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UNIVERSIDAD DE CHILE
FACULTAD DE CIENCIAS FÍSICAS Y MATEMÁTICAS
DEPARTAMENTO DE INGENIERIA DE MINAS
PREDICCIÓN MULTIVARIABLE DE RECURSOS RECUPERABLES
MEMORIA PARA OPTAR AL TÍTULO DE INGENIERO CIVIL DE MINAS
ENRIQUE SEBASTIÁN CABALLERO AGUIRRE
PROFESOR GUÍA:
XAVIER EMERY
MIEMBROS DE LA COMISIÓN
JULIÁN ORTIZ CABRERA
MARIO SOLARI MARTINI
SANTIAGO DE CHILE
ABRIL 2012
i
RESUMEN
La evaluación de recursos minerales es esencial para el diseño y la planificación minera,
dado que cuantifica la distribución de elementos de interés, subproductos y contaminantes dentro
de un depósito minero. Tradicionalmente, los modelos de recursos se elaboran mediante
ponderación del inverso de la distancia o kriging, considerando una variable a la vez e ignorando
las correlaciones espaciales entre las especies minerales. Métodos de estimación multivariable,
como el cokriging, siguen siendo poco utilizados en la práctica, debido principalmente a la
dificultad de ajuste de un modelo variográfico.
Este trabajo aborda el problema de la predicción multivariable de recursos recuperables en
depósitos mineros. Con este objetivo, un modelo geoestadístico (el modelo Gaussiano discreto)
es utilizado para cosimular las leyes de bloques y así determinar sus distribuciones locales
conjuntas, considerando además el caso en que las leyes medias son desconocidas. De las
distribuciones locales obtenidas, es posible calcular, para cada bloque (unidad de selectividad
minera), el valor esperado de cualquier función de las leyes y evaluar los recursos que pueden ser
recuperados por sobre leyes de corte dadas.
La metodología es aplicada a un caso de estudio que consiste en datos de producción
(pozos de tronadura) de un depósito de lateritas niquelíferas. Las variables de interés
corresponden a leyes de níquel, fierro, cromo, alúmina y sílice. Se demuestra que el modelo
Gaussiano discreto permite estimar el beneficio esperado de unidad de selectividad minera y su
mejor destino (planta de procesamiento o botadero). Estas estimaciones dependen de la
probabilidad de superar leyes de corte dadas y de la razón entre las leyes de sílice y magnesio, la
cual juega un papel importante en el procesamiento metalúrgico para obtener ferroníquel.
Los resultados de esta metodología son comparados con una estimación tradicional
mediante cokriging ordinario, arrojando un 24.6% de bloques clasificados de forma diferente
(entre estéril y mineral) y una discrepancia de un 22.5% en la relación estéril/mineral estimada y
de 8.2 [MUS$] en el beneficio estimado para el caso de estudio. Estas discrepancias se explican
por la propiedad de suavizamiento del cokriging, que no reproduce la variabilidad espacial de las
leyes y produce sesgos en la estimación de variables no aditivas. En cambio, la metodología
propuesta entrega resultados teóricamente insesgados y permite el análisis de escenarios y el
cálculo de la respuesta más probable, en particular cuando hay involucradas variables no aditivas.
ii
ABSTRACT
The evaluation of mineral resources is essential for mine design and mine planning, as it
allows quantifying the distribution of elements of interest, by-products and contaminants within
an ore deposit. Traditionally, the resources models are elaborated by inverse distance weighting
or kriging, considering one variable at a time and ignoring the spatial correlations between
elements. Multivariate estimation methods, such as cokriging, are still scarcely put in practice,
mainly due to the difficulty in fitting a coregionalization model.
This paper addresses the problem of the multivariate prediction of recoverable resources
in an ore deposit. To this end, a geostatistical model (the discrete Gaussian model) is used in
order to cosimulate the block grades and to determine their local joint distributions, considering
the case of unknown mean grades. From the local grade distributions so obtained, it is possible to
calculate, for each selective mining unit, the expected value of any function of the grades and to
assess the resources that can be recovered above given cut-off grades.
The methodology is applied to a case study consisting of a lateritic nickel deposit
recognized by production data (drill holes). The variables of interest are the nickel, iron, chrome,
alumina, magnesium and silica grades. It is shown that the multivariate discrete Gaussian model
allows estimating the expected profit of each selective mining unit and its best destination
(processing plant or dump). These estimations depend on the probabilities that the grades exceed
given cut-offs and on the ratio between silica and magnesium grades, that plays an important role
in the metallurgical processing of ferronickel.
Results of this methodology are compared with ordinary cokriging estimation, yielding a
24.6% blocks classified differently (between ore and waste), a discrepancy of 22.5% in the
estimated strip ratio and 8.2 [MUS$] in the estimated profit, for the case study. These
discrepancies are explained by the smoothing property of cokriging, which does not reproduce
the spatial variability of the variables and leads to biases in the estimation of non-additive
variables.
In contrast, the proposed methodology delivers theoretically unbiased results and allows
the analysis of scenarios and the calculation of the most probable response, particularly when
non-additive variables are involved.
iii
AGRADECIMIENTOS
En primer lugar quisiera agradecer a mi familia por el apoyo de todos estos años, los
valores entregados y la educación que siempre han sido muy importantes para mí. En especial a
mis padres, Teresa y Nelson, quienes admiro mucho por la fuerza y valentía con que se toman
cada día. A mi hermana, Paloma, quien me ha aconsejado mucho durante mi vida. Y a mí polola
Stephanie, quien ha sido un gran pilar durante estos últimos 16 meses.
A los amigos de toda la vida, con los que nos hemos sabido mantener en contacto aun
cuando hayamos tomado rumbos diferentes en la vida. En especial a Andrés y Sebastián, con los
que se ha mantenido la amistad por muchos años.
A los amigos de la universidad, los que han hecho que este periodo académico sea muy
entretenido y fraterno, en especial a los mineros y los integrantes del centro de alumnos de
ingeniería de minas de los años 2010 y 2011, con quienes compartí, trabajé y pase gratos
momentos. Espero que sigamos siendo amigos por mucho tiempo más.
A los profesores de la comisión, en especial al profesor Emery por tener siempre una
buena disposición a responder dudas, tener mucha paciencia con el alumnado y ser muy
pedagógico y preocupado en sus enseñanzas.
A Innova Corfo Chile por el proyecto Innova-Corfo 09CN14-5838, con el que se financió
este trabajo de memoria y al laboratorio ALGES. Finalmente se agradece a Codelco por
patrocinar la Cátedra de Evaluación de Yacimientos.
