciendo en la etapa de operación, aumenta también la acción del viento sobre éste (Espinace et al., 2006) (Figura 1).

Figura 1 Relación viento versus altura que intensifica el fenómeno de la erosión eólica

La distribución vertical de la velocidad del viento está estrechamente vinculado a la rugosidad de la superficie, por lo tanto, la erosión eólica se va a producir dependiendo de las condiciones que presente el viento como agente erosivo, de las características del suelo y susceptibilidad de éste a erosionarse (Espinace et al., 2006)., para el caso de los RMM no estabilizados. En el proceso de la erosión eólica, el viento está gobernado por el comportamiento de la circulación atmosférica cuya estructura dinámica depende de la presión atmosférica, las influencias friccionales, los frentes y masas de aire, entre otros. El efecto de la erosión eólica se intensifica en los climas desérticos, los cuales se caracterizan por una alta radiación y estabilidad atmosférica, lugares en donde se encuentran la mayoría de las faenas mineras (y por tanto sus residuos) y corresponde a la pérdida de los materiales que lo conforman y cambios morfogenético (Figura 2) (Espinace et al., 2006).

Figura 2 Pérdida de los materiales que conforman un RMM y sus cambios morfogenético asociados

Remediación La Remediación es el saneamiento de un ecosistema que ha sido contaminado o intervenido. Bajo este contexto, se espera minimizar los impactos que la actividad minera pudiera generar sobre el medio ambiente. El éxito de la remediación dependerá de la magnitud de la intervención

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS y de la exigencia legal y normativa para asegurar que se proteja la vida y salud humana, el medio ambiente y otros bienes pero la mayoría de las veces los esfuerzos en remediar un ecosistema contaminado o alterado están limitados a un presupuesto y no es posible conseguir un resultado exitoso. Cuando una faena minera comienza su proceso de cierre, se establecen cuáles son los PAM (Pasivos Ambientales Mineros) los que en su mayoría deben ser retirados del lugar donde se desarrollaba la faena, sin embargo, existen pasivos ambientales que no serán retirados del lugar y son los que se nombraron más arriba como Residuos Mineros Masivos (RMM). Por eso, cuando se hable de remediación de RMM se hablará de los acopios de relaves en torta u otro sistema; botaderos de ripios de lixiviación; botaderos de desmontes, estériles, minerales de baja ley (lastre) y; botaderos de escoria. La erosión eólica puede ser minimizada o prevenida con algún tipo de remediación. Una cobertura del 30% de residuos puede reducir las pérdidas en un 80%, y sólo con un 4% de cobertura en el suelo, las pérdidas por esta causa se reducen en un 15% en comparación con un suelo desnudo.

METODOLOGÍA Teoría de Control Óptimo A mediados del siglo pasado, la teoría de control óptimo fue desarrollada por un equipo de matemáticos rusos dirigidos por Pontryagin. Esta teoría constituye una herramienta complementaria para resolver los problemas de optimización dinámica, integrando la teoría de cálculo de variación y el principio de optimalidad asociado a la ecuación de Bellman. Ella permite resolver problemas dinámicos de naturaleza muy variada, donde la evolución de un sistema que depende del tiempo se puede controlar en parte por las decisiones de un agente (Bardey & Bonnet, 2006).

La formulación del control óptimo en la optimización dinámica está basada en la utilización de variables de control que permiten maximizar una función objetivo sujeta a restricciones. Son utilizadas como instrumento en la optimización y se buscará encontrar su ruta óptima que cuando encontrada, se obtendrá la trayectoria óptima de las variables de estado a partir de la relación que las une, la ecuación de movimiento (Bardey & Bonnet, 2006). Para poder determinar cuál de las variables intervinientes en un problema será de control, deben considerarse sólo aquéllas que afectarán a las de estado en su curso a través del tiempo. Un ejemplo claro sería cuando se toma como variable de control a la tasa de cambio respecto del tiempo de una variable de estado. Según lo explicitado brevemente líneas arriba, se establece un problema simple de control óptimo (Calcagno etal., sin año): 𝑇

𝑀𝑎𝑥 𝑉 = ∫0 𝐹(𝑡, 𝑦, 𝛼 ) 𝑑𝑡

(1)

𝛼(𝑡)

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Sujeto a a) 𝑦́ = 𝑓 (𝑡, 𝑦, 𝛼 ) b) y(0 ) = A y (T) libre c) 𝛼(𝑡)∈ μ

(A , T, dados ) ∀ t ∈ [0, T ]

donde V es la función a optimizar (para minimizar un determinado funcional es equivalente a maximizar el funcional con signo inverso) que depende del tiempo “t”; de una variable de estado “y”; y de una variable de control “𝛼(𝑡)” Restringida a un determinado dominio de valores, en general, para el caso básico R. Estas últimas se relacionan por la ecuación de movimiento 1.a), una ecuación diferencial en “y” que expresa el efecto de la variable de control sobre el curso de la variable de estado (Calcagno et al., sin año). Se entiende que opciones diferentes del valor de la variable de control implican trayectorias diferentes del sistema dinámico por lo que el planificador debe tener en cuenta esta restricción para determinar el vector de control que maximice su objetivo intertemporal (Bardey & Bonnet, 2006). Además, existen condiciones iniciales y finales de la variable de estado (1.b). Mientras que en el primer caso se refiere únicamente a valores dados para y(0), puede resultar que el valor final de “y” sea totalmente libre o se acote a valores mínimos y/o máximos, modificaciones que transforman ciertos requisitos para maximizar el funcional V. El problema se completa con restricciones específicas. En este caso el horizonte temporal se encuentra acotado por un “T” dado (Calcagno et al., sin año). Dadas las condiciones iniciales, quedan determinadas las variables “t” e “y”, por lo tanto “α(t),” puede considerarse como una variable de elección. La trayectoria elegida para ésta implicará una determinada trayectoria para la variable de estado según la ecuación de movimiento. Finalmente, el objetivo del método es determinar una trayectoria óptima para la variable de control en el tiempo α*(t), que garantice el óptimo del funcional V (Calcagno et al., sin año). Intuitivamente se sabe que si el vector de control es escogido para maximizar sólo el valor instantáneo de la función objetivo, esta elección tiene poca probabilidad de ser óptima (Bardey & Bonnet, 2006).

El principio del máximo Para describir cómo se determina el principio de máximo, se debe introducir la función de Hamilton. Esta función se construye utilizando la función objetivo F() y la ecuación de movimiento f() de tal manera que: 𝐻 (𝑡, 𝑦, 𝛼, 𝑝) = 𝐹 (𝑡, 𝑦, 𝛼 ) + 𝑝(𝑡)𝑓(𝑡, 𝑦, 𝛼 )

(2)

La variable auxiliar p(t), también denominada de “co-estado”, tiene significado análogo al multiplicador de Langrange para la optimización estática. Obsérvese que en este caso también poseerá una trayectoria respecto al tiempo, tal como las variables de estado y de control (Calcagno et al., sin año). El primer componente del Hamiltoniano muestra el efecto del vector

511

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS de control sobre el valor instantáneo del objetivo. El segundo componente expresa el aumento futuro del objetivo veces la variación del vector de estado. Entonces, un Hamiltoniano o la función de Hamilton, es la suma del valor instantáneo del objetivo y de los valores futuros de este objetivo teniendo en cuenta la variación del vector de estado, ponderada por el precio asociado a esta variación (Bardey & Bonnet, 2006).

Para encontrar el máximo, la función en (2) deberá maximizarse con respecto a la variable de control “α”. 𝑀𝑎𝑥 𝐻 ,

∀ t ∈ [0 , T]

𝛼(𝑡)

(3)

Utilizando las condiciones de óptimo clásicas, se podría igualar a cero la derivada de H respecto a “α”. Sin embargo, esta condición no abarcaría a los casos donde, dado el rango de “α”, el Hamiltoniano no posee un máximo interior. De esta manera, es posible demostrar que las siguientes condiciones son necesarias para la obtención del máximo de H y, por consiguiente de V (Calcagno et al., sin año): 𝑦́ =

𝜕𝐻

𝑝́ =

−𝜕𝐻

(4)

𝜕𝑝

(5)

𝜕𝑦

𝑝( 𝑇 ) = 0

(6)

donde (4) representa la ecuación de movimiento para la variable de estado, (5) la ecuación de movimiento para la variable de co-estado, y (6) la condición de transversalidad para los problemas de horizonte terminal fijo. Esta última sufre modificaciones ante diferentes situaciones en la frontera (Calcagno et al., sin año).

RESULTADOS Y DISCUSIÓN En el problema se plantea la remediación en la etapa de rehabilitación de un RMM con un volumen inicial V0 en t = 0. Se denota por𝑉́ (𝑡)a la variación en el tiempo del volumen del RMM y que se rige por la ecuación diferencial ordinaria: 𝑉́ (𝑡) = 𝑉0 − 𝑣 (𝑡),

t>0

(7)

V(0) = V0 donde v(t) corresponde al volumen que sale del relleno por efectos de erosión eólica en tiempo t > 0. El sistema está sujeto a la condición inicial en que no hay erosión ni volumen que escapa del depósito en t = 0, v(0) = 0. Consideremos una fracción del volumen del RMM, V(t), que inicia

512

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS una dinámica de escape𝑣́ (𝑡)por efectos de erosión eólica (sin control) gobernado por la ecuación diferencial ordinaria siguiente: 𝑣́ (𝑡) = 𝐴𝑘𝑉(𝑡),

t>0

(8)

v(0) = 0

donde A es una constante que representa la superficie del RMM que sufre erosión eólica y aunque Espinace y colaboradores en el 2006 estimaron como ”significativo” el problema en tranques de relaves, no se tiene un dato duro para establecer la variación del área con el tiempo, y k ∈ R es el coeficiente de erosión que se relaciona con la Ecuación de Erosión Eólica (Wind Erosion Equation, WEQ) desarrollada por Woodruff & Siddoway (1965) que permite estimar tasas anuales de pérdidas de suelo. E = f (I’,K’,C’,L’,V) donde: E= erosión potencial medida en tn/ha.año. I’= índice de erodabilidad del suelo. K’= factor de rugosidad. C’= factor climático local. L’= longitud del terreno en la dirección prevaleciente de los vientos. V= el equivalente de cobertura de vegetación medida en kg.ha-1

Por lo tanto, de las relaciones (7) y (8) se tiene que sin remediación, la variación del volumen del depósito tiene la forma siguiente: 𝑉́ (𝑡) = 𝑉0 − 𝐴𝑘𝑉(𝑡)

(9)

Si a (8) le introducimos un control multiplicativo, entonces, 𝑣́ (𝑡) = 𝐴𝑘𝑉(𝑡)(1 − 𝛼(𝑡)),

v(0) = 0

(10)

donde α ∈ [0, 1] es el control y representa el porcentaje de superficie remediada en tiempo t > 0. Al fin que (9) se convierte en: 𝑉́ (𝑡) = 𝑉0 − 𝐴𝑘𝑉(𝑡)(1 − 𝛼 (𝑡))

513

(11)

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Mediante la ecuación (12) puede determinarse la tasa de pérdidas de suelo (SLR) a través de la relación entre la pérdida de material en el suelo protegido y la pérdida de material en suelo desnudo, según el porcentaje de suelo cubierto por material no erosionable. 𝑆𝐿𝑅 =

𝑝é𝑟𝑑𝑖𝑑𝑎𝑚𝑎𝑡𝑒𝑟𝑖𝑎𝑙𝑠𝑢𝑒𝑙𝑜𝑝𝑟𝑜𝑡𝑒𝑔𝑖𝑑𝑜 𝑝é𝑟𝑑𝑖𝑑𝑎𝑚𝑎𝑡𝑒𝑟𝑖𝑎𝑙𝑠𝑢𝑒𝑙𝑜𝑑𝑒𝑠𝑛𝑢𝑑𝑜

= 𝑒 −0.0438𝑝𝑠𝑐

(12)

Donde, psc es el porcentaje de cobertura o porcentaje del área remediada. El interés está en minimizar la pérdida de material en suelo desnudo, o sea, minimizar v(t) ya que de esta forma se minimiza la variación del volumen del RMM. Entonces (1) queda escrita así: 𝑇

𝑇

𝑀𝑖𝑛 𝑉 = − ∫0 𝑝𝑚𝑠𝑝 ∗ 𝑒 0.0438𝛼(𝑡) 𝑑𝑡 = − ∫0 𝑘𝑉 (𝑡)𝛼(𝑡)𝑒 0.0438𝛼(𝑡) 𝑑𝑡 𝛼(𝑡)

(13)

Bajo las condiciones finales de que V(0) = V0 y que V(T) = VT con V0 > VT . Sea p(t) la variable de estado asociada a la distribución (11), entonces, introduciendo el Principio del Máximo de Pontryagin, se tiene que el Hamiltoniano de este problema es: 𝐻 (𝑡, 𝑉, 𝛼, 𝑝) = 𝑘𝑉 (𝑡)𝛼(𝑡)𝑒 0.0438𝛼(𝑡) + 𝑝(𝑡) (𝑉0 − 𝐴𝑘𝑉(𝑡)(1 − 𝛼(𝑡)))

(14)

Por lo tanto, las condiciones de optimalidad necesarias para la obtención del máximo de H y, por consiguiente de V, se escriben de acuerdo de la derivada parcial de H sobre α y también de acuerdo a (4) y (5): 𝜕𝐻 = 𝑘𝑉 (𝑡)𝑒 0.0438𝛼(𝑡) + 0.0438𝑘𝑉(𝑡)𝛼(𝑡) − 𝑝(𝑡)(𝑉0 − 𝐴𝑘𝑉(𝑡)) 𝜕𝛼 𝑦́ =

𝑝́ =

𝜕𝐻 = 𝑉0 − 𝐴𝑘𝑉 (𝑡)(1 − 𝛼(𝑡)) 𝜕𝑝

−𝜕𝐻 = 𝑘𝛼(𝑡)𝑒 0.0438𝛼(𝑡) − 𝑝(𝑡)𝐴𝑘(1 − 𝛼(𝑡)) 𝜕𝑉

Determinando el control que optimiza el Hamiltoniano, es posible conocer el tiempo óptimo τ en que v es cero (es decir, v(τ) = 0) que se interpreta como el primer momento en que no escapa ningún residuo (no se puede descartar que esto tome mucho tiempo, incluso +∞). Así, la compañía minera podría comprometerse a “devolver” a las comunidades aledañas el territorio estabilizado en un tiempo t = τ de tal forma de enfrentar la creciente escasez de superficie y competencia por el recurso. Otro caso relevante es determinar un tiempo 0
514


CONCLUSIÓN Esta pesquisa está orientada al convencimiento de las comunidades aledañas a las actividades mineras de la posibilidad de enfrentar la creciente escasez de superficie y competencia por territorio, a través de la remediación y estabilización en tiempo óptimo de los RMM para proyectos en estado greenfield en favor del Desarrollo Sustentable. Además y por añadidura, asegurar la “devolución” del suelo en términos del soporte del RMM y de los afectados por la erosión del viento, mejorará la aceptación de la minería y por tanto, dará continuidad a la industria, pilar fundamental para la sustentabilidad minera. Esta pesquisa no evalúa los costos económicos que la remediación tendrá, ya que su enfoque está en minimizar la erosión eólica considerando un tipo de estabilización más económica. Sin embargo, alguna función multiplicativa pudiera generarse para relacionar V con óptimo de costos, dependiente del tipo de remediación o de alguna licitación, por ejemplo. Pero se piensa que el real beneficio económico está en la aprobación y permiso por parte de la sociedad y organizaciones ecológicas a la operación de actividades mineras, que de contar con el consentimiento es el primer paso de la minería convencional para el tránsito a una minería sustentable, sinérgica en sus pilares socio-económico, por cuanto promueve el desarrollo de la comunidad y sus actividades económicas. También, al no afectar el pilar ecológico cuando es minimizado el material particulado tóxico suspendido por la erosión eólica y sedimentado sobre flujos hídricos y vegetación, que dan de beber a animales y personas y son fuente de alimento y sustento, respectivamente.

