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Universidad de Santiago de Chile Facultad de Ingeniería Departamento de Ingeniería en Minas Diseño y Planificación Mina Subterránea

Transcripción de Clases “Diseño y Planificación Mina Subterránea 1/2018”

Autor Edison Ramírez Torres

Universidad de Santiago de Chile Facultad de Ingeniería Departamento de Ingeniería en Minas Diseño y Planificación Mina Subterránea

Contenido Clase 1: Introducción ..................................................................................................................... 3 Límite rajo – subterráneo ........................................................................................................... 4 Clase 2: Panel y Block Caving .......................................................................................................... 4 ¿Qué es el radio hidráulico? ....................................................................................................... 4 Evolución del hundimiento en altura .......................................................................................... 5 Definición altura extraíble .......................................................................................................... 6 Clase 3: Validación MB y Footprint ................................................................................................. 6 ¿Qué se hace para reconocer un modelo de bloques? ................................................................ 6 ¿Cómo se selecciona un método de explotación? ....................................................................... 6 ¿Cómo se define el modelo? ...................................................................................................... 7 Criterios de certeza .................................................................................................................. 10 Suavizamiento de altura de columna ........................................................................................ 11 Clase 4: Nociones footprint e introducción al Plan de producción ................................................ 11 Clase 5: Plan de producción ......................................................................................................... 12 Plan de producción .................................................................................................................. 13 Ramp Up .................................................................................................................................. 14

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Clase 1: Introducción La planificación minera en todos los métodos de explotación tiene 2 instancias o 2 definiciones muy significativas. Una es la definición de la envolvente tridimensional que tienen las reservas que se van a extraer (en rajo: pit final), el otro paso importante es la planificación de la extracción de las mismas (como se extrae, con que tasa, etc.) (La prueba es de aplicación, ¿Qué haría usted bajo estas condiciones?, ¿Cómo explotaría usted esta mina?) ¿Qué es un MB? Es una representación de un macizo rocoso en forma de bloques que pueden tener las mismas dimensiones o diferentes dimensiones dependiendo de lo que se va a representar. En los pórfidos se trabaja desde los 10x10x10 hasta 20x20x20 m3. La planificación minera en el caso de un rajo es tan simple como definir el pit final y posteriormente definir las fases de cómo será extraído, en un Cut&Fill se define el caserón que será cortado y rellenado y después se define en función de los equipos que tajada se ira extrayendo por unidad de tiempo. Los métodos caving tienen una connotación distinta porque no se trabaja con el concepto de ley de corte. ¿Qué condición debe cumplir un método de explotación para que aplique la mecánica de la ley de corte? El hecho de que se tenga la capacidad de diferenciar entre estéril y mineral, en el caso de subterránea solo se quema mineral, por lo que no aplica el concepto de ley de corte pues no se lleva material a botadero Aunque si existen métodos subterráneos que pueden administrar el estéril, por ej el Cut&Fill es un método en donde se saca una cantidad de estéril, pues lo necesitas para tu explotación (por ejemplo, con una veta de 1.5 metros), el tema va en cuando no se puede determinar el destino del material de la baldada del LHD, no tiene mucho sentido determinar ley de corte; se habla de beneficio de corte. Los objetivos estratégicos cambian faena a faena (ser mayor productor, tener menores costos, etc). Si no se tiene claro cuál es la idea de la compañía en la cual estoy trabajando como planificador, es muy difícil que se pueda hacer un buen trabajo. Se debe diferenciar un plan de producción con un plan minero, pues un plan de producción define la cantidad de rocas que se va a extraer por periodo con su ley asociada, en cambio, el plan minero es lo anterior más toda la maquinaria, recursos y personal necesario para que ocurra. Es esencial para un planificador conocer el tema medioambiental (Pascua-Lama) así como identificar posibles problemáticas energéticas, logísticas, cambios políticos, etc. Para el proyecto debemos definir todas estas variables. (ubicación, pueblos cercanos, cercanía con otras faenas) 48 min Las decisiones en las empresas no se toman 100% por las variables económicas, también hay consideraciones sociales, geológicas, geomecánicas, el entorno, etc.

