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

Porcentaje de camiones cargados

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

125

Porcentaje utilizado de capacidad nominal del CAEX

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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Porcentaje de camiones cargados

Distribución de cargas flota K930E Pantalla apagada 40,0%

30,0%

92,6% uso de capacidad de carga

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

Pantalla encendida 48%

Porcentaje utilizado de capacidad nominal del CAEX

96,1% uso de capacidad de carga

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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Porcentaje de camiones cargados

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

Pantalla encendida 0%

20% 3%

1% 0% 1

2

3

4

5

Número de Baldadas

Porcentaje de camiones cargados

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.

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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.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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.

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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

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

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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.

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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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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

49

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

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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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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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.

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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

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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

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Figura 5 Diseño de perforación

87

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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:

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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.

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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

90

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).

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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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

96

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.

97

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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.

98

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

Figura 15 Plan 3

105

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

Tasa de Extracción (ktpd)

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

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

F04

Tasa de Extracción (ktpd)

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

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

F05

Tasa de Extracción (ktpd)

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

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

F06

Tasa de Extracción (ktpd)

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

Tasa de Extracción (ktpd)

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

F03

Tasa de Extracción (ktpd)

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

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

F05

8 109

2024

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

F04

2023

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

F02

2022

Tasa de Extracción (ktpd)

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

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

F06

2033

Tasa de Extracción (ktpd)

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

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

106

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

Tabla 4 Plan 3. Resumen de Indicadores R

2021 N° de bancos

F01

Tasa de Extracción (ktpd)

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

F03

Tasa de Extracción (ktpd)

N° de bancos Tasa de Extracción (ktpd)

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

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

F05

8 242

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

F04

2023

8 170

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

F02

2022

8 109

Tasa de Extracción (ktpd)

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

N° de bancos Tasa de Extracción (ktpd)

2038

2039

2040

2041

2042

2043

2044

2045

2046

2047

2 15 21

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

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

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

107

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

Director Ejecutivo, Advanced Mining Technology Center (AMTC)

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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:

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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].

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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

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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.

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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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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

¿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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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

10

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.

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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

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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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS 

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

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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.

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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.

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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.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

- Fallas de 2 a 4 horas

172

477

177

512

229

661

237

684

192

530

237

666

- Fallas de 4 a 8 horas

100

644

113

643

144

835

151

850

113

620

157

868

- Fallas de 8 a 16 horas

62

722

73

1.295

63

740

92

1.007

85

991

87

986

- Fallas de 16 a 36 horas

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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.

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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

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145

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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

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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.

150

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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.

151

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

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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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

154

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%.

155

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS 

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

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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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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]

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

Diferencia en coord. Norte [m]

Diferencia en coord. Norte [m]

1.5

0.15

0

-0.15

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

-1

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

1.5

1.5

Diferencia en coord. Norte [m]

Diferencia en coord. Norte [m]

0 -0.5

Dispersión en Fondos Z-28N C19/20

Dispersión en Collares Z-28N C19/20

0.15

0

-0.15

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

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

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

0.3

1 0.5 0 -0.5 -1 -1.5 -1.5

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

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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.

172

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS 

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS 25

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

Fortificación 3 Mín. Moda 1,73 1,92 2,14 2,38 2,22 2,47 2,10 2,34 2,18 2,43 2,97 3,30 2,91 3,23 3,28 3,64 4,24 4,71

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

Fortificación 6 Mín. Moda 1,79 2,41 3,72 4,13 2,67 4,74 3,66 4,07 3,85 4,27 2,25 5,65 6,18 6,87 6,82 7,58 6,14 6,82

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

Fortificación 7 Mín. Moda 2,27 2,52 4,24 4,71 5,18 5,76 4,15 4,61 4,36 4,85 5,86 6,51 6,44 7,16 6,90 7,67 6,67 7,41

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

Potencia Hidráulica (kW)

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

Potencia Hidráulica (kW)

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

Potencia Hidráulica (kW) 993

∆ (kW)

∆ (kW)

∆ (kW)

2

14

11 7

7.5

15

Potencia Hidráulica (kW) 991

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

Cap.2: “SUSTENTABILIDADY ENERGÍA”

205

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS 

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

Explosivo Vaciable Vaciable Vaciable

Muestra 1 2 3

Explosivo Vaciable Vaciable Vaciable

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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 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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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)

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

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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

XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

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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

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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

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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

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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

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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

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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

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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.

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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.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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

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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

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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.

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XX SIMPOSIUM DE INGENIERÍA EN MINAS

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.

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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

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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

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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

EA a 250 m sondaje SG0644

3

EA a 500 m sondaje SG0644

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.

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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

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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

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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

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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.

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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.

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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

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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.

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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

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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

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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

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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

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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

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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

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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

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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

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Efecto Infraestruct ura No hay No hay No hay No hay No hay

Éxito

No hay

No

Sí Sí Sí Sí No

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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

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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.

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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.

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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.

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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

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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)

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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

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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

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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 .

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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)

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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.

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Esfuerzo Principal Mayor (MPa)

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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)

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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.

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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 ).

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Momento Sísmico Acumulado

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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

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Potvin, Y. H., Hudyma, Marty. (2008). Analysis and Interpretation of Clusters of Seismic Events in Mines, 1–411. Potvin, Y. H., Hudyma, Marty. (2009). An Engineering Approach to Seismic Risk Management in Hardrock Mines. Rock Mechanics and Rock Engineering, 1–16. Potvin, Y. H., Wesseloo, J., & Heal, D. (2010). An interpretation of ground support capacity submitted to dynamic loading. Mining Technology, 119(4), 233–245. Rojas Valdivia, E., Cavieres Rojas, P., Dunlop, R., & Gaete, S. (2000). Control of Induced seismicity at El Teniente Mine, Codelco-Chile. Ryder, J. A. (1987). Excess shear stress (ESS): An engineering criterion for assessing unstable slip and associated rockburst hazards. Sharrock, G. (2007). Numerical investigation of Mine Seismic Data: Black Swan Mine, 1–44. Simser, B. (2010). Mining in a seismically active fault zone: A Case study from XStrata's Craig Mine, Sudbury, Ontario, 1–13. Sjoberg, J., & Perman, F. (2012). Forensic analysis of a rock burst event at the Kiirunavaara Mine – results and implications for the future. Eurorock, 1–11. Sjoberg, J., Perman, F., Quinteiro, C., Malmgren, L., Dahnėr-Lindkvist, C., & Boskovic, M. (2012). Numerical analysis of alternative mining sequences to minimise the potential for fault slip rock bursting. Deep and High Stress Mining 2012, 1–15. Retrieved from message:%[email protected]%3E Spottiswoode, S. (1990). Volume Excess Shear Stress and cumulative seismic moments. Rockburst and Seismicity in MInes. Varden, R., Lachenicht, R., Player, J., Thompson, A., & Villaescusa, E. (2008). Development and Implementation of the Garford Dynamic Bolt at the Kanowna Belle MIne, 1–8. Wiles, T. D. (2014). Three ways to assess mining-induced fault instability using numerical modelling. The Southern African Institute of Mining and Metallurgy. Wiles, T. D., Lachenicht, R., & Van Aswegen, G. (2000). Integration of deterministic modelling with seismic monitoring for the assessment of rockmass response to mining: Part I Theory. Rockbursts and Seismicity in Mines.

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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

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cual se ampara bajo el ciclo de gestión de riesgos que gobierna nuestros procesos.

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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.

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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

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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.

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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.

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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.

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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).

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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).

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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.

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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 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

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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).

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

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

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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

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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