A todos ustedes muchas gracias.
iv
ÍNDICE
RESUMEN ....................................................................................................................................................................................... i
ABSTRACT ................................................................................................................................................................................... ii
AGRADECIMIENTOS ............................................................................................................................................................... iii
ÍNDICE .......................................................................................................................................................................................... iv
ÍNDICE DE FIGURAS ............................................................................................................................................................... vi
ÍNDICE DE TABLAS .............................................................................................................................................................. viii
ÍNDICE DE ECUACIONES....................................................................................................................................................... ix
1. INTRODUCCIÓN ............................................................................................................................................................... 1
1.1. Motivación del trabajo ......................................................................................................................................... 2
1.2. Objetivos ................................................................................................................................................................... 2
1.2.1. Objetivo General ........................................................................................................................................... 2
1.2.2. Objetivos Específicos .................................................................................................................................. 2
1.3. Alcances ..................................................................................................................................................................... 3
2. ANTECEDENTES .............................................................................................................................................................. 4
2.1. Antecedentes generales ...................................................................................................................................... 4
2.1.1. Estudio Exploratorio de Datos ............................................................................................................... 5
2.1.2. Análisis Variográfico ................................................................................................................................... 6
2.1.3. Variograma Modelado Multivariable ................................................................................................... 8
2.1.4. Noción de Soporte ....................................................................................................................................... 9
2.1.5. Aditividad ......................................................................................................................................................10
2.1.6. Métodos de Estimación Local ...............................................................................................................11
2.1.7. Métodos de Estimación Multivariable ...............................................................................................11
2.1.7.1. Cokriging Simple ............................................................................................. 12
2.1.7.2. Cokriging Ordinario ......................................................................................... 13
2.1.7.3. Propiedades del Cokriging ............................................................................... 14
2.1.8. Simulaciones ................................................................................................................................................15
2.2. Modelos de incertidumbre en soporte puntual ......................................................................................16
2.2.1. Modelo Multigaussiano ...........................................................................................................................16
2.2.2. Kriging Multigaussiano ............................................................................................................................18
2.2.3. Algoritmos de Simulación ......................................................................................................................19
2.3. Modelos con cambio de soporte ....................................................................................................................21
2.3.1. Modelo Gaussiano discreto para estimación global ....................................................................21
2.3.2. Modelo Gaussiano discreto para la estimación local ..................................................................24
v
3. METODOLOGÍA ..............................................................................................................................................................27
3.1. Modelos intermedios .........................................................................................................................................27
3.1.1. Modelo 1: Modelo de estimación puntual con medias conocidas ..........................................29
3.1.2. Modelo 2: Modelo de estimación puntual con medias desconocidas ...................................30
3.1.3. Modelo 3: Modelo de estimación de bloques con medias conocidas ...................................31
3.2. Modelo Objetivo: Modelo de estimación de bloques con medias desconocidas .......................32
4. CASO DE ESTUDIO: DEPÓSITO DE LATERITAS NIQUELÍFERAS ...............................................................34
4.1. Estudio exploratorio ..........................................................................................................................................38
4.2. Transformación Gaussiana de los datos ....................................................................................................42
4.3. Análisis variográfico de las variables Gaussianas ..................................................................................43
4.3.1.1. Variograma Experimental ................................................................................ 43
4.3.1.2. Variograma Modelado...................................................................................... 45
5. RESULTADOS ..................................................................................................................................................................47
5.1. Validación de los modelos................................................................................................................................55
5.1.1. Validación de distribuciones .................................................................................................................55
5.1.2. Validación Cruzada ....................................................................................................................................57
5.1.3. Validación adicional del Modelo Objetivo .......................................................................................61
5.2. Cálculo de recursos recuperables .................................................................................................................63
5.3. Comparación de resultados del modelo objetivo con una estimación tradicional ...................66
6. CONCLUSIONES .............................................................................................................................................................69
7. REFERENCIAS .................................................................................................................................................................71
8. ANEXOS .............................................................................................................................................................................73
8.1. Anexo 1: Estudio Exploratorio .......................................................................................................................73
8.1.1. Mapas de distribución de las leyes originales ................................................................................73
8.1.2. Análisis de la zona seleccionada ..........................................................................................................74
8.1.3. Verificación de la bigaussianidad ........................................................................................................76
8.1.4. Búsqueda de las direcciones de anisotropía ...................................................................................79
8.2. Anexo 2: Resultados de los modelos ...........................................................................................................81
8.2.1. Histogramas de las realizaciones ........................................................................................................81
8.2.2. Estadísticas y boxplots de las realizaciones del modelo 4 ........................................................88