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El VAN es solo un indicador que sirve para comparar 2 proyectos pues en la práctica no define el valor que se tendrá al terminar la explotación, en términos de tiempo los flujos de más de 20 años sopesan poco en su cálculo. Se deben detallar todos los costos para entregar el producto final, un planificador debe entender muy bien el proceso del mineral ya sea óxido o sulfuro. En un panel caving el cuello de botella tiende a ser el desarrollo o avance de galerías pues en el caso de hacer una tronadura, la preferencia la tienen la producción.

Límite rajo – subterráneo Al momento de comenzar a explotar un segundo nivel se realiza un salvataje, que consiste en sacar todos los inchancables del primer nivel, aunque inevitablemente quedaran fierros y otras cosas que se llevara el caving. La problemática radica en determinar en qué momento se deja de explotar el rajo y se pasa a subterránea, una aproximación la da whittle, cargándole un beneficio subterráneo como costo en la valorización; el problema de esta metodología es que hay distinta temporalidad de dicho agregado pues en subte las producciones son más lentas o de mayor tiempo y por ende no son comparables los costos (existe un tema de temporalidad distinta para el valor del dinero). El método que a Edgar le hace sentido es el de análisis marginal de expansiones en conjunto con la subterránea. Para ello a cada pushback lo considera como pit final y luego a ese caso se le hace la mejor expresión de mina subte para obtener un VAN.

Clase 2: Panel y Block Caving En el Block caving se le corta (quita) la base al bloque, para realizar esta socavación se realizan P&T, en donde se tiene más de una forma de socavar el block. 20’ Socavación de corte (corte bajo): solamente la P&T se hace hacia los lados (John Wayne) y una altura de 4 m (que es la altura de la galería de hundimiento) Socavación de corte alto: desde el NH se hace corte (P&T) hasta 16 m (más usado) o 18 m, entonces se está cortando una base de 16 m de alto a través de toda la base del bloque para realizar la socavación (caída del techo del espacio que se está abriendo) la cual se produce cuando se cumple el radio hidráulico. El Panel Caving es una variante del block caving que se implementó en teniente debido a la profundización de la explotación, encontrando niveles de esfuerzos muy altos, debido a la cercanía que tiene con la cordillera de los Andes, la cual realiza presión a la mina. Entonces cualquier acción (minería) que se realice a profundidad será transformada en esfuerzo.

¿Qué es el radio hidráulico? Es la apertura de área basal necesaria para que el techo se “caiga”. Es una medida indirecta para determinar la cantidad de área que se tiene que socavar o cortar para que el cerro se venga abajo y se venga el mineral hacia abajo. Refleja la luz mínima de la explotación, por ende, es una medida de minimizar la dimensión de puentes de roca (pues se pierde dinero en dicho caso).

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Para un mismo RH se pueden tener distintas áreas, por lo que el número en si no aporta nada, además no da lo mismo la forma del área a socavar, se propone que la forma sea siempre un cuadrado (o que tienda a cuadrado). El RH se mide en el footprint, en el NH, por lo que no hay concepto de zanjas, distancia entre calles, etc, solo es el área del piso del nivel de hundimiento. Empíricamente es la mitad del radio de la circunferencia que se debe inscribir en el área inicial para lograr la socavación (área mínima preparada y socavada para empezar la producción) Condición controlada: se hunde lento, que se va estudiando el comportamiento de la roca. El tiraje o la cantidad de mineral que se va a extraer va a estar en función de lo que el cerro diga que se puede extraer, esto los geomecanicos lo miden a través de la red de sismicidad, que tienen instalada y ven como se mueve el cuento y determinan si se tiene que sacar un poco menos o más justamente en el periodo de socavación, que es el nacimiento del Caving. Lo más importante, y lo primero que se debe cuestionar es el tema de hundibilidad, si la roca hunde o no hunde (indicadores, FF/m por ejemplo) y bajo qué condiciones hunde. El PA disminuye la granulometría o la magnitud de eventos sísmicos del macizo. Slot: especie de chimenea que permite hacer el tiro piloto para realizar cara libre en el macizo El objetivo del PA es generar menor tamaño, por ende, generar grietas perpendiculares a las principales que existan en el macizo, entonces si se tienen grietas verticales, se realizan tiros verticales para tener grietas horizontales y tener granulometría más baja.