No obstante estas bondades, es evidente la necesidad de bases de datos de monitoreo edafológico y meteorológico debido a intensificaciones estacionales del viento y radiación solar y para la simulación de escenarios futuros, incluyendo los extremos que generará el cambio climático global aunada a la implementación numérica del modelo, cuestiones que esta investigación no tiene y que definirán mejoras en el diseño y gestión de la remediación.

Afortunadamente ya se cuenta con información técnica respecto de los efectos de la erosión eólica en tranques de relaves, como la generada en Espinace et al., (2006) que provee una propuesta metodológica para evaluar y diagnosticar la erosión eólica en la fase de diseño, operación y abandono de los tranques de relave y su posible tratamiento a través de introducción de vegetación o estabilizadores de suelos. También a modo de aporte a la optimización de la gestión de los RMM, está el estudio realizado por Marcelo Pérez y colaboradores (2016) el que entrega zonas de localización óptima de tranques de relaves en la IV Región, a través de una metodología de álgebra de mapas. Estas investigaciones servirán de complemento a esta pesquisa al momento de realizarse la implementación numérica que aquí no está.

515


AGRADECIMIENTOS Esta pesquisa no se hubiera pensado sin el conocimiento y corrección del Dr. Erwin Topp quien dio la idea base sobre el paso de la minería convencional a la minería sustentable. Gracias. También se contó con el apoyo, ideas y expectativas de los estudiantes de Ingeniería Civil de Minas de la Universidad Técnica Federico Santa María, Leonardo Lazo y Nicolás Aguayo, pero principalmente a los estudiantes Bastián Espinoza, José Ignacio Escalante y Kevin Muñoz, aventajados en conocimiento de minería y minería sustentable. También muchas gracias.

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517


Modelamiento Avanzado Magnetotelúrico (AMM) para la caracterización geoelectrica en yacimientos mineros. Acosta Andrés1 (*), Carvallo Luis1 1 Departamento

de geofísica, GEO&AMB Consultores, Chile.

RESUMEN Se presenta en este trabajo la metodología AMM (Advanced Magntetollurics Modelling) como herramienta complementaria para la descripción de yacimientos mineros, a través de mediciones geofísicas Magnetotelúricas. A partir de la inversión de datos Magnetotelúricos (MT) en 1D con estructuras del tipo SMT, se obtiene un modelo geoeléctrico de bloques variables (MGBV) 3D, el cual contempla la estimación de datos SMT por medio de algoritmos geoestadísticos, teniendo como base la inclusión de parámetros geológicos del yacimiento. Si bien existen algoritmos de inversión de datos MT en 3D, estos poseen carencias para modelar, el entorno geológico, por ello el AMM incorpora en el proceso de estimación

parámetros

geoestadísticos

geológicos-mineros

(compositación,

elipses

de

fundamentados búsquedas,

en

criterios

tendencia

de

mineralización, etc) para así mitigar el problema de equivalencia que la mayoría de los modelos geofísicos poseen. Para dar grado de validez al AMM, se tomaron datos MT en el dominio de la frecuencia y en modo fuente controlada (CSAMT), sobre un yacimiento IOCG ubicado en el distrito minero de Illapel, IV región, Chile. El área seleccionada dentro de este yacimiento, posee zonas donde se detectó calcopirita (Cpy) y pirita (Py) en varios tramos de un sondaje de perforación. El resultado obtenido siguiendo la metodología AMM, permitió el modelamiento de diversas capas geoeléctricas, donde en particular, se lograron aislar dos zonas anómalas (una más conductiva que la otra), las que fueron relacionadas con Cpy para un rango de resistividad de 140-190 OHM-M y Py en 80-120 OHM-M. Si bien existen modelos 3D Magnetotelúricos genéricos en la industria, el AMM tiene como principio la metodología llevada a cabo para la estimación de recursos a partir de sondajes de perforación, lo que le da un valor agregado a la interpretación del yacimiento a explorar en términos de su resistividad eléctrica.

518


INTRODUCCION En las últimas 2 décadas, la geofísica Magnetotelúrica (MT) ha sido empleada en numerosos levantamientos para la detección de minerales[citas] tanto en etapas de exploración como de prospección. La metodología ocupada para estos levantamientos, terminan siendo en gran parte modelos 2D de resistividad eléctrica, los cuales se obtienen por medio de la inversión de los datos electromagnéticos (adquiridos por estaciones MT) ya sea en el dominio del tiempo o la frecuencia. Los algoritmos desarrollados para la inversión y modelamiento de datos en 2D y 3D para la MT, resultan tener complejidades a la hora de resolver problemas de equivalencias, esto ya que los datos poseen estructuras netamente físico-matemáticas, dejando por fuera fundamentos geológicos importantes que puedan representar la realidad del yacimiento.

En este sentido, se presenta la metodología AMM (Advanced Magnetotellurics Modelling), la cual permite modelar los datos MT en 3D a partir de un tratamiento especial geoestadísticos de estos, considerando un modelo de bloques variables estimados con datos geoeléctricos en 1D (resistividad eléctrica Vs Profundidad). La particularidad de esta metodología, es que logra agrupar características geológicas (tendencias de mineralización, zonas de falla, entre otros), como parte del proceso de estimación de datos, cuyo resultado permite el modelamiento 3D de estratos geoeléctricos, en donde se pueden alojar anomalías geofísicas relacionadas con la mineralización presente en el yacimiento.

Así mismo, el AMM permite la retroalimentación de información, esto es, el cruce de información que se puede establecer con sondajes de perforación (leyes de mineral). Para ello, la portabilidad donde se lleva a cabo el AMM, permite la incorporación del loggeo de sondajes existentes en el área de estudio, generando nexos directos con rangos específicos de resistividad eléctrica, con los tramos de mineralización detectados en dichos sondajes. De esta forma, el modelo se afina a estos rangos y entrega mayor exactitud en cuanto a la(s) zona(s) con mayor presencia de mineralización visto desde el plano geoeléctrico.

METODOLOGIA El AMM requiere de 3 etapas para la confección del MGBV 3D. La primera de ella es la toma de n muestras (datos) sobre el área de estudio en forma de estaciones, los cuales son de carácter electromagnéticos y adquiridos con sistemas de mediciones magnetotelúricos. La segunda etapa es el procesamiento, en la cual se invierten los datos en 1D donde se obtiene la distribución vertical de la resistividad eléctrica en función de la profundidad, siendo esto definido como Sondaje Magnetotelúrico (SMT). La tercera y última etapa contempla la estimación de datos adquiridos y procesados en las etapas previas. Junto con la estimación, se establecen los parámetros geoestadísticos a considerar como: compositación, elipses de búsqueda y algoritmo

519

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS geoestadístico que se ajuste de mejor manera a los datos. Ambas etapas se describen a continuación.

Adquisición de datos Magnetotelúricos Uno de los aspectos importantes a considerar en el AMM son las características geológicasmineras que el yacimiento y/o área de estudio posea. En este sentido, es recomendable (pero no indispensable) conocer antecedentes relevantes como la existencia de zonas de fallas, estratos ligados, etc., que permitan ubicar las estaciones de medición sobre estos sectores representativos, ya que estas características y/o parámetros son incorporados como variables en el proceso de estimación (desde el punto de vista geológico-minero). En caso de no contar con estos antecedentes, se verá más adelante que se pueden establecer límites de estimación a partir de la tendencia que los datos SMT presenten. En términos generales, los datos MT se registran en forma de estaciones, preferiblemente siguiendo una distribución de mallas regulares con espaciamientos de 50 metros entre nodos, como se muestra en la figura 1.

Figura 1 Distribución de estaciones Magnetotelúricas siguiendo una malla regular de puntos equidistantes entre sí

Estas mediciones pueden ser adquiridas en el dominio de la frecuencia o del tiempo, sin embargo, este último (dominio del tiempo) debe considerar algoritmos de inversión que generen estructuras de datos similares a la Transformada de Bostick.

520


Modelo 1D: Sondaje Magnetotelúrico La mayoría de los equipos de medición MT, ocupan un sistema de dipolos para medir el campo eléctrico de la tierra y un sistema de bobinas (o magnetómetros) que registran el campo magnético de la tierra. Ambos sistemas (eléctrico y magnético) miden simultáneamente estos campos. En particular, el resultado de esta medición, permite la obtención directa de la impedancia electromagnética, la cual es una cantidad tensorial que relaciona ambos campos entre sí y es la función de transferencia que permite obtener la resistividad eléctrica del subsuelo a través de la inversión de los datos. En exploraciones mineras, las mediciones magnetotelúricas están contemplada en un espectro de frecuencia electromagnético en 92 KHz y 0.1 Hz. Para estos intervalos de frecuencia, resulta útil utilizar la Transformada de Bostick [cita], la cual toma los valores obtenidos de las resistividades aparentes y la fase electromagnética, con el fin de calcular la distribución vertical de la resistividad eléctrica en función de la profundidad (ver figura 1). 𝝅

𝝆(𝒉) = 𝝆(𝒂)(𝟐∅ − 𝟏)

(1)

Con 𝝆(𝒉) como la resistividad de Bostick, 𝝆(𝒂) la resistividad aparente y ∅ como el ángulo de fase.

La estructura que entrega la Transformada de Bostick, es tal que, resulta práctico definir a las estaciones de medición MT como Sondajes Magnetotelúricos (SMT), como se muestra en la Figura 2.

Figura 2 Modelo 1D obtenido a partir de la inversión de datos considerando la Transformada de Bostick

521


Modelo Geoeléctrico de Bloques Variables (MGBV) 3D En general, un modelo bloques es un arreglo de “n” volúmenes idénticos (o variables) distribuidos en el espacio. Los conjuntos completos de volúmenes representan la geometría global de un determinado yacimiento y es representado por “bloques”. En particular, cada bloque contiene la información característica de cada volumen y de la porción que representa en el yacimiento o área de estudio. A su vez, el centro de cada bloque posee una coordenada x,y,z (conocido como centroide) donde se agrupan los atributos estimados (a partir de geoestadística) en el bloque: resistividad eléctrica, densidad, leyes mineral, etc.

Para poder generar los atributos que componen al MGBV, se deben establecer los límites de estimación necesarios para realizar la geoestadística. Estos límites se definen en función de la existencia o no de información geológica-minera. En particular, en caso de que no se cuente con información geológica, los SMT entregan una pseudo-tendencia en función de los estratos geoeléctricos detectados, esto es, a cada estrato se le asocia un rango de resistividad eléctrica arbitrario que, al modelarlo, se puede establecer una tendencia que defina los limites previo a la estimación, como se muestra en figura 3.

Figura 3 Límites establecidos para la definición de elipses de búsqueda, considerando la tendencia de los datos en función de un estrato geoeléctrico predefinido.

En cualquiera de los casos (existencia en no de información geológica), los limites convergen a un elipse de búsqueda que posee la tendencia y distancia requerida para estimar los SMT en función del espaciamiento existente entre ellos (muestra representativa). El método geoestadístico comúnmente utilizado por el AMM es el Inverso Cuadrado de la Distancia (IVOR), el cual interpola puntos asignando diversos pesos ponderados en función de la distancia que separa a una serie de muestras, en este caso las muestras corresponden a los valores de resistividad eléctrica contenidos dentro de cada medición. Finalmente, con la estimación geoestadística de los SMT, se genera el MGBV 3D (ver figura 4) donde se modelan

522

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS los estratos geoeléctricos, cuyos rangos de resistividad eléctrica se establecen a través del cruce de información entre sondaje(s) de perforación y SMT.

Figura 4 MGBV 3D estimado a partir de la metodología AMM. A la derecha se muestra esquema de colores que representan los atributos de cada bloque en función de la resistividad eléctrica. Cada rango de resistividad corresponde a un estrato geoeléctrico de interés y que caracteriza al área de estudio en función de la geología existente.

Caso estudio: Sistema IOCG El caso de estudio donde se ocupó la metodología AMM, considera un yacimiento del tipo IOCG ubicado en el distrito minero de Illapel IV Región, Chile, el cual cuenta con un sondaje de perforación. Las mediciones realizadas cubren un área aproximada de 2 Ha. En particular, la información del sondaje DDHI (sondaje diamantino HQ3), arroja tramos de mineralización de pirita (Py) y calcopirita (Cpy) como se muestra en la gráfica #1.

523


MINERALIZATION (%CUT)

DDHI 7 6 5 4 3 2 1 0 0

50

100

150

DEPTH (METERS)

Gráfica 1 Información del sondaje DDHI cuyo largo total es de 141 metros. Se muestra que a contar del metro 82 la ley de cobre aumenta debido a la presencia de Cpy. Así mismo, desde el metro 20 hasta el 62 se detecta Py.

Luego, a partir de la geología y el loggeo del sondaje DDHI, se determinó la tendencia mineralizada que fue considerada en la estimación de los datos y obtención del MGBV 3D cuya forma se muestra en la figura 5. (Bearing=35, plunge=63 y dip=-20)

Figura 5 MGBV 3D obtenido a partir de la estimación de 51 SMT distribuidos sobre un área de 2 Ha.

Considerando la Figura 5 y la ubicación espacial del sondaje DDHI en el modelo MGBV 3D de la figura 4, se pudo establecer un rango de resistividad específico para Cpy y Py como se muestra a continuación en la figura 6.

524


Figura 6 Cruce de información entre sondaje DDHI y MGBV 3D. Se establece anomalía geoeléctrica asociada para la Cpy en 140 y 190 OHM-M.

CONCLUSIONES En particular se muestra que el AMM incorpora variables y parámetros tanto geológicos como mineros del yacimiento en estudio, siendo esto de gran relevancia para la interpretación geofísica puesto que se establecen fundamentos geológicos para la estimación del MGBV 3D. Se concluye que teniendo los datos geofísicos MT estructurados en SMT, se puede realizar una interpretación de manera compacta y rigurosa, sin considerar la inversión engorrosa de estos datos en 3D. Por otro lado, del análisis realizado en el caso de estudio, se muestra que el MGBV 3D permite realizar la discriminación de un mineral de otro desde el punto de vista geofísico, aunque para ello es indispensable contar con la información de un sondaje de perforación, cuyas características muestren patrones visibles de separación entre minerales (Cpy-Py). Los horizontes inmediatos para el AMM, propone la incorporación de algoritmos Kriggin para la estimación de los datos, considerando un mapa variográfico que permita generar intrínsecamente elipses de búsqueda propio de cada base de datos.

AGRADECIMIENTOS Los autores de este trabajo agradecen a Carolina Nobili por impulsar la investigación a través de la creación del departamento I+D en GEO&AMB Consultores, departamento en el que se espera desarrollar nuevas tecnologías para la exploración y prospección minera y geotérmica. Así mismo, agradece a la personal de terreno que colaboro en la adquisición de datos en el yacimiento Illapel SUI.