8.3. Anexo 3: Resultados de un modelo tradicional .......................................................................................91
8.4. Anexo 4: Definición de bloques y función de beneficio .......................................................................93
8.5. Anexo 5: Determinación de coeficientes de cambio de soporte ......................................................98
vi
ÍNDICE DE FIGURAS
Figura 1: Algunas herramientas de análisis exploratorio (mapa de distribución espacial,
histograma y nube de correlación)................................................................................................... 5
Figura 2: Ejemplo de variograma experimental .............................................................................. 7
Figura 3: Modelos elementales para construir variograma modelado ............................................. 8
Figura 4: Determinación de función de transformación (anamorfosis) ......................................... 16
Figura 5: Tipos de algoritmos de simulación ................................................................................ 19
Figura 6: Esquema explicativo de hipótesis de modelo Gaussiano discreto ................................. 22
Figura 7: Determinación de coeficiente de cambio de soporte ..................................................... 24
Figura 8: Esquema de etapas comunes a los cuatro modelos ........................................................ 28
Figura 9: Esquema de la metodología aplicada (modelo 1) .......................................................... 29
Figura 10: Esquema de la metodología aplicada (modelo 2) ........................................................ 30
Figura 11: Esquema de la metodología aplicada (modelo 3) ........................................................ 31
Figura 12: Esquema de la metodología aplicada (modelo objetivo) ............................................. 32
Figura 13: Ubicación y vista aérea de la mina Cerro Matoso ....................................................... 34
Figura 14: Perfil generalizado de un depósito de lateritas niquelíferas ......................................... 34
Figura 15: Representación esquemática de perfiles presentes en Cerro Matoso ........................... 35
Figura 16: Acumulación de elementos por litología (sectores mina Cerro Matoso) ..................... 36
Figura 17: Configuración de bancos y bloques en mina Cerro Matoso ........................................ 37
Figura 18: Proyecciones en planta y perfiles de los puntos muestreados (ley de aluminio) ......... 38
Figura 19: Histogramas de leyes de alumino, hierro, magnesio, níquel, cromo y sílice ............... 38
Figura 20: Gráficos de dispersión entre leyes ............................................................................... 39
Figura 21: Histogramas y gráficos de dispersión mostrando la existencia de más de una UG ..... 40
Figura 22: Mapas de distribución de datos (perfil Y-Z, leyes de magnesio y sílice) .................... 40
Figura 23: Selección de una unidad geológica .............................................................................. 40
Figura 24: Histogramas y gráficos de dispersión de la unidad geológica seleccionada ................ 41
Figura 25: Histogramas de las variables Gaussianas ..................................................................... 42
Figura 26: Boxplot de las transformadas Gaussianas .................................................................... 42
Figura 27: Mapas variográficos – Gaussiana de magnesio (coordenadas rotadas) ....................... 43
Figura 28: Dirección de cálculo de variogramas experimentales .................................................. 43
Figura 29: Variogramas experimentales de las 6 variables Gaussianas ........................................ 44
Figura 30: Modelo de corregionalización ...................................................................................... 45
Figura 31: Realizaciones ley de níquel (modelo 1) ....................................................................... 47
Figura 32: Realizaciones ley de níquel (modelo 2) ....................................................................... 48
Figura 33: Realizaciones ley de níquel (modelo 3) ....................................................................... 49
Figura 34: Realizaciones ley de níquel (modelo 4) ....................................................................... 50
Figura 35: Ilustración del concepto de distribución de Probabilidad en cada bloque ................... 51
Figura 36: Mapas estadísticos – ley de níquel (modelo 1) ............................................................ 51
Figura 37: Mapa de varianza en cada bloque – ley de níquel (modelo 1) ..................................... 51
Figura 38: Mapas estadísticos – ley de níquel (modelo 2) ............................................................ 52
Figura 39: Mapa de varianza en cada bloque – ley de níquel (modelo 2) ..................................... 52
Figura 40: Mapa de varianza en cada bloque – ley de níquel (modelo 3) ..................................... 52
Figura 41: Mapas estadísticos – ley de níquel (modelo 3) ............................................................ 53
vii
Figura 42: Mapas estadísticos – ley de níquel (modelo 4) ............................................................ 53
Figura 43: Mapa de varianza en cada bloque – ley de níquel (modelo 4) ..................................... 54
Figura 44: Gráficos cuantil contra cuantil de los resultados de los modelos (abscisa) versus
muestras (ordenada) ....................................................................................................................... 55
Figura 45: Gráficos de dispersión de variable estimada y variable real (modelo 2) ..................... 57
Figura 46: Histogramas errores estandarizados (Gaussianas de magnesio y sílice), modelo 2..... 58
Figura 47: Gráfico de dispersión variable estimada versus error estandarizado (Gaussiana de
magnesio), modelo 2 ..................................................................................................................... 58
Figura 48: Gráfico de dispersión variable estimada versus error estandarizado (Gaussiana de
sílice), modelo 2 ............................................................................................................................ 58
Figura 49: Gráficos de dispersión entre variable real y estimada e histogramas de errores
estandarizados (modelo 1) ............................................................................................................. 59
Figura 50: Gráficos de dispersión error estandarizado versus Gaussiana estimada (magnesio),
modelo 1 ........................................................................................................................................ 60
Figura 51: Gráficos de dispersión error estandarizado versus Gaussiana estimada (sílice), modelo
1 ..................................................................................................................................................... 60
Figura 52: Mapa de probabilidad de superar una ley de corte de níquel ....................................... 63
Figura 53: Esquema de definición de destino y evaluación de beneficio de cada bloque ............. 64
Figura 54: Mapas de destino de bloques para 3 realizaciones ....................................................... 65
Figura 55: Comparación de destino de bloques (modelo objetivo versus estimación tradicional) 66
Figura 56: Comparación de beneficio estimado (modelo objetivo versus estimación tradicional)66
Figura 57: Curvas tonelaje-ley (realizaciones modelo objetivo y promedio de realizaciones versus
estimación tradicional) .................................................................................................................. 67
Figura 58: Histograma y boxplot del beneficio (modelo objetivo) ............................................... 68
Figura 59: Proyecciones en el perfil YZ de las variables originales ............................................. 73
Figura 60: Histogramas de las variables (zona seleccionada) ....................................................... 74
Figura 61: Gráficos de dispersión entre variables (zona seleccionada) ......................................... 75
Figura 62: Gráfico de dispersión entre variables Gaussianas ........................................................ 76
Figura 63: Histogramas de las variables Gaussianas ..................................................................... 76
Figura 64: Nubes de dispersión diferida (arriba h=7 [m], abajo h=30 [m]) .................................. 77
Figura 65: Raíz de variograma dividido por madograma - Gaussianas magnesio (izquierda) y
sílice (derecha) ............................................................................................................................... 77
Figura 66: Raíz de variograma dividido por madograma - análisis direccional (Gaussianas
magnesio y sílice) .......................................................................................................................... 78
Figura 67: Variogramas experimentales Gaussianas (varias direcciones) .................................... 79
Figura 68: Variogramas experimentales directos – variables Gaussianas ..................................... 80
Figura 69: Razón sílice-magnesio en Cerro Matoso ..................................................................... 93