Evolución del hundimiento en altura 1:00:00’ Se realiza un corte basal, al realizar este corte la roca se resiente y en una zona se empieza a sentir el cambio de esfuerzos (aun no quiebra, no hay caída ni nada). El caving en el proceso de conexión está confinado, está creciendo hacia arriba solamente, después cuando se avanza en un caving se hace contra cara libre o cara no insitu, entonces el nivel o condición de esfuerzos cambia radicalmente. La zona sismogénica es la importante (equivalente a una viga), al extraer continúa doblando y aumentando la zona sismogénica, aumenta hacia superficie o hacia lo que tenga arriba. Hasta llegar a un punto de anisotropía marcada (roca-aire, roca-material quebrado), al llegar a ese punto se rompe la viga de esfuerzos y se dice que esta liberado (conectado) y por ende se puede extraer a mayor velocidad de extracción (la conexión es el símil a cara libre en un stoping). La conexión debe ser paulatina y lenta, pues si se realiza un tiraje muy rápido se detiene el proceso y causará colgadura de roca. Puede darse el caso de encontrarse con bolsones significativos de agua que bajan violentamente y reducen sección porque tenemos una zanja abajo y una galería, y como reduce la sección el bolsón de agua aumenta su velocidad y puede arrastrar personas o equipos. Una vez lograda la socavación y se empieza a caer el material, ahora se debe hacer lento y controlado, una manera de controlarlo es con la técnica TDR, que consiste en realizar una perforación en la roca, se ponen cables coaxiales con lechada y se conecta a una máquina y cuando la roca se quiebra manda una señal, y por la distancia o ubicación en la que se encuentra se sabe por dónde va pasando el

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hundimiento (dirección). El problema que tienen es que como pasan por las cajas, están sujetas a deterioro o rotura por tránsito de equipos y se pierde todo conocimiento del caving en dicha zona. Política de tiraje: cuanto se extrae por cada punto en una determinada cantidad de tiempo y de que puntos se debe extraer cronológicamente. En chuqui subte se trabajó con proyección 1 a 5 (por cada metro extraído el material se fragmenta 5 metros hacia arriba), con dicha relación se llega a la zona sismogénica en el mes 7 del año 2, a menor relación de proyección se es más conservador y por ende se tarda más en llegar a la zona sismogénica y se tiene menor producción (en PMCHS cada macrobloque debe hundir por si solo).

Definición altura extraíble Hay criterios económicos, geomecánicas y de recuperación. Conviene tener alturas de columnas muy grandes, sin embargo, como el punto de extracción está construido con la misma roca que se extrae (roca contra roca), por ende, el punto se daña y reparar un punto de extracción es increíblemente caro, porque se tiene que parar la producción, trabajar en un lugar que se está en producción (lo que tiene un alto riesgo). Para la determinación de la altura extraíble se hace en términos de beneficio marginal, en términos de ley se habla de ley de cierre de los puntos (si es que soy capaz de ir monitoreando permanentemente o testeando). El costo de desarrollo (desarrollo se refiere a las construcciones de galerías y construcciones que se hacen bajo el footprint) es independiente de la altura de columna, se mide en $/m2.

Clase 3: Validación MB y Footprint ¿Qué se hace para reconocer un modelo de bloques? Se realiza estadísticas descriptivas, máximos y mínimos de las variables que componen el modelo, tamaño de soporte: único o variable dependiendo de la geología del modelo, se intenta representar la geología del cerro lo más fielmente posible, p ej: representar una veta de 1 metro de potencia. En el caso de un pórfido en general no tienen claramente definida en las reservas o mineral, no está claramente definida por defecto, se debe definir a través del método de explotación que se va a explotar. La geología del depósito puede indicar la aplicación o descarte de algunos métodos de explotación. En el caso de mansa mina norte, su geología en el norte es similar a una mano, teniendo estéril entre medio y se aplicaba sublevel caving, entonces se pueden aplicar cualquier método a cualquier tipo de yacimiento, con ciertas restricciones. Va a depender de las ordenes de magnitud. En la práctica si se ve Chuqui subte, el cuerpo mineralizado es una veta de tal potencia que está definida por la falla oeste y cada uno de los macro bloques definidos son de 30.000 m2. No existe el método puro de ningún método, solo en los libros (son casuísticos); se debe analizar cada caso en particular.