525


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Basic

theory

of

the

magneto-telluric

method

of geophysical prospecting. Geophysics, 18, 605-635. [3] Hoover, D. B., Frisch-knecht, F. C., & Tippens, C. L. (1976). Audiomagnetotelluric Sounding as a Reconnaissance Exploration Technique in Long Valley, California.Journal of Geophysical Research, 81, 801-809. http://dx.doi.org/10.1029/JB081i005p00801. [4] Jones, A.G., 1983. On the the equivalence on the Niblett and Bostick transformation in the magnetotelluric method. Journal of Geophysics, 53, 72-73. [5] Liu, H. C., & Lin, W. D. (1999). The Metallogenetic Rules of Lead, Zinc and Silver Deposit in Northeastern Yunnan Province. Kunming: Yunnan University Press. [6] R. Hart. P.A. Cundall. J. Lemos. “Formulation of a three-dimensional distinct element model—Part II. Mechanical calculations for motion and interaction of a system composed of many polyhedral blocks,”International Jour. of Rock Mechanics and Mining Sciencies & Geomechanics Abstracts. Volume 25, Issue 3, June 1988, Pages 117-125 [7] Sampson, J. A., & Rodriguez, B. D. (2010). Audio-Magnetotelluric Survey to Characterize the Sunnyside Porphyry Copper System in the Patagonia Mountains, Arizona. Report, 3-4. [9] Zonge, K. L. and L. J. Hughes, “Controlled source audio-frequency magnetotellurics [A],” Nabighian, M. N., ed, “Electromagnetic methods in applied Geophysics [C],” Soc. Expl. Geophys., Tulsa, Vol. 2, 713–809, 1991

526


Tecnología de escaneo laser aplicada al monitorio de tranques de relave. Patricio Monreal1 (*), Marcelo Arancibia2 1Core 2

Mining Studies, Chile


RESUMEN

La historia reciente asociada a colapsos de tranques ha promovido el uso de diferentes técnicas de monitoreo para las paredes de estos tranques, el uso de escáner láser 3D en esta área es nuevo y parece ser la alternativa más flexible y entregar el mejor costo-beneficio en esta importante tarea. El comportamiento de la pared del tranque depende, obviamente, del diseño estructural y de las materias primas utilizadas en la fase de construcción, sin embargo, existe un medio ambiente significativo y condiciones que hacen que cada estructura sea analizada individualmente. La sensata y enorme relevancia operativa junto con el impacto ambiental y la seguridad que un colapso del tranque puede desencadenar, en cualquier etapa de la operación minera e incluso después de la rehabilitación hacen totalmente necesario el control estricto y las alarmas. Este documento muestra la implementación de la tecnología de escaneo láser 3D para monitoreo de movimiento, controles y alarmas de fallo implementados y mostrados a través de un estudio de caso real.

527


Herramienta de análisis para dar soporte a decisiones de constructibilidad en distintas condiciones geomecánicas Pablo Araya1 (*), Vicente Ortega2 (*), Pedro Landeros3, Alejandro Espinosa4 1 Ingeniero civil en minas, Universidad de Santiago de Chile, Ingeniero geomecánico,

Dirección de Geotecnia PNNM, CODELCO, Chile. 2

Ingeniero geomecánico, Superintendencia de planificación y desarrollo,

CODELCO, Chile. 3 Director 4 Jefe

de geotecnia PNNM, Dirección de Geotecnia PNNM, CODELCO, Chile.

geomecánica de proyectos, Superintendencia de Estudios Geomecánicos,

CODELCO Chile.

RESUMEN El presente estudio se basa en una conciliación y análisis geomecánico comparativo de la información de las obras de desarrollo y su entorno, específicamente de las comprendidas dentro del límite Footprint sector primera bajada del Proyecto Nuevo Nivel Mina (PNNM). El objetivo principal es desarrollar una herramienta de análisis que permita dar soporte a las decisiones de constructibilidad y comportamiento de las obras de desarrollo en distintas condiciones geomecánicas; ésta consiste en configurar un índice que sea capaz de estimar la susceptibilidad de los desarrollos a generar sismicidad inducida con cierta capacidad máxima de liberación de energía sísmica. El índice de vulnerabilidad (IV) considera parámetros de esfuerzo in-situ, ambiente geológico y geotécnico, donde los ponderadores de éstos fueron calibrados mediante un back-análisis de la respuesta sísmica de las obras de desarrollo en distintos sectores de El Teniente (Esmeralda y Pilar Norte) y el PNNM (Footprint y túneles de acceso). Los resultados del estudio permiten concluir que la condición de esfuerzos y la geotecnia corresponden a los parámetros más relevantes en la respuesta sísmica del sistema, además, el índice permite clasificar zonas de

528


mayor peligro geomecánico y representa una herramienta válida para la toma de decisiones en la realización de desarrollos horizontales para el PNNM.

529


Cap.4: “PROYECTOS MINEROS”

530


Productividad y mejoras operacionales aplicadas al desarrollo de túneles con condiciones complejas Daniel Valdés 1 (*), Gabriel Pino 2, Eugenia Carrillo 3 1

Jefe de Túneles y Adits, Proyecto Nuevo Nivel Mina, Vicepresidencia de Proyectos

CODELCO, Chile 2

Memorista VP, Proyecto Nuevo Nivel Mina, Vicepresidencia de Proyectos

CODELCO, Chile 3

Especialista Avanzado Planificación Estratégica, Proyecto Nuevo Nivel Mina,

Vicepresidencia de Proyectos CODELCO, Chile

RESUMEN El Proyecto Nuevo Nivel Mina (PNNM), permitirá dar continuidad operacional por 50 años más a la División El Teniente de Codelco Chile. Una de sus características principales es la cota a la cual se explotará el mineral (1.880 msnm), puesto que está bajo los niveles actuales de explotación y en zonas de altos esfuerzos. Debido a la ocurrencia de estallidos de roca durante el desarrollo de los túneles de acceso de personal, transporte de mineral y adits de ventilación, el proyecto se encuentra en un proceso de reformulación y con ello se han implementado numerosas estrategias para administrar el riesgo sísmico. Dichas medidas han permitido validar la constructibilidad de estos túneles, es decir, se ha ido demostrando que es posible el desarrollo de túneles de gran sección en un ambiente de altos esfuerzos con riesgo de estallidos de rocas (condiciones complejas). No obstante, estas nuevas estrategias han impactado fuertemente la productividad del desarrollo de dichos túneles. Con motivo de esta disminución en la productividad, se han implementado una serie de medidas que buscan: (1) identificar las variables gestionables y que influyen en el ciclo minero (diagnóstico), (2) analizar los tiempos perdidos y/o interferencias posibles de disminuir, (3) determinar estrategias para reducir las pérdidas y aplicarlas a las actividades correspondientes y (4) dar seguimiento a dichas estrategias, realizando nuevas mediciones para establecer la efectividad

531


de éstas y reiniciar el proceso hasta eliminar o reducir al mínimo las pérdidas. Dicho proceso se basa principalmente en la Filosofía Lean y en el Ciclo de Deming: Planificar, Hacer, Verificar, Actuar (PDCA por sus siglas en inglés). Esta combinación entre la investigación de operaciones habitual en la gestión de proyectos de construcción y la aplicación de los principios y prácticas Lean, han permitido disminuir de un 41% a un 23% las interferencias (pérdidas), aumentar la productividad (medida en m/d) en un 60% y con ello se ha logrado reducir en un 38,7% los costos de desarrollo en túneles con condiciones complejas, respecto al periodo de diagnóstico.

532


INTRODUCCIÓN En julio del 2011 se aprobó la ejecución del Proyecto Nuevo Nivel Mina (Figura 1), que le permitiría asegurar la continuidad operacional de la División El Teniente (DET) para los próximos 50 años (Vicepresidencia de Proyectos Codelco Chile, 2017).

Figura 85 Proyecto Nuevo Nivel Mina, División Teniente CODELCO

Durante el período de ejecución del proyecto 2011 – 2015, ocurrieron tres accidentes fatales y cuatro estallidos de roca (figura 2). Hubo 2 estallidos en el túnel de acceso de personal, uno en el P4600 (ventana constructiva de los túneles de acceso de personal y transporte de mineral) y otro en los adits de ventilación, lo cual retrasó e incluso paralizó la construcción de estos, impactando fuertemente el avance del proyecto. (Vicepresidencia de Proyectos Codelco Chile, 2017).

Figura 86 Zona Oeste PNNM

Dado esto, se revisaron los supuestos del proyecto y se generó un modelo de entendimiento geomecánico extendido que abarcó también el lado oeste (Vicepresidencia de Proyectos Codelco Chile, 2017).

533

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Durante 2016, el proyecto entra en un proceso de Reformulación que contempla la incorporación a la explotación de nuevas reservas de mineral en una primera etapa y posteriormente en una segunda etapa permitirá reemplazar los niveles de explotación ubicados sobre el nivel Teniente 8 incorporando otros sectores (Le-Feaux, Carrillo, González, & Olivos, 2017). Con el fin de llevar a cabo los desarrollos y considerando los antecedentes que obligaron a realizar una Reformulación, se han implementado numerosas estrategias de control y reducción del peligro sísmico y riesgo de estallidos de rocas (Vicepresidencia de Proyectos Codelco Chile, 2017, págs. Capítulo 3, Sección "Administración del riesgo sísmico"), entre las que se encuentra el pre acondicionamiento del macizo rocoso mediante la técnica de Fracturamiento Hidráulico (FH), robustecimiento de los diseños de fortificación y mecanización de algunas actividades del ciclo minero en los tramos críticos de los túneles principales y Adits de ventilación. Dichas medidas han permitido validar la constructibilidad de estos túneles, es decir se ha ido demostrando que es posible el desarrollo de túneles de gran sección en un ambiente de altos esfuerzos. Sin embargo, estas nuevas estrategias, han impactado fuertemente la productividad de los avances. Con el objetivo de revertir esta situación se han implementado una serie de medidas basadas en la filosofía Lean y que han sido aplicadas principalmente en el Cruzado de Extracción de Aire (XC 1826), en una primera instancia para mejorar los rendimientos de las actividades de saneamiento17 post – estallido de rocas ocurrido durante el año 2015 y actualmente para mejorar el rendimiento de avance en el túnel, el cual es clave para otorgar las facilidades de acceso y servicios para la construcción del Proyecto Nuevo Nivel Mina Andes Norte. Adicionalmente, los rendimientos serán la base de la constructibilidad de los túneles principales, los cuales presentan condiciones similares.

METODOLOGÍA Filosofía Lean La principal herramienta utilizada para obtener una mejora continua es la filosofía Lean, ya que proporciona un feedback en los esfuerzos para convertir los desechos en valor (Díaz, 2013) (Valdés, 2017) (Pardo, Carrillo, & Chandía, 2017):  Busca que las personas diseñen y realicen su trabajo de manera diferente y más eficiente.  Identifica los “cuellos de botella” de los procesos y los gestiona.  Promueve los espacios de trabajo ordenados, aportando a la prevención de accidentes.  Detecta los “re-procesos” y los elimina.  Busca aquella pequeña mejora que tiene un gran impacto en el proceso y la implementa.

17 Actividad previa a retomar los avances, principalmente con el objetivo de reparar y re-fortificar las zonas dañadas.

534

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Esta filosofía ha sido fuertemente impulsada en la Corporación a través de la Agenda 2020 y de la implementación de C+. (Pizarro, 2017) (Blanch, 2017)

Ciclo de Deming La forma de estructurar el trabajo se basa en el Ciclo de Deming, que corresponde a una estrategia de mejora continua de los procesos en cuatro pasos fundamentales: Planificar, hacer, verificar y actuar como se explica a continuación:

Planificar Diagnóstico: Corresponde a la fase inicial del proceso y tiene por objetivo definir el marco de referencia que se utilizará para la implementación de mejoras. En este punto se especifica la metodología a utilizar y se clasifican los objetivos específicos y enfoques que tendrá el proceso.

Hacer Análisis: A partir del marco referencial identificado en la fase de diagnóstico, se analizan los datos y se busca detectar posibles debilidades del proceso que representen oportunidades de mejora. Esta etapa busca indagar la causa – raíz de los problemas identificados. Objetivos y metas: Esta etapa tiene por objetivo establecer valores en los que se enfocarán los esfuerzos y el trabajo. Estos valores son definidos a partir de distintos criterios.

Verificar Recomendaciones y plan de acción: La meta de esta etapa es definir las responsabilidades y el equipo de trabajo y la generación de un listado concreto de actividades y medidas a implementar. Los tableros A3 son herramientas utilizadas para este fin ya que permiten verificar continuamente el progreso de los planes de acción y sus resultados (Creus, 2012).

Actuar Análisis de resultados y seguimiento: Las acciones proactivas y/o correctivas forman parte fundamental de esta etapa, los compromisos adoptados se deben llevar a terreno, monitorear y controlar. La retroalimentación permite identificar nuevos focos de debilidad, potenciar los buenos resultados y avanzar en las metas propuestas.

Sala Obeya Adicionalmente, se implementó una Sala Obeya (Von Borries, Nieponice, Bland, Costa, & Raby, 2016) donde se reúne el equipo de trabajo compuesto por representantes de la empresa colaboradora y de CODELCO. En las reuniones se muestran los resultados semanales, se analizan las oportunidades de mejora y se adquieren y controlan compromisos y acuerdos.

535


RESULTADOS Y DISCUSIÓN Diagnóstico En esta fase se consideraron los primeros 5 ciclos mineros, los cuales se realizaron en los meses de Noviembre y Diciembre de 2016. No se consideraron avances mecanizados, producto de que no contemplan la totalidad de las actividades. A su vez, y con el fin de diferenciar los tiempos que contribuyen al proceso de aquellos que lo afectan de forma negativa, se clasifican como Actividades (Tabla 1) e Interferencias (Tabla 2) respectivamente. Tabla 43 Actividades ciclo XC 1826 ETAPA

Excavación

1° Fortificación

2° Fortificación

ACTIVIDAD CICLO XC 1826 Perforación de avance Carguío y tronadura Ventilación Extracción de marinas Acuñadura y limpieza Geología y topografía Proyección de shotcrete de sello Fortificación mecanizada con jumbo Fortificación malla en frente mecanizada Perforación y colocación de pernos split-set Acondicionamiento de malla Proyección de shotcrete sobre malla Perforación de pernos cable Instalación/emboquillado pernos cable Colocación segunda malla perimetral Tensado y destrenzado de pernos cable

Tabla 44 Interferencias ciclo XC 1826 INTERFERENCIAS CICLO XC 1826 Administrativas (cambio de turno, visitas Codelco) Equipos (Jumbo Boltec, Jumbo, etc.) Operacionales (fortificación pendiente, saneamiento, etc.) Recursos (espera shotcrete, espera equipos, etc.) Seguridad (ART + Checklist, charlas, etc.) Servicios (cortes de agua, energía, etc.) Sismicidad (protocolo sísmico, crepitaciones, etc.)

A continuación, se muestran los resultados promedio de los primeros 5 ciclos mineros en función del tiempo como actividad o interferencia. Parte importante del tiempo total es la aislación post tronadura; sin embargo por su calidad de “No Gestionable”, no se considera en el estudio:  Tiempo de Ciclo: 165,8 horas  Actividad: 96,6 horas  Interferencias: 69,2 horas En el Gráfico 5 es posible visualizar la distribución de estos resultados.