Figura 70: Diagrama de flujos del proceso de cerro matoso ......................................................... 94
Figura 71: Gráfico de recuperación de níquel en función de la ley de alimentación .................... 96
viii
ÍNDICE DE TABLAS
Tabla 1: Estadísticas básicas de las variables en estudio .............................................................. 39
Tabla 2: Estadísticas de leyes y razón sílice/magnesio (unidad geológica seleccionada) ............. 41
Tabla 3: Matriz de coeficientes de correlación .............................................................................. 41
Tabla 4: Estadísticas de las transformadas Gaussianas ................................................................. 42
Tabla 5: Parámetros de cálculo, variograma experimental (con respecto al sistema rotado) ........ 44
Tabla 6: Comparación histogramas de los 4 modelos con histograma de muestras (ley de níquel)
....................................................................................................................................................... 56
Tabla 7: Resultados de la validación (modelo 2) .......................................................................... 57
Tabla 8: Resultados de la validación (modelo 1) .......................................................................... 59
Tabla 9: Nubes direccionales (muestras versus modelo 4)............................................................ 61
Tabla 10: Gráficos de dispersión (muestras versus modelo 4) ...................................................... 62
Tabla 11: Estadísticas de Leyes y Razón Si/Mg (Unidad Geológica Seleccionada)..................... 74
Tabla 12: Matriz de coefcientes de correlación (zona seleccionada) ............................................ 74
Tabla 13: Estadísticas de las transformadas Gaussianas ............................................................... 76
Tabla 14: Histograma realizaciones y muestras (ley de aluminio) ................................................ 81
Tabla 15: Histograma realizaciones y muestras (ley de cromo) .................................................... 82
Tabla 16: Histograma realizaciones y muestras (ley de hierro) .................................................... 83
Tabla 17: Histograma realizaciones y muestras (ley de magnesio)............................................... 84
Tabla 18: Histograma realizaciones y muestras (ley de níquel) .................................................... 85
Tabla 19: Histograma realizaciones y muestras (ley de sílice) ..................................................... 86
Tabla 20: Histograma realizaciones y muestras (razón sílice-magnesio) ...................................... 87
Tabla 21: Estadísticas de algunas de las realizaciones para Aluminio .......................................... 88
Tabla 22: Estadísticas de algunas de las realizaciones para Cromo .............................................. 88
Tabla 23: Estadísticas de algunas de las realizaciones para Fierro ............................................... 88
Tabla 24: Estadísticas de algunas de las realizaciones para Magnesio ......................................... 88
Tabla 25: Estidísticas de algunas de las realizaciones para níquel ................................................ 88
Tabla 26: Estadísticas de algunas de las realizaciones para sílice ................................................. 89
Tabla 27: Comparación estadísticas de algunas de las realizaciones para níquel ......................... 89
Tabla 28: Comparación estadísticas de algunas de las realizaciones para magnesio .................... 89
Tabla 29: Boxplot realizaciones modelo 4 (1)............................................................................... 89
Tabla 30: Boxplot realizaciones modelo 4 (2)............................................................................... 90
Tabla 31: Estadísticas estimación tradicional ................................................................................ 91
Tabla 32: Comparación histogramas estimación tradicional (verde) – muestras (amarillo) (1) ... 91
Tabla 33: Comparación histogramas estimación tradicional (verde) – muestras (amarillo) (2) ... 92
Tabla 34: Parámetros técnico-económicos extraidos de publicaciones......................................... 94
Tabla 35: Parámetros técnico-económicos estimados ................................................................... 95
Tabla 36: Coeficientes de cambio de soporte ................................................................................ 98
ix
ÍNDICE DE ECUACIONES
Ecuación 1: Función de distribución de una variable aleatoria ....................................................... 4
Ecuación 2: Densidad de probabilidad de una variable aleatoria .................................................... 4
Ecuación 3: Variograma teórico univariable ................................................................................... 6
Ecuación 4: Variograma experimental univariable (estimador tradicional del variograma) ........... 6
Ecuación 5: Variograma cruzado teórico ........................................................................................ 6
Ecuación 6: Estimador del variograma cruzado .............................................................................. 6
Ecuación 7: Modelo lineal de corregionalización (forma lineal) .................................................... 9
Ecuación 8: Modelo lineal de corregionalización (forma matricial) ............................................... 9
Ecuación 9: Cokriging simple ....................................................................................................... 12
Ecuación 10: Definición del vector a (cokriging simple) .............................................................. 12
Ecuación 11: Matriz de varianza-covarianza de los errores de cokriging simple ......................... 12
Ecuación 12: Sistema de ecuaciones para obtener Ponderadores (cokriging simple) ................... 13
Ecuación 13: Cokriging ordinario ................................................................................................. 13
Ecuación 14: Matriz de varianza-covarianza de los errores de cokriging ordinario ..................... 13
Ecuación 15: Sistema de ecuaciones para obtener ponderadores y multiplicadores de Lagrange
(cokriging ordinario)...................................................................................................................... 14
Ecuación 16: Densidad de probabilidad multigaussiana ............................................................... 17
Ecuación 17: Kriging simple de y(x) ............................................................................................. 18
Ecuación 18: Valor regularizado sobre un bloque (Z(v)) .............................................................. 21
Ecuación 19: Función de anamorfosis puntual .............................................................................. 22
Ecuación 20: Función de anamorfosis de bloques......................................................................... 22
Ecuación 21: Función de anamorfosis puntual (desarrollado en polinomios de Hermite) ............ 23
Ecuación 22: Función de anamorfosis de bloques (desarrollado en polinomios de Hermite) ...... 23
Ecuación 23: Varianza de Z(v) en funcion del Coeficiente de cambio de soporte ....................... 23
Ecuación 24: Varianza de Z(v) en función del variograma de la variable original ....................... 23
Ecuación 25: Variograma en el soporte de bloques ...................................................................... 23
Ecuación 26: Variable Gaussiana regularizada (soporte de bloques) ............................................ 25
Ecuación 27: Relación entre la variable Gaussiana regularizada y variable Gaussiana de bloques
....................................................................................................................................................... 26
Ecuación 28: Definición modelo de corregionalización caso de estudio ...................................... 45
Ecuación 29: Modelo de corregionalización caso de estudio (variables Gaussianas) ................... 46
Ecuación 30: Clasificación de bloques entre mineral y estéril ...................................................... 64
Ecuación 31: Valorización de cada bloque.................................................................................... 64
1
1. INTRODUCCIÓN
La estimación de recursos de un yacimiento es clave en la evaluación económica,
planificación, diseño y operación de un proyecto minero. Esta estimación de recursos inicia su
proceso en las etapas de muestreo, cuyo fin es colectar información a partir del mineral in situ,
resultando en una base de datos con diferentes elementos o propiedades del yacimiento.
Generalmente la estimación de la variable de interés se realiza a partir de técnicas
geoestadísticas que sólo consideran información de esta misma variable, sin incorporar
información adicional.
Adicionalmente, existen herramientas geoestadísticas que incorporan tanto la información
de la variable de interés como la de alguna otra auxiliar con la que exista correlación. Dichas
herramientas se enmarcan dentro del contexto de la geoestadística multivariable, que tienen como
ventaja el aporte de información que se logra al usar datos auxiliares o secundarios. No obstante,
estas estimaciones multivariables presentan en general algunos problemas (no reproducen la
variabilidad espacial de las leyes, producen sesgos en la estimación de distribuciones y no
abordan adecuadamente el cambio de soporte).