¿Cómo se selecciona un método de explotación? Existe el método de Nicolai que se basa en ciertos parámetros y va asignando puntajes para cada método a analizar, entregando una matriz de decisión y, luego se deciden las variables importantes

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para el método de explotación en particular, p ej: para Pascua-Lama no sirve Nicolai, pues no tiene asignación cuando la variable más importante del método es el tema ambiental, no sirve cuando el tema más importante es una comunidad cercana que no se puede involucrar. En la práctica con la matriz de decisión, se juntan planificadores con experiencia y definen-acuerdan cuales son las variables de decisión a considerar (con su respectiva ponderación) para luego calificar dichas variables definidas. (Nicolai se usa cuando no hay ninguna información, da una primera aproximación). Elementos de trabajo para tomar buenas (competentes) decisiones: 1. El modelo de bloques 2. Variables técnicas y económicas que se ponen sobre la mesa Si no se conoce bien el modelo de bloques, no se podrán tomar buenas decisiones. Volviendo a la estadística descriptiva, se sacan máximos y mínimos, promedio de leyes el cual dará un valor súper bajo, eso pasa porque el input es un modelo geológico y de alguna forma se debe reducir o reconocer que se está trabajando con una fracción de él (sobre todo cuando el modelo es muy extenso, pues no tiene sentido en este caso). Posterior a eso se aplican los criterios de planificación y dilución.

¿Cómo se define el modelo? Reconociendo donde está el mineral de interés y estableciendo un cierto rango de pisos de dilución en los cuales se hará el ejercicio (con el modelo volumétrico de Laubscher). Modelo volumétrico de Laubscher: Forma de mezclar materiales pues no sabemos cómo se mezclan, cada vez que se saca una baldaba se mezcla de nuevo, el material esta siempre mezclándose sin incorporar la variable caja o la variable de contaminación horizontal a la columna porque es imposible reflejar con modelo alguno que es lo que va a ocurrir a ciencia cierta la dilución, pues depende de la granulometría, velocidad de extracción, entre otras variables. El piso depende de millones de factores como por ej la infraestructura que se tenga dentro instalada, de si el proyecto es un Greenfield o un Brownfield, es decir, si hay minas funcionando o no hay nada y yo voy a definir el nivel de transporte en donde lo estime conveniente. En teniente hay puntos de sobre extracción de hasta un 600% pues la dilución aumentó la ley esperada, lo que hizo beneficioso el aumento de altura de columna. En caso de que se tenga una extracción anterior, se intenta reconstruir la historia, se toma el MB que se usó para estudiar la mina superior o uno cercano donde no hay mucho conocimiento en lugares donde no hay información en el sector, ya sea porque nunca hubo o porque se perdió. Lo ideal es poner un dato de ley en dicho sector previo a la dilución, el problema es que si se es optimista se van a sobreestimar las alturas de columnas, por lo que se recomienda poner una ley baja para ser conservador. En Salvador, se tomó el MB original en donde hubo una explotación, se generó un cráter y el remanente es material quebrado, entonces se cuenta con un material in situ quebrado y se quiere

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definir el piso de hundimiento más abajo, lo que se realizó fue tomar el MB original y sacar el mineral en términos de tonelaje y ley al MB, esponjarlo y establecerle bandas de leyes. El planificador de largo ¿(corto)? plazo define una ley de cierre de punto, una sobre extracción diluye los sectores en una magnitud superior a la planificada, sin embargo, si diluye con mayor ley, que diluya (aleluya). 44:40 Al hacer backanálisis de leyes diluidas, Laubscher anda más menos bien. Se suman bloques en topografía pues es uno de los problemas del modelo de Laubscher, mezcla con aire por la proyección de la recta de dilución, por eso se ocupa un diluyente para que el efecto no sea una mezcla con 0. PED (Chile) entre 40-60%. En el caso de Chuqui subte, o en el caso de cualquier rajo, el material circundante del rajo se empezará a caer, de a poco, pero empezará a caer. Entonces como se va caer el material hacia la posible columna, se puede llenar el MB como material estéril (se saca el promedio de ley del contorno del material que va a afectar el footprint, y se coloca arriba) Los nuevos bloques no se saben en qué orden van a caer, por eso se asigna el promedio a los bloques lo que no aumentara la altura de columnas. Costo preparación: Define la cantidad de área abajo (m2), pues no depende de la altura de columna, se tienen que desarrollar, preparar, fortificar independiente de la altura a extraer. Con la información de cada columna, se puede determinar la cantidad de mineral disponible para el determinado piso de hundimiento, la variable que falta para definir la envolvente 3D de las reservas es la envolvente 2D (Footprint) -> que columnas están dentro y fuera de la envolvente. Dicha envolvente es una envolvente nominal, pues no considera el valor del dinero en el tiempo (al igual que whittle). Se realiza un cálculo determinístico en la valorización, y ninguna de las variables que interfieren en la obtención del costo mina, planta son determinísticas; todas son probabilísticas, y todas además interfieren unas con otras (precio dólar), lo que cambia la altura extraíble si cambia por ejemplo el valor del petróleo, la tasa de cambio hace la diferencia. Al extraer una columna de 1 km de extensión se aumentan los costos de fortificación, y el punto más importante que afecta en un PC o BC es la parte del punto de extracción que no se puede fortificar (la visera y todo el cuento). Además de reparaciones de puntos más seguidas, lo que sale super caro. (costo reparación aprox. 20-40% costo desarrollo) 1:12:40 La altura máxima de extracción en chile se estima entre 400 – 450 metros (si se es conservador se deja en 390). La primera corrida tiene que ser libre, luego si da 500 metros de altura de columna, se recomienda reevaluar un piso más arriba y analizar el nuevo caso. Ahora si se siguen teniendo alturas de columnas grandes está la posibilidad de realizar más de un piso de hundimiento. *En el caso del lab el MB tiene una distancia vertical de 500 metros, y hay que tener en consideración que el mundo no se acaba donde se acaba el MB, por lo que se puede explotar 400m y dejar 100m de