536


41%

Actividad 59%

Interferencia

Gráfico 5 Distribución de tiempo diagnóstico

ANÁLISIS Al analizar el periodo de diagnóstico, se identificaron las actividades que tienen mayor influencia en el ciclo minero y las principales interferencias gestionables y de alto impacto. Respecto al tiempo utilizado en las actividades, se detectaron las operaciones unitarias más extensas, es decir que tuvieron el mayor tiempo dedicado para contribuir al avance del túnel. De esta manera es posible llevar un control efectivo, hacerlas más eficientes, reducir el impacto directo e indirecto de las interferencias y obtener menores tiempos totales para cada ciclo minero. En el Gráfico 6 se muestra la distribución de las actividades y la agrupación de las interferencias contempladas en los avances. 180 160

140

Interferencias

Tiempo promedio (horas)

120 100

Excavación

80 60

1° Fortificación

40 20

2° Fortificación

0

Servicios Sismicidad Seguridad Recursos Operacionales Equipos Administrativas Perforación de avance Carguío y tronadura Ventilación Extracción de marinas Acuñadura y limpieza Geología y topografía Proyección de shotcrete de sello Fortificación mecanizada con jumbo Fortificación malla en frente mecanizada Perforación y colocación de pernos split set Acondicionamiento de malla Proyección de shotcrete sobre malla Perforación de pernos cable Instalación/emboquillado pernos cable Colocación segunda malla perimetral

Gráfico 6 Distribución tiempo de ciclo total

A partir de lo anterior, las actividades identificadas con un mayor impacto en el ciclo minero son:  Fortificación mecanizada con jumbo (37%)  Perforación de pernos cable (10%)  Carguío y tronadura (7%)  Perforación de avance (5%)  Acuñadura (5%) Respecto a las interferencias, las que implican mayor impacto en el ciclo de avance son:  Interferencias administrativas (30%)

537

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS  Interferencias operacionales (30%)  Interferencias por equipos (19%)  Interferencias por seguridad (8%)  Interferencias por sismicidad (7%) Finalmente, a partir del análisis realizado, es posible determinar que las cuatro causas de interferencias mayores son:  Falla de Jumbo Boltec  Cambio de Turno  ART-Check List  Protocolo Sísmico Por lo tanto en éstas causas se enfocaron los esfuerzos para reducir las pérdidas.

Objetivos y metas A partir del análisis de datos obtenido durante el periodo de diagnóstico, es posible fijar objetivos globales y específicos a alcanzar en un plazo determinado. Los objetivos principales son la reducción del tiempo de ciclo e interferencias en el mediano plazo (6-12 meses) y el aumento de la productividad en el avance de túneles. Con el fin de alcanzar este objetivo, se definieron metas de reducción de tiempo para las actividades e interferencias, que tuviesen un alto impacto en la productividad. Como premisa, las metas deben ser alcanzables, estar definidas según el aprendizaje a la fecha y ser consensuadas entre la empresa colaboradora y mandante (diálogos de desempeño). La meta global busca reducir un 44% el tiempo de ciclo y para alcanzarlo es necesario mejorar la distribución entre actividad e interferencias, pasando de un 41% a un 24% de interferencias como se muestra en la Figura 87.

Figura 87 Diagnóstico, análisis y metas (Valdés, 2017)

538

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS Respecto a las operaciones unitarias, las metas se definieron a partir de distintos criterios, principalmente mediante tiempos históricos o benchmark interno, capacidad de los equipos y criterio experto. En la Tabla 45 se muestran las metas para los tiempos de ciclo específicos e interferencias en general. En la última columna se aprecia la diferencia entre diagnóstico y meta. Tabla 45 Metas tiempos de ciclo e interferencias

ACTIVIDAD

DIAGNÓSTICO (h) 96,65

META (h) 71,30

Ventilación

0,50

0,50

Extracción de marinas

3,32

3,00

Acuñadura y limpieza

4,45

3,00

Geología y topografía

1,38

1,10

Proyección de shotcrete de sello

2,38

2,00

Fortificación mecanizada con jumbo

35,40

19,00

Fortificación malla en frente mecanizada Perforación y colocación de pernos split set Acondicionamiento de malla

5,30

8,00

4,85

4,00

2,58

2,00

Proyección de shotcrete sobre malla

2,37

2,00

Perforación de pernos cable

9,98

6,50

Instalación/emboquillado pernos cable

6,37

5,70

Colocación segunda malla perimetral

2,20

3,00

Tensado y destrenzado de pernos cable

3,93

3,00

Perforación de avance

4,90

3,50

Carguío y tronadura

6,74

5,00

INTERFERENCIA

69,16

22,00

TOTAL

165,81

93,30

CICLO MINERO

DIFERENCIA (%)

-26% 0% -10% -33% -20% -16% -46% 51% -18% -22% -16% -35% -11% 36% -24% -29% -26% -68% -44%

Respecto al rendimiento de avance en el túnel XC 1826, la meta es aumentar un 48% la productividad en metros por día (m/día), impactando directamente en los costos.

Recomendaciones y planes de acción A partir de las metas definidas, se generó una serie de propuestas de mejora por parte de la empresa colaboradora y mandante, siendo el trabajo en equipo un aspecto fundamental para el éxito del proceso. A este trabajo se denominó “trabajo colaborativo”. El eje principal del trabajo colaborativo es la búsqueda y generación de cambios en la forma de enfrentar el avance en túneles con condiciones complejas. Este proceso de evaluación, planificación, verificación y compromiso utiliza como herramienta principal los tableros de reporte A3, como se muestra a continuación a modo de ejemplo en la Figura 88.

539


Figura 88 Ejemplo tablero A3 (Pardo, Carrillo, & Chandía, 2017)

De esta manera, se definieron las siguientes iniciativas generales:  Definir cuatro grupos de mejoramiento continuo para cada una de las interferencias (Administrativas, Equipos, Seguridad, Sismicidad).  Realizar un formato A3 para cada uno de los grupos que se conformen, y así llevar un seguimiento y control de cada una de las interferencias.  Realizar una reunión semanal con el objetivo de monitorear y controlar continuamente las medidas propuestas de cada grupo.  Revisar la minuta en cada reunión con los compromisos adoptados y su cumplimiento. Luego, las medidas de mitigación y planes de acción recomendados según las principales interferencias son los siguientes:

Jumbo Boltec Fuera de Servicio El tiempo perdido por este concepto es importante, por lo tanto para disminuirlo se implementaron una serie de medidas mencionadas a continuación:  Habilitación cámaras de video en Jumbo Boltec  Eliminación de perforación a 30cm del piso  Reforzamiento la instrucción de operadores  Implementación de sistema de detección de fallas con proveedor

540


Cambio de Turno Es un aspecto administrativo que impacta fuertemente en el tiempo de ciclo. Para mitigarlo se volvió a implementar el cambio de turno “Manilla – Manilla”, aspecto no incorporado en modificación del contrato. Esta modalidad hace que el tiempo perdido entre la salida del turno actual y la entrada del siguiente sea expedito y se minimicen las pérdidas de tiempo.

ART + Check List Los trabajadores que hacen cambio de turno “Manilla – Manilla” realizan el ART (Análisis de Riesgo de la Tarea) y el Check List en la frente, constituyendo ello la charla de seguridad.

Sismicidad La nueva forma de administrar el peligro sísmico en el Proyecto, obligó a generar nuevos protocolos específicos para las áreas de túneles y Adits. Sin embargo se detectaron dos formas de mejorar los tiempos perdidos por este concepto:  Cambio de Protocolos respecto al número de Estaciones Sísmicas operativas y actividades afectadas, sin exponer a las personas.

Resultados y seguimiento Como se explicó en capítulos anteriores, en el estudio no se consideraron los avances mecanizados ya que éstos no contemplan la totalidad de las actividades del ciclo minero y por lo tanto no son comparables. Gracias a la aplicación de todas las medidas mencionadas y la gestión del equipo de Construcción de Túneles y Adits las interferencias promedio disminuyeron a un 23% del tiempo de ciclo, superando la meta de 24% fijada al final del periodo de diagnóstico como se muestra a continuación en la Figura 89.

Figura 89 Diagnóstico, meta y resultado

De esta manera, se consideraron los últimos 18 ciclos mineros para el análisis de resultados y conclusiones, obteniendo un progreso significativo como se observa en el Gráfico 7.

541

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS La línea azul representa la meta planteada que corresponde a un 76% de actividad. Se aprecia que durante la etapa de diagnóstico (5 primeros ciclos), la meta estaba muy por sobre lo real; sin embargo a partir del ciclo número 21 comienza un crecimiento sostenido en el tiempo, sólo con leves disminuciones en ciclos específicos. En el ciclo 41, la disminución se debió principalmente a fallas mayores en el equipo Jumbo Boltec, mientras que en el ciclo 46 se debió principalmente a condiciones climáticas adversas que llevaron a la detención de la planta de abastecimiento de shotcrete por congelamiento.

Distribución tiempo

100%

Meta: 76% Actividad

80% 60% 40% 20%

8 11 12 13 14 16 17 18 19 20 21 26 27 28 29 30 31 32 33 34 35 36 40 41 42 43 46 47 48

0% Ciclo ACTIVIDAD

INTERFERENCIA

Gráfico 7 Resultados

Asimismo, la meta global de disminuir un 44% el tiempo total de ciclo fue superada y alcanzó una reducción del 45% como se muestra a continuación en el Gráfico 8. -45% Servicios Sismicidad Seguridad Recursos Operacionales Equipos Administrativas Perforación de avance Carguío y tronadura Ventilación Extracción de marinas Acuñadura y limpieza Geología y topografía Proyección de shotcrete de sello Fortificación mecanizada con jumbo Fortificación malla en frente mecanizada Perforación y colocación de pernos split set Acondicionamiento de malla Proyección de shotcrete sobre malla Perforación de pernos cable Instalación/emboquillado pernos cable Colocación segunda malla perimetral

Tiempo promedio (horas)

180 160 140 120 100 80 60 40 20 0

Gráfico 8 Resultados Globales

Semanalmente, durante las reuniones realizadas en la Sala Obeya, se analiza el avance en metros lineales logrado en el túnel. A continuación, en el Gráfico 9 se puede apreciar que a partir del ciclo 21, correspondiente a la semana del 3 de marzo, coincidente con el aumento de los

542

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS tiempo de actividad, los avances parciales reales en la mayoría de los casos superan a los programados, logrando a principios de mayo revertir el atraso y alcanzando un avance

+60%

Avance parcial (m)

9 8 7 6 5 4 3 2 1 0

180 160 140 120 100 80 60 40 20 0

Avance acumulado (m)

acumulado real superior al programado.

Periodo (semana)

Gráfico 9 Metros de avance programado vs real

Con ello se ha logrado reducir en un 38,7% los costos de desarrollo en túneles con condiciones complejas.

Siguientes pasos Con el fin de sostener los resultados obtenidos y continuar mejorando, se establecieron pasos a seguir con distintos focos de acción.

Diseño En cuanto al diseño, se trabajará en 3 puntos identificados como posibles mejoras: 

Utilizar pernos helicoidales para colocar la segunda malla y desfasar la fortificación con cable en cajas a 30 metros, propuesta analizada y validada técnicamente por el equipo geomecánico del Proyecto. Se colocarán 4 pernos cable por parada a la frente, todos en la corona, lo cual permitirá reducir los tiempos de la segunda etapa de fortificación.



Evaluar la factibilidad de aumentar la longitud del disparo a 4 metros, con el fin de mejorar el rendimiento



Aumentar tolerancia del último perno a 30cm del piso, para que de esta manera permita su instalación con Jumbo Boltec, resguardando la integridad de las personas, del diseño de fortificación y del equipo, con el fin de reducir las fallas del Jumbo Boltec, disminuyendo las interferencias por este concepto.

Aislación La condición de “No Gestionable” dificulta las opciones de mejora en cuanto a aislación; sin embargo se están realizando múltiples análisis por parte de expertos técnicos que permitan

543

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS optimizar los tiempos de reingreso y así disminuir la aislación post tronadura. Esto mejoraría el tiempo de ciclo total.

Operacionales Es parte importante de las interferencias y no se han logrado establecer mejoras concretas para este grupo debido a la gran cantidad de acciones involucradas (28). A pesar de ello se tienen las siguientes propuestas: 

Evaluar y definir un acopio transitorio más cercano a la frente, con el fin de reducir el tiempo dedicado a la extracción de marinas.



Proteger la fortificación del daño por tronadura y extracción de marina, con el fin de evitar tiempos perdidos en re-fortificación.

Sismicidad En cuanto a este ítem, se generará un anillo en el trazado de fibra óptica en caso de corte en algún tramo y así contar con un sistema redundante que minimice la vulnerabilidad del sistema.

Global Establecer la meta de avance un 42% mayor a la actual en el mediano plazo, sustentada en el cumplimiento de las metas actuales y las potenciales nuevas mejoras identificadas.

544


CONCLUSIONES Las obras del Cruzado de Ventilación del Proyecto Nuevo Nivel Mina son críticas, no sólo por la naturaleza de construcción: sismicidad y necesidad de mecanizar las operaciones, sino además porque los rendimientos obtenidos serán la base de la constructibilidad de los túneles principales, los cuales presentan condiciones similares y corresponden a la Ruta Crítica del Proyecto. En función de mejorar los rendimientos de dichas operaciones, se decidió aplicar técnicas de Filosofía Lean y Mejora continua para lograr este objetivo, encontrándose: 

Existe una correlación directa entre los tiempos de actividad y los avances acumulados.



Acciones concretas para disminuir interferencias (como la instalación de equipos standby en caso de fallas) permiten reducir directamente los tiempos y lograr un impacto directo en los avances.



El trabajo colaborativo y la aplicación de herramientas de gestión logra beneficios mutuos entre empresa contratista y mandante. La implementación de Filosofías como Lean o de Mejora Continua permiten obtener beneficios cuantificables y directos para el proyecto.



Se logró disminuir las interferencias de 41% a 23%.



El tiempo de ciclo promedio disminuyó un 45%.



Se aumentó el rendimiento en metros por día (m/día) en un 60% en los últimos 18 ciclos respecto al período de diagnóstico y con ello se ha logrado reducir en un 38,7% los costos de desarrollo en túneles con condiciones complejas. Este aumento de rendimiento permitiría proponer metas un 42% mayor a la actual en el mediano plazo.

545


REFERENCIAS Blanch, R. (2017). C+: Lean System Transformation at Codelco. Minexcellence 2017. Creus, G.-l. (2012). Propuestas para un Cambio de Paradigma en la Gestión de las Organizaciones: Conocimiento A3. Díaz, G. (2013). Productividad en la Minería Chilena: Una Mirada de Futuro, Mejoramiento Productividad Lean Management. Rancagua. Le-Feaux, R., Carrillo, E., González, M., & Olivos, J. (2017). API T11M408 Proyecto Nuevo Nivel MinaAndes Norte. Machalí. Pardo, M. I., Carrillo, E. M., & Chandía, V. (2017). Management Model to Increase Productivity in a Mining Project. Minexcellence 2017. Pizarro, N. (2017). Operational Excellence and its relevance for transformation. Minexcellence 2017. Valdés, D. (Junio de 2017). Implementación de la Filosofía Lean y Mejoras de Productividad. Machalí, 6° Región, Chile. Vicepresidencia de Proyectos Codelco Chile. (2017). EXPLOTACIÓN ANDES NORTE NUEVO NIVEL MINA TENIENTE – FACTIBILIDAD API T17M201. Machalí. Von Borries, G., Nieponice, G., Bland, D., Costa, A., & Raby, M. (2016). ‘Obeyas’ lead to positive change. Mining Journal, 25-27.

AGRADECIMIENTOS Héctor Henríquez, Control de Proyectos, Proyecto Nuevo Nivel Mina. Miguel Vargas, Construcción Túneles y Adits, Proyecto Nuevo Nivel Mina. Juan Pablo Cañas, Construcción Túneles y Adits, Proyecto Nuevo Nivel Mina.