El presente trabajo pretende entregar un modelo de estimación basado en la extensión de
dos técnicas geoestadísticas al ámbito multivariable. Se abarcará el desafío del cambio de
soporte y se generarán múltiples realizaciones independientes de las variables de interés,
abordando así, los problemas que en general presentan las técnicas multivariables. Esto nos
permitirá contar con estimaciones que cuantifiquen adecuadamente la incertidumbre,
disminuyendo el riesgo en la toma de decisiones (determinar el destino de bloques, beneficio
esperado, probabilidad de superar leyes de corte, entre otros).
Para llegar a este modelo “objetivo” se validarán previamente tres modelos de estimación,
basados en la extensión paulatina de las dos técnicas geoestadísticas involucradas (modelo
Gaussiano discreto y modelo multigaussiano).
Adicionalmente se pretende evaluar las diferencias entre el modelo propuesto y técnicas
de estimación multivariable tradicionales.
2
1.1. Motivación del trabajo
Actualmente la mayor parte de los yacimientos del mundo ha hecho su evaluación de
recursos y reservas por medio del uso de técnicas de estimación univariables, como son por
ejemplo el kriging simple u ordinario. Métodos como el cokriging, extensión multivariable del
kriging, han sido poco aplicados hasta ahora por presentar un modelamiento más complejo y
también por ser poco conocidos en la industria minera.
Adicionalmente, estas estimaciones multivariables presentan problemas (en general) en la
reproducción de la variabilidad espacial de las leyes y sesgos en la estimación de variables no
aditivas.
Es por esto que surge la motivación de generar modelos alternativos, que aborden estos
problemas y que, en definitiva, puedan tener un mejor desempeño que los modelos
convencionales.
1.2. Objetivos
1.2.1. Objetivo General
El objetivo general de este trabajo consiste en el diseño y aplicación de modelos
multivariables de cambio de soporte. Por medio de estos modelos se pretende predecir la cantidad
de recursos recuperables sobre determinadas leyes de corte (con consideraciones multivariables y
restricciones técnicas), y estimar la distribución de variables no aditivas.
1.2.2. Objetivos Específicos
Aplicar herramientas y métodos de análisis geoestadístico multivariable (modelos de
corregionalización y cokriging).
Extender la aplicación del modelo multigaussiano al ámbito multivariable y a soporte de
bloques.
Validar los modelos propuestos y la reproducción de incertidumbre del modelo final.
Comparar los resultados con los obtenidos mediante técnicas de estimación tradicionales.
3
1.3. Alcances
El trabajo se realizará sobre una base de datos de pozos de tronadura de la mina
colombiana Cerro Matoso. En esta base de datos se encuentran muestreadas leyes de níquel,
hierro, magnesio, sílice, aluminio y cromo, el tipo de roca y la razón sílice-magnesio.
A través de este trabajo se busca definir un modelo de estimación multivariable que
permita predecir los recursos recuperables del depósito, incorporando relaciones entre variables,
abordando el desafío del cambio de soporte en el ámbito multivariable, estimando variables no
aditivas y permitiendo el análisis de múltiples escenarios.
La comparación de resultados se realizará sólo para el modelo final, y se contrastará
contra la estimación mediante cokriging ordinario.
Se realizarán estimaciones mediante cokriging, además de la aplicación del modelo
multigaussiano y el modelo Gaussiano discreto. Dichas estimaciones y modelos, además de su
respectivo post procesamiento, se realizarán principalmente con ayuda de los softwares
MATLAB, ISATIS, la librería de archivos ejecutables GSLib, VULCAN y Microsoft Excel.
Este trabajo se enmarca en el proyecto Innova-Corfo 09CN14-5838, titulado:
"Modelamiento multivariable para evaluación de yacimientos".
4
2. ANTECEDENTES
2.1. Antecedentes generales
La geoestadística es una rama de la estadística, aplicada en un contexto espacial. Busca
estudiar variables regionalizadas, que corresponden a variables numéricas que se distribuyen en
el espacio y presentan cierta continuidad espacial, aunque varían irregularmente a escala local.
Ejemplo de una variable regionalizada es la ley de un elemento en un yacimiento minero. Una
variable regionalizada queda caracterizada por:
Su naturaleza: puede ser continua, discreta (ordinal) o categórica (nominal).
El dominio en estudio, es decir, las dimensiones espaciales que abarca la variable.
El volumen sobre el cual se mide (soporte), dado que no es lo mismo medirla en
puntos del espacio o en soportes mayores (bloques).
Si bien los fenómenos naturales son determinísticos, pueden ser muy complejos. Es por
esto que en el estudio de una variable regionalizada se puede considerar la aplicación de
probabilidades, como por ejemplo en la ley de un metal presente en la mineralización de un
macizo rocoso. En un modelo probabilístico una variable regionalizada z(x) en un sitio x del
dominio D en estudio, se interpreta como una realización de una variable aleatoria Z(x). El
conjunto de estas variables en distintos puntos del espacio constituye una función aleatoria que se
expresa como { ( ) }
Una variable aleatoria Z se caracteriza por una distribución de probabilidad:
Función de distribución:
( ) ( ) ECUACIÓN 1: FUNCIÓN DE DISTRIBUCIÓN DE UNA VARIABLE ALEATORIA
Densidad de probabilidad: (si la variable es continua) corresponde a la derivada de
la función de distribución. Se trata de una función positiva f tal que:
( ) ∫ ( )
ECUACIÓN 2: DENSIDAD DE PROBABILIDAD DE UNA VARIABLE ALEATORIA
Una función aleatoria se caracteriza por una distribución espacial, que consta de todas las
distribuciones de probabilidad de sus componentes, en particular:
Distribución univariable: ( ) ( ( ) )
5
Distribución bivariable: ( ) ( ( ) ( ) )
Donde y representan distintos sitios en el espacio.
En los estudios geoestadísticos se asumen generalmente algunas hipótesis simplificatorias,
como la hipótesis de estacionaridad que establece que la distribución espacial es invariante por
traslación en el espacio. En particular, independiente de la ubicación en el espacio, presenta las
mismas medias y varianzas. Además, normalmente sólo se modela hasta segundo orden.
En un estudio geoestadístico previamente se desarrollan las etapas de estudio exploratorio
y variográfico, que se describen brevemente a continuación.
2.1.1. Estudio Exploratorio de Datos
El objetivo es conocer de modo general la distribución de la variable regionalizada en
estudio, definir zonas de estudio, detectar errores o anticipar dificultades asociadas a las bases de
datos disponibles. Algunas herramientas de análisis exploratorio de datos, presentadas con sus
respectivos objetivos son:
Mapas para visualizar la ubicación espacial de los datos.