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mineral donde se declara la posibilidad de seguir explorando más abajo para un posible segundo piso de hundimiento en el futuro. Todos los métodos tienen algún grado de dilución, la naturaleza del método es la que describe que proporción de dilución y como se incorpora la dilución en la explotación. Por ej en un SLS la dilución va a venir definida por las cajas o por zonas de estériles insertos en vetas de mineral. Las faenas mineras (relativo a geólogos) hacen sondajes para, al final entregar una categoría de la información estimada. Para definir el piso solo hemos usado las leyes (hasta el momento), ¿la categoría cuando entra en juego, porque existe? La categoría en recursos tiene una definición distinta a la categoría en reservas. El tema es que en el caving como no soy selectivo, se obtiene como resultado de la explotación la categoría por cada periodo, es decir, después de obtener el plan de producción se tendrá la categoría en cada periodo. Cada etapa de ingeniería exige una cantidad de información diferente al plan de producción, es la llamada matriz de sustentabilidad. Los primeros 5 años el 50% (o más dependiendo de la ingeniería) tiene que ser medido (el resto da lo mismo) En el caso de que un negocio sea atractivo, se puede recomendar hacer más sondajes para ir mejorando la calidad de la información, en el caso de que haya material quebrado se le asigna categoría inferido o se declara como material quebrado. *Para la reconstrucción del MB quebrado se hacen muestro más que sondajes (además hay que tener en consideración que el mineral ya se quitó). Los MB también, como están valores alejados, los geólogos ocupan valores de background o por defecto. En muchos casos se encuentran con valores como 99 para categoría, lo que declara abiertamente que no tienen ni la más mínima idea de lo que en dicho punto está ocurriendo (en todas las variables se encuentran valores irracionales), entonces el planificador debe hacerse cargo de esos valores y poner valores por defecto para poder planificar. Una forma muy simple es reemplazar los valores 0,99, etc. por inferido (peor que eso no puede ser) total estamos en ingeniería de perfil, ahora si eso sucede en detalle estamos en problemas. En el caso de la recuperación se tiene que buscar dentro de los valores reales factibles (el profe usa el mínimo para recuperación y el máximo para dureza). Siempre se debe declarar los bloques corregidos y ubicarlos espacialmente pues el impacto es distinto en cada caso. Nunca se debe hacer caving a un caserón, la probabilidad de que ocurra un airblast es tremenda, en el peor de los casos, si se tienen galerías, se rellenan. Para definir la envolvente horizontal (footprint) se debe confeccionar una vista en planta de las columnas, en donde se identifique el beneficio que entrega cada columna de este modo se elige la mejor opción dentro de los márgenes que nos permite geomecánica, operadores y la infraestructura existente. ¿Hasta dónde se limita la envolvente? El caving generalmente se aplica a pórfidos cupríferos y los límites del depósito no siempre están bien definidos en todas las direcciones. Como no ocurre eso se