546


Modelos Cuantitativos De Gestión Del Riesgo Asociado Al Diseño Del Método De Explotación Por Hundimiento Ronald Guzmán 1 (*), Felipe Sánchez 2 1 Director

Escuela de Minería, Universidad del Desarrollo, Santiago, Chile.

2

Ingeniero Comisión Chilena del Cobre, Profesor Escuela de Minería, Universidad del Desarrollo, Santiago, Chile. RESUMEN Las inversiones en minería se caracterizan por su elevado volumen y largos periodos de maduración. Adicional a esto, las decisiones de inversión en esta industria están expuestas a fuertes riesgos derivados de incertidumbres en los parámetros, tanto internos (variables técnicas del proyecto), como externos (fluctuaciones del mercado y ciclo económico). Por lo tanto, es vital realizar una correcta evaluación y cuantificación de estos riesgos, con el fin de mejorar la confiabilidad de las inversiones. Sin embargo, los métodos tradicionales de evaluación de riesgo entregan escasa información del origen de las incertidumbres, lo que no facilita su gestión. En este trabajo se aplicó la metodología Mine Project Risk Management, MPRM (Botín et al. 2011), a la etapa de ingeniería de procesos mina de un método por hundimiento (Block o Panel Caving), con el fin de caracterizar las fuentes de incertidumbre de los parámetros relevantes y cuantificar el riesgo asociado. Como resultado, se han identificado como parámetros relevantes la hundibilidad del macizo rocoso y la fragmentación del mineral extraído y se han propuesto modelos metodológicos para cuantificar el riesgo asociado a cada uno de estos parámetros. Además, la aplicabilidad de la metodología propuesta se validó utilizando como caso de estudio el Proyecto Mina Chuquicamata Subterránea de Codelco, específicamente los macro bloques N1 y S1, que son los primeros en entrar en producción. En el caso de la hundibilidad se concluyó que existe un nivel de confianza razonable de que el hundimiento se inicie sin problemas mayores. Para la fragmentación, se determinó que existe un riesgo económico importante asociado a la incertidumbre en el porcentaje de sobre tamaño y su efecto en la productividad. 547


INTRODUCCIÓN Los métodos tradicionales de evaluación del riesgo en los proyectos mineros no se centran en la fuente de la incertidumbre y por lo tanto, no son apropiados para la mitigación del riesgo. Por esta razón, se requieren modelos más complejos para dar respuesta a todas las fuentes de incertidumbre en cada etapa de la cadena de valor del proyecto. El valor de la cadena del proyecto, incluyendo la evaluación del cuerpo mineralizado, el diseño y la planificación de la mina, la ingeniería de los procesos y la construcción. En este contexto, este estudio presenta un modelo metodológico para manejar el riesgo asociado a la incertidumbre sobre el diseño e ingeniería minera de un proyecto minero, específicamente, los métodos de explotación minera mediante hundimiento. Como metodología general, se utiliza la metodología de Gestión de Riesgo de Proyectos Mineros (MPRM) (Botin et al, 2011). Se puede suponer que la fragmentación del mineral y la hundibilidad son dos de los parámetros que llevan la mayor parte de la incertidumbre y el riesgo en el proceso de diseñar los métodos de hundimiento y por lo tanto, determinan en gran medida el éxito o fracaso de la operación (Pardo et al, 2012). Por lo tanto, nuestra investigación se basa en el análisis en profundidad de la hundibilidad del bloque y su variabilidad dentro del block caving, junto con la fragmentación en los puntos de extracción. A continuación, se presenta y se valida un modelo matemático y una metodología para cuantificar el riesgo económico asociado a los métodos de hundimiento en un caso en estudio basado en el Proyecto de Minería Subterránea de Chuquicamata de Codelco.

Modelo de Gestión de Riesgo MPRM La metodología MPRM (Botin et al, 2011) define la gestión del riesgo como la cuantificación y el control del impacto económico potencial de la incertidumbre en un proceso de decisiones de inversión. Botin define el MPRM como una metodología de gestión de riesgos que está integrada en la cadena de valor de los proyectos mineros y puede ser utilizada como una herramienta para ayudar al proceso de decisiones de inversión. Esta metodología se centra en la identificación de fuentes de riesgo y en el desarrollo de modelos de incertidumbre y riesgo cuantitativos que pueden utilizarse para evaluar y gestionar el riesgo hasta niveles aceptables (bancables). En términos generales, la metodología MPRM implica la identificación de parámetros de riesgo relevantes para cada proceso y subproceso en la cadena de valor del proyecto asociado a una decisión de inversión minera. Una vez identificados estos parámetros es necesario caracterizarlos para encontrar el origen de la incertidumbre y su potencial impacto económico. Finalmente, corresponde evaluar este impacto a través de modelos cuantitativos y posiblemente proponer medidas de control de riesgo para agregar valor al proyecto.

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Modelo Metodológico El diseño y operación de los métodos de explotación minera mediante hundimiento se ven afectados por diversos factores de riesgo, desde incertidumbre asociada a la información geológica y geotécnica, recursos minerales explotables, hundibilidad, fragmentación, dilución, entre otros. Numerosos estudios se han realizado para evaluar el riesgo de planificación minera asociado con la estimación de recursos (por ejemplo, Ravenscroft, 1992, Berckmans y Armstrong, 1997, Dimitrakopoulos, 2002 y Dowd y Dare-Bryan, 2004). La incertidumbre sobre los grados de dilución es también un parámetro de riesgo relevante y ya ha sido estudiado (Del Castillo, 2012). Utilizando la metodología MPRM en este estudio. Sin embargo, consideramos que la hundibilidad y la fragmentación son los parámetros de riesgo más relevantes que afectan el desempeño de una operación subterránea con hundimiento. (Brown, 2002) y por lo tanto, el éxito o fracaso del proyecto. En consecuencia, este estudio se centró en el desarrollo de un modelo metodológico para la cuantificación de la incertidumbre y sus riesgos económicos asociados a la capacidad de fragmentación y hundibilidad.

Modelo de Riesgo de la Hundibilidad El riesgo financiero asociado a la hundibilidad se deriva de la variabilidad del MRMR de Laubscher dentro de la unidad del bloque y por lo tanto, la probabilidad de subestimar el radio hidráulico necesario para inducir el proceso de hundimiento. Las consecuencias pueden variar con el nivel de error y la geometría de la unidad del bloque. En general, la subestimación del radio hidráulico da lugar a la necesidad de una mayor área de recorte para iniciar y mantener el hundimiento y por consiguiente, un retraso en el plan de producción. Sin embargo, en el peor de los casos la superficie total de la unidad del bloque puede ser insuficiente para iniciar el proceso de hundimiento, impidiendo así el inicio de la producción en uno o más bloques, lo que ocasionaría serios retrasos al plan de general de producción con un mayor impacto en el valor del proyecto. La metodología propuesta tiene como objetivo determinar el nivel de confianza en inducir el proceso de hundimiento para un radio hidráulico dado. La base de este análisis es modelar el parámetro más relevante, el MRMR. Comenzando con un valor “base” de radio hidráulico y siguiendo la secuencia minera planificada (por ejemplo, la dirección del hundimiento y el sentido en que los puntos de extracción estarán abiertos), se deben registrar los valores del MRMR para los bloques del modelo de bloques dentro del área equivalente que se encuentran en el 30% inferior hasta la altura de la columna. Se supone que el hundimiento del 30% inferior de una unidad minera está determinando en gran medida el hundimiento de toda la unidad minera, esto es una vez que el 30% inferior de la columna se ha hundido, el proceso de hundimiento progresará hacia arriba sin grandes problemas. Posteriormente, los valores del MRMR se utilizan para un modelo de probabilidad que mejor se ajuste a los datos, por último, se utiliza el modelo de Laubscher para determinar la probabilidad de que los valores del MRMR se encuentren dentro de la zona de hundimiento y si

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es necesario, el radio hidráulico, por lo tanto, se redefinirá el área equivalente y se repetirá el proceso de ensayo y error hasta que se alcance el nivel predeterminado de confianza. Esta metodología puede usarse para determinar la probabilidad de éxito, en términos de hundibilidad, para un diseño de mina dado. También, en algunos casos, puede usarse como un indicador (KPI) para clasificar los diseños de mina alternativos o las secuencias de hundimiento alternativas en una unidad minera.

Modelo de Riesgo de Fragmentación La metodología convencional caracteriza la curva característica de asimetría de fragmentación para cada bloque minero en función de la altura del hundimiento (curva de fragmentación secundaria). Usando esta curva, el sobredimensionamiento esperado para cada punto de extracción se estima como un valor de toneladas extraídas entre los eventos colgados. Esta información se puede utilizar para estimar los requerimientos de la flota reducción de tamaño y los retrasos operacionales asociados a las colgaduras generadas. Por último, esta información y otros datos sirven como insumo para desarrollar el plan de producción a largo plazo. Sin embargo, el hecho de utilizar una única curva de fragmentación para toda la unidad operativa conlleva un alto nivel de incertidumbre. La metodología propuesta en este trabajo tiene como objetivo modelar la incertidumbre sobre la fragmentación dentro de la unidad del bloque o unidad de minería y cuantificar el riesgo financiero derivado del mismo. En una primera etapa, se desarrolla una curva de fragmentación primaria para cada celda geotécnica que está en o adyacente a la unidad operativa. Esta curva puede desarrollarse mediante el procesamiento de datos geotécnicos utilizando software específico. En una segunda etapa, se utilizan los valores del MRMR y de la fragmentación (expresados como porcentaje de sobredimensionamiento) para ajustar una curva de correlación estadística a partir de la cual se puede estimar la fragmentación (porcentaje de sobredimensionamiento) en función del MRMR para cada unidad geotécnica. A continuación, se elige un período de tiempo de unidad adecuado (por ejemplo, cuartos) y se puede estimar el sobredimensionamiento del porcentaje esperado para cada período de tiempo, en base a los valores de MRMR. Para ello, se deben considerar todos los bloques (modelo de bloque) que se encuentran dentro del límite de cada área dentro del 30% inferior de la altura de la columna, considerando que el modelo utiliza sólo la fragmentación primaria y se puede suponer que el tamaño de Mineral en el 30% inferior de la columna resulta solamente de la fragmentación primaria. Luego, se obtiene una relación empírica entre la variabilidad de la fragmentación y la variabilidad de la tasa de producción a partir de una operación similar y, finalmente, se realizan simulaciones para generar instancias aleatorias de valores MRMR para cada sector, lo que ofrece la posibilidad de estudiar la variabilidad de la fragmentación esperada y su efecto en el plan de producción. En resumen, la metodología propuesta permite estimar el desempeño esperado para cada sector y período de producción y, por lo tanto, predecir la variabilidad del plan de producción. Además, esta metodología proporciona datos detallados sobre las fuentes de riesgo, permitiendo así el desarrollo de una estrategia adecuada de mitigación del riesgo, como el empoderamiento de

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frentes productivos alternativos, la mejor estimación de la flota de equipos secundarios de reducción y su distribución, En casos más extremos, la redefinición de la red de extracción.

Caso en Estudio: Proyecto Minero Subterráneo de Chuquicamata La Mina Chuquicamata está ubicada cerca de la ciudad de Calama, en la Región de Antofagasta, Chile. En la actualidad, el mineral está siendo extraído por una operación a cielo abierto, pero debido a consideraciones económicas, rajo abierto será eliminado y, a partir de 2019, una operación subterránea tomará el control para recuperar la extensión de profundidad del mineral. El proyecto minero subterráneo de Chuquicamata explotará 1,7 mil millones de toneladas de reservas de mineral explotable con una ley promedio de 0.71% Cu, con una vida planificada de 45 años. El método de minería seleccionado es una variante del Block Caving con Macro Bloques. Este caso en estudio se basa en los dos primeros macro bloques a extraer (N1 y S1), que apoyarán la minería durante los años iniciales de operación, como se muestra en la Tabla 1.

Tabla 1 Plan de producción, macro bloques N1 & S1 Macro Bloque

N1

S1

Parámetro Producción (kton) Ley de Cu (%) Área Nueva (m2) Área Activa (m2) Razón de Extracción (ton/m2-día) Producción (kton) Ley de Cu (%) Área Nueva (m2) Área Activa (m2) Razón de Extracción (ton/m2-día)

2019 1.303 1,07 36.081 19.825

2020 2.736 1,08 0 36.081

Años 2021 5.994 1,23 0 36.081

0,19

0,21

0,47

0,50

0,68

1.369 1,06 37.696 20.769

2.739 1,09 0 37.696

5.890 1,22 0 37.696

6.282 1,20 0 37.676

5.178 1,02 0 33.159

0,18

0,21

0,44

0,46

0,44

2022 6.298 1,15 0 34.981

2023 5.021 1,00 0 20.843

Modelo de Riesgo de la Hundibilidad El análisis de la hundibilidad se basó en los datos de los macro bloques, N1 y S1, que son los primeros en entrar en producción. El caso de "aceptación de riesgo" se fijó en un nivel de confianza del 90%. Los valores "base" para el radio hidráulico de ambos macro bloques se fijaron en 28 m. Tal como se define en los estudios realizados por Codelco. Teniendo en cuenta que no hay un pilar de nervaduras entre ellos, ambos macro bloques tenían el mismo radio hidráulico y fueron tratados como una sola unidad con un hundimiento en dirección oeste a este. Para modelar una función de probabilidad para la clasificación MRMR, se consideraron los datos de todos los bloques (modelo de bloque) dentro del área superficial del radio hidráulico situado en el 30% inferior de la altura de la columna en ese sector. Se utilizó un módulo de software de

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Arena Input Analyzer para obtener el mejor ajuste posible a los datos. Esto resultó ser una distribución normal con media de 50.5 y desviación estándar 5.1. Utilizando el gráfico de Laubscher (Laubscher, 1990, 1994, 2001) se determinó el valor crítico del MRMR para el radio hidráulico de 28 m, este es el valor mínimo de MRMR que aseguraría la capacidad de ruptura al nivel de confianza del 90%. Se encontró que el valor crítico para MRMR era de 57,39 para una probabilidad de que se indujera el hundimiento del 91.17%. Esto es: P (MRMRNormal~(50.5; 5.1) ≤ MRMRCritical) = 91.17% En este caso, la probabilidad es mayor que el nivel de confianza requerido del 90% y por lo tanto, no fue necesario redefinir el radio hidráulico a un valor mayor que el valor "base" de 28 m. Se concluyó que un radio hidráulico de 28 m es lo suficientemente grande como para inducir el proceso de hundimiento y por lo tanto, el riesgo económico (impacto) asociado a la incertidumbre sobre la hundibilidad está dentro del nivel de aceptación.

Modelo de Riesgo de Fragmentación Como en el caso del modelo de de hundibilidad, el análisis del riesgo de fragmentación se basó en datos de los macro bloques, N1 y S1, y el caso de "aceptación de riesgo" se fijó en un nivel de confianza del 90%.