Histogramas para conocer la distribución estadística de los datos.
Estadísticas básicas como las medidas de posición y dispersión.
Gráficos de probabilidad para comparar una distribución empírica con una teórica.
Gráficos q-q plot para comparar dos distribuciones empíricas.
Nubes de correlación para visualizar valores de una variable en función de otra.
FIGURA 1: ALGUNAS HERRAMIENTAS DE ANÁLISIS EXPLORATORIO (MAPA DE DISTRIBUCIÓN
ESPACIAL, HISTOGRAMA Y NUBE DE CORRELACIÓN)
6
2.1.2. Análisis Variográfico
Su objetivo es modelar la continuidad espacial de la(s) variable(s) en estudio, debido a
que los valores observados en distintos puntos del espacio pueden estar correlacionados. De este
modo es importante estudiar qué tan rápido o lento se pierde esta correlación al aumentar la
distancia de separación entre dos puntos.
Para desarrollar este estudio se utiliza una función llamada variograma que tiene por
objetivo medir la variabilidad espacial. La versión simple corresponde al caso univariable,
mientras que la cruzada corresponde a la multivariable e involucra un par de variables a la vez.
Lo que considera dicha herramienta es principalmente la diferencia entre pares de datos que se
encuentren separados por un vector h.
El variograma en el caso univariable se presenta a continuación.
( )
{[ ( ) ( )] }
ECUACIÓN 3: VARIOGRAMA TEÓRICO UNIVARIABLE
( )
( ) ∑[ ( ) ( )]
( )
ECUACIÓN 4: VARIOGRAMA EXPERIMENTAL UNIVARIABLE (ESTIMADOR TRADICIONAL DEL
VARIOGRAMA)
La variable regionalizada es z(x), mientras que Z(x) es la función aleatoria asociada,
|N(h)| corresponde al número de pares de datos disponibles para una separación dada por un
vector h, siendo {( ) ( )} las posiciones de estos pares de datos.
Dicha herramienta también puede ser definida para el caso multivariable. De esta manera
se mide la variabilidad que hay entre dos variables ( ) de una base de datos en el espacio.
( )
{[ ( ) ( )] [ ( ) ( )]}
ECUACIÓN 5: VARIOGRAMA CRUZADO TEÓRICO
( )
( ) ∑ [ ( ) ( )] [ ( ) ( )]
( )
ECUACIÓN 6: ESTIMADOR DEL VARIOGRAMA CRUZADO
Donde Nij(h) es el número de pares de datos que se consideren para calcular el estimador,
los que se encuentran separados entre sí por un vector h. Notar que h corresponde a un vector con
7
una dirección cualquiera y que el uso del vector h para las mediciones usadas hace que ambas
variables deban coexistir en los mismos puntos para poder calcular este estimador.
FIGURA 2: EJEMPLO DE VARIOGRAMA EXPERIMENTAL
En un variograma experimental se define como meseta al valor en el cual se estabiliza el
variograma, y como alcance a la distancia que se alcanza la meseta. Formalmente la meseta debe
ser igual a la varianza de la variable (o la covarianza en el caso de un variograma cruzado entre
dos variables). Además se define como efecto pepita a la discontinuidad en el origen del
variograma. Mientras más alto el efecto pepita, más erraticidad a pequeña escala presenta la
variable en estudio.
Un variograma experimental requiere ser modelado debido a que se calcula sólo para
ciertas direcciones y distancias. Existen una serie de modelos elementales que, según la forma
que presente el variograma experimental, principalmente en el origen, permiten modelarlo
adecuadamente:
Efecto pepita: discontinuidad en el origen.
Modelo esférico y exponencial: lineales en el origen.
Modelo Gaussiano: parabólico en el origen.
8
FIGURA 3: MODELOS ELEMENTALES PARA CONSTRUIR VARIOGRAMA MODELADO
2.1.3. Variograma Modelado Multivariable
Los métodos de estimación y simulación usan como base el variograma modelado. De
esta manera es necesario tener una función que modele el variograma experimental de manera
continua y en todas las direcciones del espacio. A diferencia del caso univariable, en el que se
define un variograma para una variable solamente, en el caso multivariable se debe definir el
conjunto de variogramas modelados que se ajusten a los variogramas experimentales simples y
cruzados de las variables.
Las combinaciones de los diferentes modelos elementales de variogramas es lo que se
conoce como variograma modelado multivariable o modelo lineal de corregionalización. Éstos
son construidos considerando los mismos modelos básicos que en el caso univariable (modelo
esférico, modelo exponencial, modelo gausiano, etc). Lo que diferencia el variograma modelado
según la variable corresponde a las mesetas de los variogramas básicos, las que quedan definidas
de forma matricial. En la diagonal de dicha matriz se encuentran las mesetas de los variogramas
simples, mientras que en el resto de la matriz se encuentran las mesetas de los variogramas
cruzados.
9
La ecuación general del modelo para N variables es la siguiente.
{ } ( ) ∑ ( )
ECUACIÓN 7: MODELO LINEAL DE CORREGIONALIZACIÓN (FORMA LINEAL)
En forma matricial se define de la siguiente manera.
( ) ∑ ( )
ECUACIÓN 8: MODELO LINEAL DE CORREGIONALIZACIÓN (FORMA MATRICIAL)
Donde [ ] (con i,j=1,…,N) se define como una matriz de corregionalización y
gu(h) es un modelo básico de variograma elegido entre los usados en el caso univariable
(exponencial, esférico, Gaussiano, etc).
Los problemas que se encuentran al definir el modelo de variograma corresponden
principalmente a elección de la forma de éste, la estimación de los parámetros del modelo y el
hecho de que las matrices de corregionalización deben ser semidefinidas positivas (verificando
que los valores propios de la matriz Bu sean mayores que cero). Para lidiar con estos problemas,
se utilizan algoritmos de ajuste semiautomático basados en una técnica parecida a mínimos
cuadrados [10,15]. Uno de estos algoritmos permite el ajuste de variogramas en el caso que las
mesetas sean desconocidas y el otro en el caso que las mesetas sean conocidas.