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debe trabajar cada uno de los límites de mi envolvente e ir checkeando si al crecer hacia una dirección, los bloques positivos agregados pagan la incorporación y explotación de los bloques negativos. Del orden de 5 años dura la extracción de un punto (28:00), para tener en cuenta el valor del dinero en el tiempo se debe tener definida la secuencia de incorporación de cada punto o columna de extracción, así como el grado de incorporación de la columna en dicha secuencia (la que depende de la velocidad de extracción en cada sector). La definición del footprint es nominal, un valor para cada columna, además de las columnas a incorporar se debe tener en consideración la altura de columna a incorporar (o número de bloques de la columna) para posteriormente suavizar la envolvente económica (y hacerla operacional, se deben visualizar las alturas y las distribuciones que tienen pues cada altura es independiente y se deben relacionar). Restricciones de subsidencia: efecto del caving de un sector sobre otro, ya sea en superficie o en interior mina (algo que está más arriba). Además, puede haber restricciones de cuerpos que se están explotando, áreas protegidas, glaciares, etc que van a limitar la envolvente económica.

Criterios de certeza 37 Ciertas variables como costo mina se puede definir una función de probabilidad en su comportamiento, en caso de que se desconozca el comportamiento se pueden usar distribuciones triangulares o trapezoidales donde para cada una de las variables indica valores máximos y mínimos. Entonces se realiza simulaciones sucesivas de Montecarlo obteniendo distintas alturas de columnas, para finalmente calcular el número de veces que se obtuvo una determinada altura (% de certeza) entonces cuando se tiene un 100% de certeza es porque un 100% de las veces se llegó a la misma altura. Otro aspecto importante es que las variables que se toman como input en la simulación es que se deben correlacionar. La esperanza matemática es el valor determinístico de cada distribución Y se obtiene un footprint final, en el caso de chuqui se usó un 90% de certeza para el primer nivel. El segundo nivel entra cuando la subsidencia entre niveles me lo permite (analizar el efecto del diluyente del piso 1 al abrir el piso 2). El ancho mínimo de un footprint es 100 - 120 metros, si se tiene un ancho menor que lo anterior el caving no pasa. La altura mínima de columna (si bien es un resultado económico, pues debe pagar todo el cuento de abajo) es alrededor de 80 - 100 metros (cultura general). ¿Qué tan sensibles son las reservas a la altura de columna? Min 55: El ancho máximo recomendado para un footprint (ancho de frente) son 200 metros, esto es la estimación que ha hecho teniente después de muchos casos, la mina esmeralda de teniente se le hundió, y debido a ese caso y otros que se provocaron en teniente se definió que sobre 200 metros de ancho de frente o frente de avance se provoca un nivel de pérdida de área por colapso que puede

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llegar al 25-40% en esos rangos, dependiendo de qué tan ancho sea el frente. Esmeralda llegó a tener cerca de 600 metros de ancho, y NNM tiene un ancho de 600 metros que se separa en 3 y se desacoplan los frentes. Cuando los frentes avanzados llevan material agotado, entonces empieza el frente retrasado, la distancia entre estos frentes son de alrededor de 180-200 metros en teniente (distancia de desacople), pero esto tiene que ver con la definición de la envolvente y lo que te deja amarrado para hacer la secuencia. El desacople se supone que hace que el abutment stress no golpee el área que se tiene en producción. Se deben evaluar al menos 3 pisos, para sustentar que el piso elegido es el óptimo.

Suavizamiento de altura de columna Si se tienen 2 columnas aledañas con mucha diferencia, va a generar que el estéril que hay arriba de la columna más baja va a ingresar al mineral de la columna(s) más alta(s) y va a ser imposible controlar la dilución. Entonces para solucionar la problemática anterior, se realiza un suavizamiento de la envolvente 3D. Hay 2 métodos para suavizar, la problemática acá es la máxima diferencia de 2 bloques y ese problema o cantidad de bloques la define geomecánica que al analizar granulometría y otros análisis que ellos realizan, la envolvente tiene que ser tan suave de manera que no exista una diferencia mayor a 2 bloques de tu MB (caso hipotético) entre columnas aledañas. Las soluciones posibles son: 1. Maximizar mineral: cuando a mí me interesa la capacidad de producción por sobre cualquier cosa, el diluyente está reconocido que no es ley muy mala y mis leyes no son tan buenas no es tan selectiva la cuestión, se usa este caso (se agrega, inventa mineral). 2. Minimizar estéril: en el caso que el diluyente afecte mucho las leyes, y no me interesa tanto la capacidad de producción sino más la ley de cabeza que se está presentando, se usa este caso. ¿Cuál es el óptimo? Ninguno de los 2 lo es. Lo que se hace en la industria es suavizar en el orden que se secuencia la extracción de las columnas para tener una sola orientación lo que es más fácil.