El sobredimensionamiento esperado para cada macro bloque se estimó como el promedio ponderado del sobredimensionamiento esperado para cada UGTB (celdas geotécnicas), componiendo la unidad minera considerada. Para este estudio de caso, se utilizaron datos para el primer año de operación. Los valores para cada bloque de macros se muestran en la Tabla 2. Tabla 2 Porcentaje de paso y sobredimensionamiento para los macro bloques N1 y S1

Macro Block N1 S1 Global

% Passing (<1.18 m3) 76.70 76.70 76.35

% Oversize (>1.18 m3) 23.30 24.00 23.65

En la Tabla 3 se muestran los parámetros de producción relevantes usados en este caso. Tabla 3 Parámetros relevantes de producción

Macro Block N1 S1 Total

# Drawpoints 146 152 298

Tonnes – first year (´000) 1303 1370 2673

Average Grade (%) 1.07 1.06 1.07

El estudio de fragmentación se basó en datos de cartografía geotécnica de las 55 celdas geotécnicas localizadas en o adyacentes a los macro bloques N1 y S1. El software BCF se utilizó

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para desarrollar una curva de fragmentación primaria para cada célula geotécnica primaria. A partir de estas curvas, se obtuvo un valor para sobredimensionado para cada celda geotécnica y se obtuvieron los valores de la clasificación MRMR para la misma celda. Finalmente, se utilizaron los pares (% sobredimensionamiento, MRMR) para ajustar el modelo exponencial de fragmentación. El mejor ajuste se muestra a continuación:

Figure 1 %Oversize and MRMR

%𝑂𝑣𝑒𝑟𝑠𝑖𝑧𝑒 = 6.07 𝑒 0,3402 𝑀𝑅𝑀𝑅 (1) Para determinar la variabilidad del MRMR a través del tiempo (es decir, trimestres), se utilizaron los valores del MRMR para cada unidad de bloque en el modelo de bloque del cuerpo mineralizado. Para cada trimestre, se utilizaron los datos del MRMR de las unidades del bloque dentro del 30% inferior de las columnas de puntos de extracción incluidos en el plan minero para obtener una distribución de mejor ajuste del MRMR para el semestre. Los resultados se muestran en la Tabla 4 a continuación. Tabla 4 Probabilidad de Distribución del MRMR a partir de cuartos.

Quarter 1 2 3 4

Model Normal Normal Normal Normal

Existe una relación muy significativa

Mean 48,1 52,5 52,2 60,9

St. Deviation 5,53 3,24 7,54 7,78

entre la fragmentación (expresada cómo %

sobredimensionado) y el rendimiento de la producción. El material de gran tamaño genera colgaduras en el punto de extracción, lo que provoca la interrupción de la producción. Cuanto

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mayor sea el % sobredimensionado, más frecuentes serán las interrupciones de la producción debidas a las colgaduras y menor será la tasa de producción. En este caso, Codelco proporcionó una relación empírica basada en observaciones en el estudio de los puntos de atracción. Esta relación se ha expresado como un factor de escala como se muestra en la ecuación 2: 𝐴−𝐵∙(%𝑂𝑣𝑒𝑟𝑠𝑖𝑧𝑒)

𝐹𝑎𝑐𝑡𝑜𝑟 = 𝐴−𝐵∙(%𝑂𝑣𝑒𝑟𝑠𝑖𝑧𝑒)

𝐵𝑎𝑠𝑒 𝐶𝑎𝑠𝑒

(2)

Con Factor > 0 Para cuantificar el impacto económico (riesgo financiero) asociado a la variabilidad de la fragmentación y su efecto sobre las tasas de producción, se realizó una simulación estocástica de 1000 iteraciones utilizando el software Crystal de Oracle. En este modelo de simulación, se genera un valor del MRMR para cada trimestre, utilizando las distribuciones de probabilidad en la Tabla 5. A continuación, se utiliza el modelo exponencial en la Ecuación 1 anterior para obtener el % sobredimensionado esperado para cada trimestre. Por último, se utiliza la relación empírica de la ecuación 2 para determinar el factor de ajuste de la producción que se aplicará a la producción de cada punto de extracción según el trimestre en que esté abierto a la producción.

RESULTADOS DEL CASO EN ESTUDIO Como se indicó anteriormente para el riesgo de hundimiento, el análisis de los resultados muestra que, para un nivel de confianza de aceptación de riesgo del 90%, el diseño actual cumple los requisitos y por lo tanto no debería tener ningún problema importante para que el proceso de hundimiento comenzara en la fecha estimada. Por lo tanto, el riesgo financiero asociado con la capacidad de ruptura cae dentro de niveles aceptables (bancables). En cuanto a la fragmentación, los resultados de la simulación (Figura 3) muestran que hay una probabilidad de más del 60% de pérdidas de producción en el primer año. Estas pérdidas de producción se estiman en 424 000 toneladas, lo que equivale a unos 3 días completos de producción en el período en que la operación alcanza las tasas planificadas. Además, hay más del 20% de probabilidad de que estas pérdidas sean iguales o superiores a 1 millón de toneladas en el primer año, lo que representa casi la mitad de la producción prevista para ese período. Esta gran variabilidad en las tasas de producción resulta de la variabilidad en las clasificaciones MRMR. Además, los mayores valores de MRMR se observan en puntos de extracción que operarán en el tercer y cuarto trimestres. Por lo tanto, las posibilidades de pérdidas de producción son mayores en los últimos seis meses del primer año de producción.

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Figura 2 Gráficos de Probabilidad y Probabilidad acumulada de las diferencias de producción anual

Para cuantificar el riesgo financiero derivado de la incertidumbre sobre la fragmentación, se realizó un cálculo de flujo de efectivo, basado en los parámetros establecidos por Codelco y un precio de Cu de 2.5 US $ / lb. Estos resultados se presentan en la Figura 3.

Figura 3 Simulación de la Fragmentación, probabilidad del impacto económico (US$)

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Del análisis de la Figura 3 se concluye que la probabilidad previamente estimada del 60% de una pérdida de producción de 424.000 toneladas en el primer año de producción representaría una pérdida de aproximadamente US$ 25 millones y aproximadamente un 10% de probabilidad de perder US$ 80 millones. Estas cifras son estimaciones de flujo de efectivo, que no tienen en cuenta el impacto económico adicional en el VAN del proyecto derivado de un retraso en el inicio del proyecto, que se ha estimado por una probabilidad del 20% de ser medio año o más. En resumen, cualquier retraso en las primeras etapas del proyecto podría reducir significativamente su valor global. Sin embargo, para cuantificar adecuadamente estos impactos económicos, se requeriría un análisis más profundo. Una posible medida de mitigación del riesgo podría ser, por ejemplo, el pre-acondicionamiento del macizo rocoso en los sectores a ser extraídos en el tercer y cuarto trimestres del primer año de producción, donde el macizo es considerablemente más competente (Codelco ya está considerando esta medida en su diseño). Una posible medida de control de riesgos sería implementar un diseño en la estrategia operativa, lo que permite una mayor flexibilidad en el funcionamiento general.

CONCLUSIONES Y ESTUDIOS POSTERIORES El modelo metodológico propuesto en este estudio permite cuantificar el riesgo económico asociado a la incertidumbre en dos de los parámetros más críticos que determinan el desempeño de la operación el Panel o Block Caving, son: Hundibilidad y Fragmentación. Normalmente, estos parámetros se calculan como un valor promedio para el bloque o la unidad minera; Sin embargo, a través de este estudio fue posible demostrar la importancia de considerar su variabilidad dentro de la unidad de explotación. Tanto la capacidad de ruptura del bloque como la fragmentación esperada en los puntos de extracción se representan en función de la Clasificación de Masas de Riego Minero, MRMR. Al hacerlo se da la posibilidad de representar la variabilidad de estos parámetros utilizando la función de variabilidad del MRMR y, al mismo tiempo, permitir un análisis conductual más profundo, para tener una mejor comprensión de los riesgos asociados. A través de la aplicación de la metodología de Gestión de Proyectos de Riesgo de Minas (MPRM) en las etapas de diseño e ingeniería minera del método por hundimiento, se pudo cuantificar el riesgo financiero asociado a los parámetros de riesgo relevantes. En general, este estudio proporcionó una mejor comprensión de las fuentes de raíz de la incertidumbre de contabilidad para el riesgo financiero. En el futuro será posible realizar un estudio más profundo de los riesgos y, por lo tanto, mejorar la fiabilidad de los parámetros relevantes. Los estudios futuros deberían centrarse en mejorar la fiabilidad de las relaciones propuestas en este estudio, específicamente la relación entre MRMR y la fragmentación, o entre la fragmentación y el rendimiento de la producción. Esta última relación es muy importante ya que depende de mediciones empíricas y por lo tanto es necesario llevar a cabo estudios específicos centrados en relacionar estas variables con el nivel de confianza requerido. Por otra parte, la metodología MPRM se ha aplicado con éxito a diversas etapas de la cadena de valor de un

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proyecto, abriendo la oportunidad de continuar estudiando las incertidumbres y los riesgos asociados en las etapas restantes.

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Estrategias de selección rápida para el desarrollo de túneles Sistemas de ventilación auxiliar Yiddy Heinz San Martín Lizana 1 (*), Juan Pablo Hurtado Cruz 2 1 Proyecto 2

Mina Chuquicamata Subterránea, Hatch

Profesor Asociado, DIMIN, Universidad de Santiago de Chile.

RESUMEN La selección de sistemas de ventilación auxiliar en proyectos de desarrollo de túneles puede ser difícil dependiendo de las diferentes limitaciones del proyecto, tales como tamaño y longitud de la sección, potencia disponible, condiciones ambientales, flota prevista y velocidades de avance y dimensiones del equipo, entre otros. Esto hace que definir un sistema de ventilación se torne en ciertos casos un proceso largo y trabajoso, debido a la falta de parámetros para evaluar las bondades del diseño en curso. Este trabajo muestra una metodología desarrollada y aplicada al análisis técnico y económico para diversas alternativas de sistemas auxiliares de ventilación en el desarrollo de túneles mineros. Las variables representadas son los diferentes componentes de los sistemas de ventilación aplicado a cinco diferentes secciones transversales del túnel. Las configuraciones del sistema de ventilación auxiliar consideradas en este estudio están acorde a la normativa Chilena vigente. La metodología propuesta en este trabajo consiste en elaborar escenarios pre-calculados que permitan un acercamiento más rápido al diseño de sistemas auxiliares de ventilación en desarrollos horizontales considerando menor costo de inversión (CAPEX) y operación (OPEX) cumpliendo con las regulaciones locales. Para esto se debe recopilar la información disponible del proyecto minero, que se convierte en los caso de estudio para el cálculo de los diversos parámetros de los sistemas de ventilación auxiliar. Luego, se estiman los márgenes técnico y económico para seleccionar el tamaño del conducto, la rugosidad del material y los parámetros geométricos en la configuración de los sistemas auxiliares de los túneles de minería para, finalmente, seleccionar la variante más adecuada en relación al período de duración del proyecto. Esta estrategia entrega facilidad y rapidez en

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el cálculo y análisis de los costos asociados con los sistemas de ventilación auxiliares de ventilación para la construcción de túneles mineros.

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INTRODUCCIÓN El problema planteado en este estudio es la falta de una metodología para reducir el rango de búsqueda y la preselección de sistemas de ventilación auxiliares adecuados para la construcción de túneles dentro de los proyectos mineros. La preselección de los sistemas auxiliares de ventilación debe estar respaldada por criterios de diseño acordes con los requisitos reglamentarios de cada país. Esto se aplica a cualquier desarrollo subterráneo y a los sistemas de ventilación auxiliares de construcción de túneles. Es común encontrar configuraciones inadecuadas de circuitos de ventilación con deficiencias significativas que causan interferencias y retrasos con los desarrollos mineros, así como un aumento en la pérdida de energía. Además, la instalación de materiales no aptos para la construcción de los circuitos de ventilación también produce un aumento de los costos energéticos debido al sobredimensionamiento del ventilador. Otra consecuencia de esta falta de criterios claros de diseño y su correcta implementación, se refleja en fugas excesivas de flujo en los conductos, acoplamientos, adaptadores y taponamientos creando condiciones no estándar en términos de cantidad y calidad de aire en la frente. Esto puede resultar en tasas de desarrollo más bajas debido a un período más largo de limpieza después de la fase de tronadura e inadecuadas condiciones ambientales para los trabajadores. Finalmente, la suma de estos factores da lugar que los costos de desarrollo sean innecesariamente mayores. La mayor parte del trabajo bibliográfico identificado para sistemas de ventilación auxiliar, se ha concentrado principalmente en avanzar la comprensión de tales sistemas bajo diferentes escenarios. Este trabajo desarrolla una metodología para ayudar a acelerar la selección de sistemas de ventilación auxiliares para diferentes requerimientos de flujo de aire y condiciones de conducto. Se presenta un caso estudio para validar la metodología propuesta.

ESTADO DEL ARTE La ventilación auxiliar de túneles ha sido estudiada por varios autores, dentro de los cuales se destacan las obras de Vutukuri,VS (1984) el cual realiza estudios respecto a la ventilación de túneles con la utilización de conductos de largas distancias, donde se emplea un sistema de ventiladores múltiples instalados en serie, las que se encuentran espaciados en forma equidistante de acuerdo a las caídas de presión del sistema. Su estudio busca minimizar las pérdidas por filtración generadas a causa de un alta presión positiva al ingreso del ducto realizando segmentación y distribución homogénea de ventiladores. Otros autores como Miller (1984) realizaron estudios respecto al cálculo de factores de corrección por rugosidad en codos con tuberías de pared lisa, factores de interferencia en combinación de las singularidades existentes en sistemas de conductos relacionadas con sus respectivos diámetros. McPherson (2009) destaca las singularidades de curvas (codos) proponiendo que los valores de los factores de interferencia pueden ser superiores o inferiores a una simple suma entre dos o más factores de pérdida de las singularidades en interacción.

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Adicionalmente, las relaciones empíricas realizada por Hartman (1982), Idelchik (1989) y Benedict (1980) son de gran importancia para la ventilación ya que establecen valores para ciertas relaciones de flujos y geometrías realizados en conductos circulares y rectangulares. Miller (1984) realizó estudios para distintas geometrías de uso común (Tee y codos), con amplia gama de relaciones de flujo y ciertas relaciones geométricas, para ductos circulares en singularidades de dos y tres vías. D.M.Hargreaves & I.S. Lowdes (2006) realizaron simulaciones basadas en modelos de dinámica de fluidos computacional (CFD) en estado estacionario para replicar los patrones de flujo de ventilación vistos en las frentes de túneles durante las diversas etapas de un ciclo de corte y atornillado. Los resultados obtenidos de estas simulaciones se compararon con los datos obtenidos de una serie de experimentos de ventilación a gran escala llevados a cabo dentro de un conducto de desarrollo rápido de una mina de carbón británica representativa, concluyendo que los modelos CFD pueden ser utilizados con éxito para identificar las características de ventilación asociadas con los diversos sistemas de ventilación auxiliar durante un ciclo. Posteriormente, Toraño et al (2009) realiza estudios en minas de carbón midiendo el comportamiento de las velocidades del aire y las concentraciones de metano de la mina, luego modelando mediante CFD (4D) este comportamiento en frentes ciegas ventiladas con ductos de ventilación. Concluye en su estudio que puede haber algunas zonas del túnel en las que la concentración de metano es mayor que los valores de regulación, esto debido al flujo de aire y al comportamiento del metano en el túnel con la presencia de zonas muertas y el hecho de que sólo una parte del flujo de aire proporcionado por el ventilador alcanza frente de trabajo. Su aporte en la aplicación del modelado CFD permite saber en qué zonas del túnel puede ser necesario reforzar la ventilación forzada por sistemas adicionales. Jade (2008) estudia las pérdidas por choque en unión de sistema de ventilación minera con ductos de sección rectangular, considerando la rugosidad experimentalmente, la que provoca un efecto considerable en el coeficiente de pérdida. También realiza experimentos para validar simulaciones numéricas en ductos lisos y poder comparar con los resultados de Hartman (1982) e Idelchik (1989). Concluye que el enfoque se debe realizar sobre los cambios en perfiles de velocidad, parámetros de turbulencia, vórtices, características de recirculaciones de flujo, esfuerzo en las paredes y cambios de gradientes de presión en las singularidades estudiadas. En su investigación De Souza (2009) desarrolla cálculos para el diseño preliminar de ventilación en frentes, obteniendo rangos de volúmenes de aire y velocidades requeridas para ventilar distintas situaciones dentro de túneles. Como se indicó anteriormente, la mayor parte de la investigación publicada se ha concentrado en el modelamiento de los sistemas de ventilación auxiliar. Este estudio se centra en el desarrollo de una metodología que puede aprovechar los resultados para proponer la adecuada ventilación auxiliar según diferentes restricciones de desarrollo.