2.1.4. Noción de Soporte
Una variable regionalizada puede definirse, no sólo en cada punto del espacio, sino que
también en una superficie (2D) o en un volumen (3D). La superficie o el volumen sobre el cual se
considera la variable regionalizada se denomina soporte. En general, el soporte de las mediciones
es muy pequeño (asimilado a un “punto”), mientras que el que interesa en la práctica puede ser
más voluminoso (por ejemplo, las unidades selectivas de explotación). Esta noción es esencial
debido a la dependencia que existe entre el soporte y la distribución estadística de los valores,
conocida como efecto de soporte: los soportes voluminosos presentan una menor cantidad de
valores extremos y una mayor cantidad de valores intermedios que los soportes puntuales. Así, la
distribución de los valores (en especial, su varianza) depende del soporte sobre el cual está
definida la variable regionalizada. En general la varianza disminuye a medida que se aumenta el
tamaño del soporte, mientras que el valor promedio permanece constante [11].
En los problemas que involucran un cambio de soporte, es deseable que la variable
regionalizada sea aditiva, es decir, que su valor en la unión de varios dominios sea igual a la
media de sus valores sobre cada uno de ellos. Esta restricción es necesaria para que el cálculo del
10
valor promedio sobre un soporte más grande que el soporte de las mediciones, tenga un sentido
físico.
El efecto soporte no sólo se refleja en la distribución estadística de los datos, sino también
en la planificación y beneficio del negocio minero.
2.1.5. Aditividad
Se dice que una variable regionalizada es aditiva cuando el valor de un soporte grande
(“bloque”) es el promedio aritmético o la suma de los valores “puntuales” dentro del bloque. Esta
propiedad permite que se realice un cambio de soporte.
Algunos ejemplos de variables aditivas son potencia (acumulación de una veta) y ley de
cabeza. Algunos contra-ejemplos (variables no aditivas) son razón de solubilidad, recuperación
metalúrgica, razón Si-Mg, y código de tipo de roca.
Las variables no aditivas pueden ser estimadas mediante kriging, pero esta estimación no
permite cambio de soporte ya que se incurre en un sesgo [12]. Una correcta predicción de la
distribución de variables no aditivas, que se definan por el cociente entre dos variables aditivas,
se puede realizar mediante simulaciones condicionales conjuntas de las variables aditivas y, al
realizar la división de las simulaciones, se logra predecir sin sesgo la variable no aditiva [2,12].
11
2.1.6. Métodos de Estimación Local
En minería y en otros ámbitos de aplicación de la geoestadística, se busca predecir la
variable regionalizada en sitios del espacio donde no se conoce el valor real, a partir de los datos
disponibles. Una de las metodologías más utilizadas es el kriging, que consiste en estimar valores
de la variable regionalizada mediante un promedio lineal ponderado de los datos vecinos. Los dos
principales tipos de kriging son el kriging simple (en el cual la media de la variable se asume
conocida) y el kriging ordinario (media desconocida).
Estas metodologías consideran los siguientes aspectos en las estimaciones:
1. La distancia de los datos al sitio a estimar.
2. La redundancia entre los datos (si es que hay datos muy cercanos unos con otros).
3. La continuidad espacial de la variable regionalizada, es decir, qué tan rápido o
lento varían los valores que toma la variable en el espacio.
Además el kriging presenta otras características importantes; es una estimación insesgada
porque establece una esperanza nula para el error de estimación, y es óptimo porque busca
minimizar la varianza del error de estimación.
Pero presenta ciertas limitaciones importantes:
• Suavizamiento: los valores estimados presentan menos dispersión que los valores
verdaderos.
• La varianza de kriging no refleja el efecto proporcional. Este efecto comúnmente se
presenta en minería y consiste en observar mayor variabilidad en zonas de valores altos, es decir,
se observa valores altos mezclados a corta distancia con valores bajos.
Estas dos limitaciones hacen que el kriging no sea una buena herramienta en la estimación
de funciones umbrales, como por ejemplo en la determinación de tonelajes de roca sobre una ley
de corte, que es un problema crítico en la estimación de recursos y reservas recuperables en un
negocio minero.
2.1.7. Métodos de Estimación Multivariable
Cuando se dispone de mediciones acerca de varias variables, se puede mejorar la
estimación de la variable de interés con ayuda de las observaciones de las otras variables. Este
enfoque es muy interesante cuando las variables auxiliares están fuertemente correlacionadas con
la variable de interés y más muestreadas (caso conocido como heterotopía).
12
Los métodos de estimación que usan más de una variable son los llamados multivariables.
Dentro de éstos destaca el cokriging correspondiente a la extensión multivariable del kriging.
Éste, al igual que en el caso univariable, considera dos variantes principales: simple y ordinario.
2.1.7.1. Cokriging Simple
El estimador de todo el conjunto de variables en la posición se puede escribir (para el
caso de un muestreo homotópico, es decir, donde todas las variables son conocidas en todos los
puntos con datos) como:
( ) ∑
( )
ECUACIÓN 9: COKRIGING SIMPLE
∑
ECUACIÓN 10: DEFINICIÓN DEL VECTOR A (COKRIGING SIMPLE)
Donde es la cantidad de variables, es un vector de , { } son
matrices de (ponderadores de cokriging), m es un vector de con las medias de las
variables, Z es un vector de con los valores de las variables, { } son las
posiciones con datos ( ( ) es el vector con las variables en los puntos con datos) y ( ) es el
vector con las estimaciones de las variables en la posición .
Asimismo, se puede expresar la matriz de varianza-covarianza de los errores de cokriging
simple de todas las variables, como:
( ) ( ) ∑
( )
ECUACIÓN 11: MATRIZ DE VARIANZA-COVARIANZA DE LOS ERRORES DE COKRIGING SIMPLE
Donde ( ) es una matriz de que corresponde a las covarianzas de las
variables entre los puntos y .
Los ponderadores se determinan por medio del sistema de ecuaciones que se presenta a
continuación.
13
(
( )
( )
( )
( )
( )
( )
( )
( )
( ) )
(
)
(
( )
( )
( ) )
ECUACIÓN 12: SISTEMA DE ECUACIONES PARA OBTENER PONDERADORES (COKRIGING SIMPLE)
El cokriging simple otorga una gran importancia a las medias de las variables, las cuales
intervienen explícitamente en la expresión del estimador. Cuando no se conoce estas últimas con
precisión o no se puede considerarlas como constantes en el espacio, se prefiere utilizar el
cokriging ordinario, el cual no se basa en el conocimiento de las medias y permite que éstas
varíen lentamente, quedando constantes a la escala de la vecindad de cokriging.