Clase 4: Nociones footprint e introducción al Plan de producción En un SNV inciden en primer lugar los requerimientos (según norma) así como también la producción (por ej una mina de 120 ktpd necesita 6 Mcfm y otra de 60 ktpd la mitad). En escondida quieren hacer un dewatering (descompresión del rajo mediante presión de poros, se bombearán bolsones de agua) para subir el ángulo inter-rampa. ¿Qué pasa si agrego 2 $/t como inversión? ¿Qué pasa con la altura de columna? ¿Qué pasa con el footprint? ¿Qué tan sensibles son estas reservas a este nivel de cambio? ¿Cómo se determina el footprint? Se mira en planta el beneficio máximo por cada columna y se dibuja una envolvente que contenga los mayores valores, luego se rediseñan anchos o contornos.

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El ancho mínimo de un footprint es 80 m, el máximo no existe, la secuencia se hace cargo del máximo. En teniente se estableció que no se puede tener un ancho máximo de 200 m de frentes de lo contrario se tienen problemas de estabilidad (colgadura), en recursos norte se tiene 1000 m de ancho y funciona súper bien (revisar esto último). La decisión de por donde pasa el frente es una decisión económica y geomecánica. Un frente de 200 – 250 m en un caving no da más de 40 – 50 ktpd o 60 ktpd como máximo a unas tasas de 15000 – 20000 m2 de incorporación de área. Cuando se tiene más de un piso, un factor súper importante es el ángulo de subsidencia que se va a considerar, fuera del ángulo también influye cuanto se va a dejar de franja (espacio) de seguridad, en PMCHS se llegó a la conclusión que 210 aprox. es el valor ideal entre pisos de hundimiento, en la Genesis de PMCHS se diseñaron 4 niveles de hundimiento que son el 1841, 1625, 1409 y el 1193 siendo la cota más baja del rajo la cota 1940. Esta configuración de pisos se dio principalmente por 2 restricciones (según Edgar y su equipo) que son 50° de subsidencia entre niveles y 100 metros de seguridad (fuera de los 50°) y 140 ktpd sostenido en el tiempo. Hoy PMCHS eliminó el segundo nivel quedándose solo con 3 niveles de hundimiento. El primer piso se definió en la 1841 pues el rajo por existir genera un halo de daño en la roca circundante (pues de trabaja con P&T, transitan grandes equipos, etc), ese daño (al menos en PMCHS) llega al orden de 40 – 50 metros desde la pared del rajo hacia la roca, entonces geomecánica definió un pilar de seguridad de 100 metros desde la superficie en donde no se puede realizar ninguna galería o labor que se vaya a utilizar sostenidamente. Área activa: cuanta área tengo disponible para ser extraída por periodo. ¿Qué restringe la capacidad de producción? La calidad de la área activa y puntos de extracción, pues si es regular o mala se baja la velocidad de extracción para incorporar en el plan de tiraje que hay puntos que no están funcionando (en si la velocidad de extracción está dada por la cantidad de veces que un LHD visita un punto de extracción). El plan de producción se construye solo con la fórmula de Vext = Cap/Área.

Clase 5: Plan de producción La relación esperada en un caving entre el footprint y la altura de columna es 1:2, si es más desproporcionada se debe realizar un caving más lento y controlado Entre mayor es el PED, mayor es el beneficio pues se retrasa la incorporación del estéril. Se debe saber qué % del footprint tiene la altura máxima por una clara razón económica, pues si se tiene gran parte de las columnas como altura máxima se está cortando el modelo de bloques y se está perdiendo mineral pues no se llega a la máxima altura económicamente extraíble y probablemente este mal ubicado el piso de hundimiento. (Si más del 50% aprox de las columnas llegan a la altura máxima, probablemente se esté cortando el modelo). Si se corta el modelo se debe cuantificar lo que se omitió para la determinación de la máxima altura extraíble en términos de tonelaje y ley. (Para Edgar lo lógico es que no supere el 10%, más allá se debe defender con una explicación.)