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METODOLOGÍA PROPUESTA Para resolver el problema, se propone una metodología que permite la selección rápida o aproximación de los circuitos auxiliares de ventilación en base a los parámetros locales específicos de cada proyecto. Esto es variable dependiendo de la geometría, geopolítica y economía de cada lugar. Esta metodología se descompone en un conjunto de secuencias de pasos. La Figura 1 presenta un diagrama con los pasos de esta metodología. ● La primera etapa del estudio consiste en una recopilación de información correspondiente al estudio de ventilación, incluyendo proyectos en desarrollos actuales y de reciente construcción que permitan obtener parámetros técnicos y económicos del nivel de servicios utilizados para la construcción de circuitos de ventilación en minería local. En este caso, se empleará la normativa legal chilena vigente que rige en materia de salud y seguridad ocupacional. ● Se realiza un análisis comparativo de las características del conducto suministrado por diferentes proveedores, centrándose principalmente en el material de construcción, secciones y dimensiones del conducto, factor de rugosidad, tipos de accesorios y precios. La Figura 2, Figura 3, Figura 4 y Figura 5 representan ejemplos de conductos seleccionados para realizar los cálculos en este estudio.

Figura 1 Metodología de desarrollo

Figura 2 Instalación de conducto ovalado

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Figura 3 Instalación de conducto liso


Figura 4 Conducto metálico

Figura 5 Instalación de conducto dúo

● Luego se hace una revisión y selección de los diferentes tipos de circuitos factibles a aplicar para los sistemas de ventilación auxiliares acorde a la construcción de túneles, en la cual se deben considerar las características geométricas del túnel y las características de construcción. La Figura 6 y la Figura 7 ejemplifican el diseño del túnel, incluyendo el equipo de manejo de material y los conductos auxiliares de ventilación, donde se puede observar que la distancia mínima de seguridad de 0,5 m entre el equipo y la ductería es respetada en ambos casos. El análisis de factibilidad técnica de los circuitos propuestos muestra que los parámetros geométricos de la sección del túnel son de vital importancia para ser considerados para la construcción de sistemas de ventilación, los cuales deben siempre incluir un despeje adecuado que permita la libre circulación del equipo dentro del túnel sin interferir con los sistemas de ventilación.

Figura 6 Ducto dúo de diámetro 1,0m en túnel de sección 4.5m x 4.5m.

Figura 7 Ducto simple de diámetro 1,0m en túnel de sección 5.5 m x 5.5 m.

● Se realiza el análisis de la factibilidad técnica de construcción de los distintos circuitos propuestos, incluyendo una visión crítica con respecto a materias de constructibilidad minera (respecto de ciclos mineros, restricciones geomecánicas, diseños mineros, entre otros) ● Se realiza el cálculo del requerimiento de aire fresco de acuerdo a la normativa, la cual indica: ● 2,83 m3/min de requerimiento por cada Hp de equipo diésel ● 2,83 m3/min de requerimiento por cada individuo en el área expuesta

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS ● En el caso de explosivos debe considerarse el tiempo de ventilación y la concentración de gases que exige la ley. ● Se determina un factor de pérdida que se fundamenta en la cantidad de uniones, pendiente del sistema, tipo de material y porosidad de material (ducto). ● Se realiza el cálculo de la resistencia y caída de presión del sistema utilizando la ecuación de Atkinson:

∆𝑃𝑒 =

𝐾 ×𝐿×𝑃×𝑄3 𝐴2

(1)

Donde: K =

Coeficiente de fricción [kg/m3]

L =

Longitud de túnel [m]

A =

Área de ducto [m2]

P =

Perímetro deLL ducto [m]

Q =

Caudal másico [m3/s]

● Se calcula el tiempo de construcción del túnel mediante la aplicación de un rendimiento promedio desarrollado y generado en la investigación de Vargas (2012) de 150 metros de avance cada mes. ● La caída generada por el choque del ducto considera choques de entrada de ducto, salida de ducto, adaptadores, codos y curvas, y se desarrolla de la siguiente forma: 𝑃𝑥 =

𝑋 ∙𝜌∙𝑣 2 2

(2)

Donde: 𝑋 =

Factor de pérdida por choque

𝑣 =

Velocidad del flujo (m/s)

𝜌 =

Densidad de aire (1,2 kg/m3 es el valor usado en esta investigación)

● El cálculo de la potencia total se realiza para la potencia hidráulica, potencia efectiva al freno (con una eficiencia de motor de 65% como estándar para el ejemplo a desarrollar) y potencia eléctrica (con una eficiencia eléctrica de 90% como estándar). ● Cálculo y análisis de las variables económicas que son incluidas en los sistemas de ventilación minera en el estudio, tales como costos de construcción y costos de operación. De esta minera, el costo de la ventilación para la construcción del túnel está dado por: -

El costo de adquisición del equipo e instalación

-

El costo de adquisición de la ductería flexible y los elementos de control de flujos (codos, reguladores y adaptadores)

-

Costo de instalación de sistema

-

Costo de mantención del sistema

-

Costo de consumo energético

565


El costo de la adquisición del equipo de ventilación se calcula de acuerdo al costo proyectado por los proveedores de ventiladores al cual se le agrega el costo de instalación del equipo (el cual se encuentra en función de la potencia del ventilador). El costo se estima en 239,4 US$ por cada kW de potencia instalada.

El costo de adquisición sumado al costo de instalación y mantención de la ductería será el resultado de la multiplicación del largo de la ductería [m] por el costo lineal [US$/m] según el tipo de ducto utilizado. El costo de ductería se determina a partir de un análisis de mercado de los proveedores local y se muestra en la Figura 8.

Figura 8 Costo lineal de ducto por sección de conducto

El análisis comparativo de los diferentes métodos se realiza desde un punto de vista económico y técnico (viabilidad de la construcción). En particular, el análisis de viabilidad permite reducir el número de estudios de casos para una posterior evaluación económica de los sistemas de una manera más limitada y sencilla. Cabe mencionar la reducción de los casos de estudio de 450 inicialmente existentes a los 103 casos finales a analizar. La Figura 9 representa el resultado del análisis de factibilidad, donde las celdas grises representan aquellos circuitos que no son geométricamente factibles, las celdas rojas representan los circuitos que no son técnicamente viables y las celdas verdes representan los circuitos viables de construir.

566


Figura 9 Resultado de análisis de factibilidad

El cálculo de las potencias para los diferentes circuitos indica que los conductos que tienen la mayor área abierta (diámetro o sección) son los que presentan menos consumo de energía al sistema. Por otro lado, los sistemas de menor dimensión están compuestos por

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ducto Dúo, seguido por el ovalado y el conducto simple. Además, el tipo de material juega un papel directo en los resultados de este ítem.

RESULTADOS Resultados generales por sección Con las secciones utilizadas, costos totales y parciales considerados, se ha elaborado la Figura 10, que muestra un gráfico con los sistemas de ventilación más convenientes según las dimensiones de la sección, en términos de costo por metro de desarrollo. De este gráfico se pueden obtener varias observaciones importantes, tales como: ● En secciones de menor dimensión el costo de la energía predomina, lo cual decrece a medida que aumenta la sección transversal. Esto se debe a la presión que debe suministrarse para superar las pérdidas de carga en secciones dúctiles de menor dimensión. ● En la sección de mayor dimensión el costo del conducto aumenta significativamente debido al aumento de la sección transversal. ● El costo del ventilador tiende a disminuir con las secciones más grandes. La razón de esto es que se requieren presiones de trabajo más bajas para los ventiladores. ● Por último, el costo total tiende a disminuir con secciones mayores.

Figura 10 Resumen de costos para casos más favorables por sección de túnel

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Caso de estudio Para demostrar la metodología se desarrollará un caso estudio siguiendo el procedimiento mencionado. El supuesto consta de los siguientes datos iniciales:

●

Ancho y alto de sección: 4,5 metros x 4,5 metros

●

Tipo de fortificación: Pernos helicoidales y malla ACMA

●

Largo del túnel: 1.000 metros.

●

Los equipos utilizados para la construcción son un cargador (motor a combustión diésel de 250 Hp) un camión (motor a combustión diésel de 300 Hp) un equipo de levante (motor eléctrico) y un equipo acuñador (motor eléctrico)

●

Personal en trabajos paralelos: 10 trabajadores

●

Se utilizará un sistema de ventilación de tipo Dúo (impelente) con ductería flexible de diámetro 1.5 m

●

Días de trabajo para finalizar obra: 200 días (2 turnos de 12 horas cada uno)

Los resultados del cálculo para el caso estudio se resumen en la Tabla 1, Tabla 2, Tabla 3, Tabla 4 y Tabla 5. Tabla 1 Parámetros geométricos de túnel y ducto.

Parámetros geométricos ID

Área (m2)

Perímetro (m)

K (kg/m3)

Largo (m)

Galería

18,85

15,57

0,0121

1.000

Ductería

1,77 (c/u)

4,71 (c/u)

0,0037

1.000

Tabla 2 Resultado de caudal requerido

Caudal requerido ID

m3/s

Caudal Requerido

33,0

Pérdidas por

17,5

filtración Caudal Total

40,1

Tabla 3 Resultado de cálculo de resistencias en túnel y ducto

ID

Resistencia Pared Choque Total

Unitaria

Galería

0,028

0,003

0,031

0,000

Ductería

0,783

0,078

0,861

0,086

0,892

0,089

Total

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Tabla 4 Resultado de cálculo de parámetros operativos de ventilador.

Parámetros operativos Caudal

Presión

Aire

Freno

40,1

1.434

58

88

Potencia Eléctrica 98

Tabla 5 Resumen de costos asociados a ventilación auxiliar.|

Resumen de Costos Ítem

Costo total [US$]

Costo unitario [US$/m]

Adquisición ventilador

21.183

21,2

Adquisición Ductería

40.680

40,7

Consumo energético

19.812

19,8

Capex

61.863

61,9

Opex

19.812

19,8

Total proyecto (ventilación)

81.675

81,7

La Figura 11 presenta el gráfico de comparación entre los costos presentados en la Tabla 5.

Figura 11 Resumen del costo del estudio de caso

La figura 12, la figura 13, la figura 14 y la figura 15 representan el cálculo de la potencia para los ductos de 0,8 m (1,0 m x 0,6 m ovalado), 1,0 m (1,5 m x 0,9 m ovalado), 1,5 m (2,0 m x 1,2 m) y 2,0 m (2,5 m x 1,5 m ovalado), respectivamente, para los casos factibles en estudio.

570


Figura 12 Cálculo de la potencia hidráulica para diámetros de 0,8 m (1m x 0,6m ovalado)

Figura 13 Cálculo de potencia hidráulica para diámetro de 1,0m (1,5m x 0,9m ovalado)

Figura 14 Cálculo de la potencia hidráulica para un diámetro de 1,5m (2,0m x 1,2m ovalado)

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Figura 15 Cálculo de la potencia hidráulica para un diámetro de 2,0m (2,5m x 1,5m ovalado)

CONCLUSIONES Este estudio sugiere una metodología práctica para la selección rápida de sistemas de ventilación auxiliar para la construcción de túneles. El desarrollo de un estudio de caso se utilizó para demostrar con éxito la aplicabilidad de la metodología. Como era de esperar la metodología concluyó resultados conocidos, tales como que las secciones de túnel de mayor tamaño tienen menor costo de energía y costo de suministro de ventilador para el mismo requerimiento de flujo de aire, esto debido a la viabilidad de instalar conductos de mayor área. El material del conducto también juega un papel importante en el consumo de energía. La conclusión más relevante de los resultados obtenidos es que incluso si el costo del conducto tiende a aumentar con secciones mayores, ya que el conducto de mayor tamaño puede montarse adecuadamente en la sección transversal, el costo total tiende a disminuir. Esta última conclusión no es necesariamente intuitiva y hace hincapié en la importancia de una distancia de seguridad adecuada para el tránsito de los equipos que se utilizarán en cada desarrollo.

AGRADECIMIENTOS Este trabajo fue apoyado por el Proyecto de Investigación Dicyt número 051515HC ejecutado en la Universidad de Santiago de Chile.

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REFERENCIAS Benedict, R, 1980, ‘Fundamentals of pipe flow’, John Wiley & Sons, New York, United States. De Souza, E, 2009, ‘A practical guide to mine ventilation design and control’, Queen's University, Kingston, Canada. Jade, S, 2008, ‘An experimental and numerical study of two-way splits and junction in mine airways’, North American Mine Ventilation Symposium, United States. Hartman, H, 1982, ‘Mine ventilation and air conditioning’, John Wiley & Sons, New York, United States. Hargreaves, D & Lowndes, I, 2006, ‘The computational modeling of the ventilation flows within a rapid development drivage’, University of Nottingham, Nottingham, UK. Idelchik, A, 1989, ‘Fundamental Handbook’, Atlanta, United States. Martínez, R & Contreras, E, 1992, ‘Selección computacional de equipos auxiliares de ventilación’, Universidad de Santiago de Chile, Santiago, Chile. Mc Pherson, M, 2009, ‘Subsurface Ventilation Engineering’, University of Nottingham, Nottingham, England. Miller, D, 1984, ‘Internal Flow Systems’, Cranfield, UK. Navarro, C & Vargas, J, 2012, ‘Simulación de ciclos de construcción subterránea utilizando el método de Montecarlo proyecto Minera San Pedro Olivo’, Universidad de Santiago de Chile, Santiago, Chile. San Martín, Y 2016, ‘Desarrollo de una metodología para la selección de sistemas de ventilación auxiliar en túneles para faenas mineras’, Universidad de Santiago de Chile, Santiago, Chile. Toraño, J, Torno, S, Menendez, M, Gent, M, Velasco, J, 2009, ‘Models of methane behaviour in auxiliary ventilation of underground coal mining’, Oviedo University, Asturias, Spain. Vutukuri, VS, 1984, ‘Design of Auxiliary Ventilation Systems for Long Drivages’, 5th Australian Tunnelling Conference, Sydney, N.S.W.

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Innovaciones tecnológicas que generaron un valor agregado al proyecto en Peña Colorada J.A. Villa Mena 1(*), J.D.L.L. 2, R.E. Vivas 3, Claudio Galleguillos4 1

Peña Colorada, Colima, México

2

Portugal Reyna, Peña Colorada, Colima, México

3

Hexagon Mining, Tucson, AZ

4

Hexagon, Chile

RESUMEN Situada en el estado de Colima, Peña Colorada es una de las mayores operaciones de mineral de hierro en México. El proyecto es propiedad en partes iguales de ArcelorMittal y Ternium. Aunque goza de una capacidad de producción de 4,1 Mt / a (4,5 millones de stpy) de concentrado por año, Peña Colorada se enfrenta a la disminución de las leyes de mineral. Para responder a esta situación, Peña Colorada tuvo que ampliar aún más la producción. Esta expansión creó varios desafíos que fueron superados por la adopción y aplicación de nueva tecnología. Ejemplos de estas innovaciones tecnológicas se discuten en detalle en este artículo e incluyen mejoras en el geomodelado, la planificación minera y las operaciones mineras. La implementación exitosa de estas tecnologías se ha pagado muchas veces y ha llevado a mejoras significativas en la producción y el rendimiento, reduciendo al mismo tiempo los costos operativos y reduciendo la variación entre la planificación y la ejecución.