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Plan de producción Tiene que ver con 2 cosas principalmente: con la secuencia, que es la orientación en la cual se incorpora área en producción. Se reconocerán 3 condiciones del área: el área nueva, el área agotada y el área activa. El plan de producción tiene 3 etapas: el Ramp Up, Régimen y Ramp Down, este último ocurre porque se deja de incorporar área. La velocidad de extracción es un vector dentro de la columna que va desde 0.1 – 0.2 hasta 0.7 – 0.8 máximo (dependiendo de la granulometría del material), entonces una velocidad media de 0.4 – 0.45 se está dentro del estadio. La velocidad de extracción, el tonelaje y el área son variables que conversan todo el rato en el plan de producción. ¿Cómo construyo el plan de producción? Se construye fijando alguna variable, por ejemplo, se pide algún perfil de tonelaje, le entrego una cantidad de área, además se ingresa un vector de velocidades de extracción en altura (como primera iteración) que responden a la característica propias del macizo rocoso, como es la curva granulométrica, donde quiebra, etc. ¿Cuánta área incorporo? La única área que es estricta a cumplir es la del primer año, pues el primer año debe cubrir al menos el área del RH del macizo para generar la socavación. Si la roca es tan buena que se demora 1 – 2 años en generar el área, se demorará ese tiempo, solo se tendrán producciones chiquititas en ese periodo de tiempo. Si se tiene un NH, se realiza una socavación hasta cierta altura (P&T desde NH), del material quebrado se saca solo una parte, y se deja una cantidad o cama de material quebrado para que el material proveniente del caving choque con el material quebrado y no con la batea, pues si fuera así, la infraestructura no daría abasto para la vida útil de la columna mientras se extrae. INSERTAR FOTO No todas las áreas se agotan al mismo tiempo, pues se tiene distinta altura o velocidad de extracción. La unidad mínima de área que se puede incorporar en producción es la mitad de una batea, es decir, un punto de extracción. En términos de área puede ser 15 x 15 m2 (siendo una malla más o menos grande). En la planificación de largo plazo se olvida del concepto de malla, porque se va a incorporar miles de metros en el año y un punto tiene de máxima expresión alrededor de 225 – 250 m2 cada punto (dependiendo del tamaño de la malla), en particular el área mínima a incorporar en nuestro caso es 20 x 20 m2 pues el MB a trabajar no conversa con la malla, en corto plazo de debe cambiar el MB para hacerlo conversar con la malla a través de modelos areales (creo, 1h28m). La capacidad de producción es un resultado de las condiciones de borde que se tienen, se necesitan tener ciertos parámetros, como capacidad de transporte, mercado, que se va a vender, quien fundirá, etc.

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Se debe simular la producción, la cual tiene como cosas fijas un vector de velocidad de extracción que crece con la altura de la columna, se fija una incorporación de área, que el primer año corresponde al radio hidráulico y los siguientes años un área que sea racional dependiendo del ancho del frente y que avance al menos 2 bateas (por ejemplo). Como sabemos que las bateas son bloques para nosotros, son las columnitas de 20 metros, entonces se debe avanzar 40 metros de frente por el ancho del frente y ya se tiene el área que más o menos se debiese tener (incorporar), si se necesita un poco más se puede poner un poco más (pero para partir está bien) y se obtendrá por año que es lo que se puede sacar con la velocidad de extracción que le corresponde a la columna y con el área que tengo incorporada (mientras más antigua es la columna del año, mayor será su velocidad de extracción). Si la velocidad de extracción da muy pequeña se le está pidiendo muy poco tonelaje o se le está entregando mucha área. La velocidad de extracción depende de la fragmentación del material, de cuantas veces visite el LHD el punto y de la disponibilidad del punto de extracción.

Ramp Up Es el periodo de tiempo en que logramos la producción en régimen. Lo único que se tiene que determinar es el incremento de capacidad entre periodos. Cuando no se tiene información de la faena en la que se está trabajando, se hace benchmarking. Entonces el delta máximo entre periodos es 7 Ktpd/año (en promedio se espera que sea del orden de 5 Ktpd/año). La única manera de tener más de 7 Ktpd/año de incremento es teniendo más frentes para tener mayor incorporación. En PMCHS se demoran 7 años en llegar de 0 a 140 ktpd. Un frente de Panel Caving normalmente no entrega más allá de 50 - 60 Ktpd, por eso se necesita más de un frente para producciones mayores.

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