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DESCRIPCIÓN DEL PROYECTO Peña Colorada es una empresa minera que produce cerca del 30 por ciento del mineral de hierro en México. Este proyecto genera cerca de 1.200 empleos directos y 3.000 empleos indirectos, haciendo una importante contribución a la economía local. Igualmente, Peña Colorada invierte en sus comunidades locales a través de numerosos programas educativos, becas, acuerdos universitarios, desarrollo social, acuerdos ambientales, etc. Las operaciones de Peña Colorada consisten en una mina a cielo abierto ubicada en Minatitlán y una planta de pellets ubicada en la ciudad portuaria de Manzanillo, como se muestra en la Fig. 1:

Figura 1 Mapa de Ubicación

INNOVACIONES TECNOLÓGICAS La mayoría de los proyectos mineros en todo el mundo suelen seguir la lógica de "extraer el mejor mineral siguiente". En consecuencia, las leyes de cabeza tienden a disminuir durante la vida de la mina. En el caso de Peña Colorada, las disminuciones de las leyes de cabeza combinada con una disminución de los precios del mineral de hierro obligaron a la operación a adaptarse a un nuevo entorno del negocio y adoptar nuevas tecnologías para hacer frente a estos desafíos. Sin embargo, el primer paso a lo largo de este proceso fue aumentar la confianza y la fiabilidad del modelo de recursos. Esta tarea incluyó campañas de perforación adicionales junto con técnicas de modelado más detalladas. Una vez completado el modelo de bloques, se evaluaron los nuevos estudios de optimización y producción con nuevas herramientas de optimización que mejoraron muchos aspectos del plan de la mina. El modelo de bloques Peña Colorada ha sido sometido a 3 ampliaciones para reflejar información adicional no disponible en el pasado. El modelo se ha expandido al Este y Suroeste. La expansión más reciente del modelo

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aumentó el número total de bancos a 98 como resultado de exploraciones resultantes positivas. Del mismo modo, se prepararon nuevos estudios geotécnicos, que proporcionaron nuevas directrices para el diseño de taludes del pit, y se implementó una nueva tecnología para monitorear el movimiento del suelo y la estabilidad de taludes. En la Fig. 2 se muestran dos vistas de modelos de bloques seccionales en MineSight 3D de Hexagon Mining, junto con los diseños de pit y sólidos geológicos.

Figura 2 Vistas del Modelo en MineSight 3D de Hexagon Mining

Igualmente, Peña Colorada implementó un nuevo sistema de gestión de flota para monitorear la operación y asegurar la ejecución y cumplimiento del plan, capturando así en terreno el valor del proyecto según lo previsto en el plan de la mina. Sin embargo, siempre hay una diferencia entre el plan y la realidad. Esto se ha reducido significativamente con la adopción del mejor software de planificación minera y de sistema de gestión de flota. La implementación de estas tecnologías Hexagon Mining redujo el abismo entre lo que es y lo que debería ser; Y ayudó no sólo a dar forma al cambio inteligente, sino también a desbloquear y darse cuenta del valor del proyecto.

SOFTWARE DE PLANIFICACIÓN MINERA El Depósito Peña Colorada comprende tres estructuras principales afectadas por un sistema de fallas moderado, desde una perspectiva de recursos minerales. Estas tres estructuras controlan la geología en términos de características de material explotable. El modelo de recursos minerales se construyó en dos etapas: 1) construcción del modelo geológico y 2) modelación numérica de los atributos. La construcción del modelo geológico implica el procesamiento de la campaña de sondajes teniendo en cuenta la escala mínima de interpretación geológica y la

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construcción de sólidos circundantes. La campaña de sondajes se procesó a través del uso de las herramientas MineSight Compass, MineSight Torque (herramienta para administrar información de sondajes, barrenos y datos tipo punto) y MineSight 3D (edición de intervalos de ensayo). Los cuerpos geológicos se construyeron como sólidos geométricos utilizando la herramienta MineSight Implicit Modeling para caracterizar con precisión los contactos geológicos. El modelado numérico de atributos comprende la estimación de leyes por kriging ordinario localizado. Por último, la clasificación de los recursos minerales toma en cuenta la geología del yacimiento, los diferentes tipos de campañas de sondajes y las regiones perforadas. Debido a que Peña Colorada es un proyecto operativo, el modelo de recursos minerales fue construido de manera que permite el cálculo del inventario tanto para el material geológico como operacional. Uno de los avances tecnológicos implementados fue la adopción de MineSight Economic Planner (MSEP). Esta herramienta se utiliza principalmente para determinar los límites económicos del pit basados en el valor del bloque y las recomendaciones de ángulo, como se muestra en la Fig. 3.

Figura 3 Vista en sección de los Resultados de Optimización de Pit

MSEP puede modelar ángulos complejos por zonas y ángulos complejos por zona y azimut. Esta funcionalidad no estaba disponible para Peña Colorada en el pasado, y permitió a la compañía seguir las recomendaciones de ángulos en sus diseños de pit para una operación más segura y productiva. La figura 4 muestra los diseños de pit siguiendo las cáscaras de pit de LerchsGrossmann (LG).

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Figura 4 Diseños de Pit siguiendo cáscaras LG

Uno de los problemas encontrados con respecto al proceso de optimización de pit, fue el tiempo requerido para ejecutar la evaluación económica. Esto ha mejorado con el tiempo con motores más inteligentes y más potentes. Sin embargo, el algoritmo de Lerchs-Grossmann que fue el estándar durante muchas décadas ha sido desafiado por la llegada de nuevos algoritmos. Más específicamente, hay casos de optimización de pit en los que el algoritmo Pseudoflow puede producir los mismos resultados que el LG en una fracción del tiempo.

Por más de 40 años, Peña Colorada se ha enfrentado a muchos desafíos, algunos de los cuales no representaban tanto riesgo cuando la mina estaba operando con mayores leyes de corte. Una vez que la mina comenzó a transitar a las zonas de baja ley, había menos espacio para el error. En el pasado, Peña Colorada utilizó herramientas internas (Rescon & Resc) para generar planes anuales. Estas herramientas internas se complementaron con Excel y AutoCad. Sin embargo, estas herramientas manuales no optimizaron el valor del proyecto, por lo que Peña Colorada recurrió a MineSight Schedule Optimizer (MSSO), que ayudó a la mina a optimizar la ley de corte y la estrategia de enrutamiento de materiales, cumplir metas de calidad / cantidad e integrar el plan de extracción con el plan de transporte y el plan de descarga en una sola herramienta. Todos estos aspectos del plan de la mina tienen un gran impacto en el valor del negocio. Por ejemplo, después de evaluar múltiples alternativas con MineSight Schedule Optimizer, quedó claro que se necesitaba una expansión de la mina para maximizar el valor del proyecto. Por lo tanto, el rendimiento del molino casi se duplicó, mientras que se adquirió nuevo equipo para realizar el aumento de la producción desde el pit. MSSO fue utilizado para evaluar este proyecto de expansión y la adquisición de palas más grandes (P & H 4100 XPC) y camiones más grandes, (CAT 789C y 793F). Los costos de los proyectos de expansión de minas son del orden de cientos

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de millones de dólares a unos pocos billones de dólares. Por lo tanto, invertir en una herramienta de optimización como MineSight Schedule Optimizer es fácil de justificar ya que puede guiar importantes decisiones de inversión de capital y cuesta menos que los neumáticos de un camión de transporte. MSSO puede replicar la planificación de cualquier operación a cielo abierto de camión y pala y mejorar su valor y accesibilidad, ya que tiene tanto la optimización y controles manuales que producen un plan práctico. En el pasado, existían planificaciones a largo plazo que eran óptimos, que no podían implementarse en las operaciones y había planificaciones a corto plazo que eran prácticos, pero no óptimos. MSSO cerró esa brecha y produjo planes estratégicos y tácticos que son prácticos y óptimos para una visión integrada de planificación minera a través de múltiples horizontes de planificación, proporcionando un plan claro que se puede realizar en las operaciones. Del mismo modo, MSSO se utilizó para evaluar y optimizar el plan de descarga en botadero. Los resultados de la optimización generaron un plan con menos desgaste requerido en los períodos anteriores y una combinación de vaciados cortos y largos que equilibraron las horas del camión durante la vida útil en la planificación y redujeron realmente el número de camiones requeridos. Las ganancias estimadas derivadas de este estudio de optimización ascendieron a aproximadamente $ 35 millones en valor de proyecto.

MineSight Schedule Optimizer ha alterado positivamente el panorama de planificación de la mina. La transformación en Peña Colorada ha sido significativa en el departamento de planificación minera. MSSO permite la evaluación de múltiples alternativas, mezclas y secuencias de mina mucho más rápido que antes. El programa es capaz de trabajar con múltiples tipos de materiales, tipos de planificación, clasificación de reserva, tipos de roca, etc., dando al ingeniero la oportunidad de analizar detalles que no se reflejaban antes en los planes. Los informes se pueden crear y configurar fácilmente. Los requerimientos del camión se calculan con base en los tiempos de ciclo obtenidos en terreno y corroborados por el sistema de gestión de flota. El programa informa de las distancias de transporte requeridas para el consumo de combustible e indica cuándo los camiones de transporte han de ser reemplazados en la planificación. La presentación de informes ricos a través de resultados analíticos y gráficos permite una comunicación y un entendimiento efectivos entre la planificación de la mina y otros departamentos.

SISTEMA DE GESTIÓN DE FLOTA Seguir el plan minero en operaciones fue un gran reto en Peña Colorada antes de la implementación del sistema de gestión de flota (FMS). La capacidad de monitorear en tiempo real la ubicación de los camiones, palas, bulldozers, etc., fue una importante innovación tecnológica para asegurar que el plan se mantuviera en el buen camino. Ahora, el ingeniero y operador de planificación de la mina pueden comunicarse y ajustarse para realizar los cambios necesarios, reduciendo así las desviaciones del plan. Con la adopción de un sistema de gestión

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de flotas, se pueden crear informes múltiples para informar los indicadores clave de rendimiento (KPI) y medir el rendimiento. Se dice que "el efecto observador" es particularmente cierto para los operadores de mina. Una vez que se implementaron los sistemas de monitoreo, los comportamientos de las personas cambiaron porque sabían que estaban siendo observados y monitoreados. Antes de la implementación de la FMS en Peña Colorada había poca responsabilidad por parte del operador. Múltiples retrasos, interrupciones prolongadas y falta de equipo no eran inusuales. Todos estos factores se suman y cobran tributo a la productividad y la rentabilidad. El control de activos y el monitoreo han hecho una diferencia drástica y el equipo que falta es una cosa del pasado. El FMS optimiza los tiempos de ciclo de transporte y dirige los camiones al mejor destino según el tipo de material, las rutas disponibles, las condiciones del tráfico minero, etc. La Figura 5 muestra en tiempo real una captura de pantalla del sistema de gestión de la flota mostrando los camiones, excavadoras, bulldozers, rutas de remolque, topografía, estructuras, etc. En total hay cinco excavadoras y 26 camiones de carga más los bulldozers, En Peña Colorada.

Figura 5 Monitoreo de minas en tiempo real

En cuanto a las perforadoras, los planificadores solían ir a terreno para inspeccionar físicamente el progreso y anotar cuántos pozos se han perforado, cuántos permanecen, etc. Ahora pueden ver el patrón de voladura en tiempo real y ver cuántos pozos se han perforado, cuántos permanecen, pueden mirar los KPI de la perforadora y obtener métricas sobre la tasa de penetración, la profundidad del pozo, perfiles de pozo, etc Además, las perforadoras están equipadas con GPS de alta precisión y esto ha sido muy valioso como han notado un aumento en la productividad ya que ya no es necesario estacar los collares en el terreno. Peña Colorada se encuentra en una zona de huracanes y las tormentas suponen un riesgo para la seguridad.

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Un sistema de alerta cambia de naranja a rojo si se aproxima una tormenta. En la alerta roja, los topógrafos no podían estar en el terreno marcando los collares para ser perforados. Las alertas podrían durar seis horas o más, y en muchos casos las perforadoras se quedarían atrás y la producción sufriría. Ahora, las coordenadas del collar se pasan del planificador al operador digital con los sistemas GPS de alta precisión, eliminando la necesidad de que los topógrafos estén marcando los collares en el terreno. La Figura 6 muestra una captura de pantalla que muestra el patrón de voladura en tiempo real, y los planificadores pueden comprobar el progreso de la perforadora. El FMS muestra los pozos ya hechos en rojo, los pozos restantes en azul y los KPI para la perforadora. Los operadores y planificadores pueden comunicarse y cualquier desviación puede ser ajustada según sea necesario en tiempo real.

Figura 6 Progreso de perforación real y KPIs

El sistema guiado de alta precisión permite una localización exacta del pozo de voladura, la supervisión de los datos de producción y el hardware se puede instalar fácilmente en la cabina del operador.

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Figura 7 Guía de alta precisión

Por último, cabe señalar que los informes de producción tardaban muchas horas en completarse y requerían personal dedicado a ese fin. Además, la información era comunicada verbalmente y registrada a mano, lo que resultó en muchas imprecisiones y errores, comprometiendo la validez de los informes. Después de la implementación del FMS, los informes de producción se realizan con un solo click y la información es confiable y en tiempo real (Fig. 8).

Figura 8 Reportes de producción FMS

Los informes de producción generados por el FMS permiten el monitoreo de la operación y proporcionan métricas para medir el desempeño. Del mismo modo, los informes de producción se concilian con los pronósticos de planificación para asegurar el cumplimiento del plan. Por lo tanto, la diferencia entre la planificación y la ejecución puede entenderse, medirse y reducirse para que el máximo valor del proyecto pueda realizarse de acuerdo con los objetivos de negocio de la organización

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CONCLUSIONES En los últimos años, Peña Colorada ha invertido importantes recursos en innovaciones tecnológicas para mejorar sus prácticas de negocio. Estos esfuerzos han dado lugar a aumentos significativos en la producción y ventas, mientras se logran menores costos operacionales. El monitoreo de la ejecución de los planes es clave para asegurar que la operación se mantenga en el buen camino y que se logren los hitos de la producción. Los planes mineros deben ser flexibles y adaptables para responder a los cambios en el funcionamiento y el entorno empresarial. Por último, la tecnología minera sigue evolucionando, a menudo redefiniendo toda la cadena de valor. Alinear planificación minera con las operaciones mineras es fundamental para lograr el máximo valor del proyecto. En Peña Colorada, tanto las soluciones de planificación como de operación de Hexagon Mining se utilizan para este fin.

RECONOCIMIENTO Los autores desean agradecer a Flavio Moreira Ferreira, gerente general de planificación de minas de hierro de ArcelorMittal, Francisco Lorenzo Cano Vázquez, director de operaciones mineras de Ternium, Arturo Tronco Guadiana, director general de Peña Colorada, y Juardith Moncada Cartaya, Por su interminable apoyo y continuo esfuerzo por introducir innovaciones tecnológicas en Peña Colorada. Asimismo, queremos expresar nuestro agradecimiento a Miguel Cuba, William Cain y Neville Judd de Hexagon Mining por sus contribuciones a este artículo.

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Libro Articulos Simin 2017

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