2.1.7.2. Cokriging Ordinario
Este método considera desconocidas las medias de las variables. El estimador de todo el
conjunto de variables en la posición se puede escribir (para el caso de un muestreo
homotópico) como:
( ) ∑
( )
ECUACIÓN 13: COKRIGING ORDINARIO
Donde es la cantidad de variables, { } son matrices de
(ponderadores de cokriging), Z es un vector con los valores de las variables, { }
son las posiciones con datos ( ( ) es el vector con las variables en los puntos con datos) y
( ) es el vector con las estimaciones de las variables en la posición .
Se puede expresar la matriz de varianza-covarianza de los errores de cokriging ordinario
de todas las variables, como:
( ) ( ) ∑
[ ( ) ]
ECUACIÓN 14: MATRIZ DE VARIANZA-COVARIANZA DE LOS ERRORES DE COKRIGING ORDINARIO
Donde ( ) es una matriz de , cuyo término genérico es ( ) que
corresponde al variograma cruzado de las variables i,j entre los puntos y , y es una matriz
de (multiplicadores de Lagrange).
14
Los ponderadores y multiplicadores de Lagrange (M) se determinan por medio del
sistema de ecuaciones que se presenta a continuación
(
( )
( )
( )
( )
( )
( )
( )
( )
( )
)
(
)
(
( )
( )
( ) )
ECUACIÓN 15: SISTEMA DE ECUACIONES PARA OBTENER PONDERADORES Y MULTIPLICADORES DE
LAGRANGE (COKRIGING ORDINARIO)
Donde es una matriz de de ceros, e es la matriz identidad de tamaño .
Del sistema de ecuaciones, se observa que los ponderadores de la variable primaria
(variable a estimar) deben sumar 1, mientras que los de cada co-variable deben sumar cero.
2.1.7.3. Propiedades del Cokriging
Los estimadores de kriging y cokriging poseen varias propiedades, en particular:
Interpolación exacta (para las estimaciones puntuales): el valor estimado en un
punto con dato restituye el valor medido.
Aditividad: la estimación del valor promedio de un bloque se identifica con el
promedio de las estimaciones puntuales dentro de este bloque (más generalmente, esta propiedad
se extiende a toda operación lineal, y no solamente al cálculo de un valor promedio).
Suavizamiento: el mapa de las estimaciones presenta menos variabilidad espacial
que el mapa de los valores verdaderos desconocidos. En consecuencia, las estimaciones no
poseen las mismas características espaciales que la variable estudiada.
Una limitación del (co)kriging es que las varianzas y covarianzas de estimación no
dependen de los valores de los datos, sino que solamente del modelo variográfico y de la
configuración geométrica formada por los datos y el sitio a estimar.
En teoría, el cokriging es preferible al kriging, pues siempre entrega una varianza de
estimación menor. En la práctica el cokriging mejora significativamente la estimación cuando las
variables auxiliares están más muestreadas que la variable de interés (situación de heterotopía). Si
los sitios de medición son comunes a todas las variables (situación de homotopía), las variables
auxiliares pueden traer poca información adicional, ya sea porque están poco correlacionadas con
la variable de interés, o bien al contrario porque están fuertemente correlacionadas, caso en el
cual sus valores se vuelven redundantes con las mediciones de la variable de interés.
15
2.1.8. Simulaciones
Debido a las limitaciones del kriging, se propone la simulación como metodología para
cuantificar la incertidumbre asociada al desconocimiento de los valores reales de una variable
regionalizada. Una simulación es un modelo numérico que busca reproducir la variabilidad real
de la variable en estudio mediante la construcción de varias realizaciones que representan
escenarios posibles.
Se puede diferenciar dos tipos de simulaciones: las no condicionales y las condicionales.
Las simulaciones no condicionales buscan reproducir la distribución de la variable regionalizada,
sin reproducir los valores de los datos en sitios ya conocidos. En cambio las simulaciones
condicionales buscan reproducir las distribuciones locales, que dependen de los datos conocidos.
De esta forma, en un sitio con dato no hay incertidumbre, y estas simulaciones condicionales
pueden considerarse más realistas que las no condicionales.
Así como el kriging tradicional sólo permite resolver el problema de estimación, es decir,
de predecir valores en sitios no conocidos, las simulaciones además entregan mediciones de la
incertidumbre y permiten desarrollar análisis de riesgo, debido a la disposición de varios
escenarios posibles. Adicionalmente se puede incorporar información de otras variables, dando
origen a las denominadas co-simulaciones.
Para aplicar simulaciones es necesario definir un modelo adecuado de función aleatoria.
Además, estas simulaciones pueden realizarse a distintos soportes, es decir, a soporte de puntos o
a soporte de bloques, dado que en minería resulta de interés desarrollar un modelo de leyes a
soporte de bloques (unidades selectivas de explotación).
16
2.2. Modelos de incertidumbre en soporte puntual
La incertidumbre en un modelo está asociada a la falta de conocimiento por no disponer
de un muestreo exhaustivo de la variable en estudio. Es por esto que ningún modelo numérico
reproduce la realidad sin error. Los modelos de incertidumbre buscan caracterizar los valores
desconocidos de una variable regionalizada no por estimaciones, sino que por distribuciones de
probabilidad.
Un modelo de incertidumbre global busca describir la distribución global de la variable
regionalizada, distribución que no depende de la ubicación considerada en el espacio. Esta
función de distribución puede ser obtenida a partir del histograma acumulado de los datos
disponibles. Por su parte, un modelo de incertidumbre local busca describir la distribución local
de la variable regionalizada, es decir, condicional a los datos disponibles. De esta forma la
distribución depende de la ubicación en el espacio, al considerar los valores y las posiciones de
los datos cercanos.
2.2.1. Modelo Multigaussiano
Es uno de los modelos de incertidumbre a soporte puntual típicamente utilizados debido a
su simpleza y conveniencia [3]. Este modelo requiere trabajar con variables Gaussianas, lo que
hace necesario transformar los datos disponibles mediante una función de transformación
llamada anamorfosis. Gráficamente, la anamorfosis consiste en deformar el histograma de los
datos en un histograma Gaussiano, de modo que la variable transformada, denotada Y(x), tenga
una distribución Gaussiana estándar (de media 0 y varianza 1). Lo anterior se observa en el
siguiente esquema:
FIGURA 4: DETERMINACIÓN DE FUNCIÓN DE TRANSFORMACIÓN (ANAMORFOSIS)
17
La hipótesis fundamental del modelo es que los valores transformados tienen una
distribución multigaussiana, la cual se define por las siguientes propiedades:
1. Toda combinación lineal de los valores sigue una distribución Gaussiana.
2. La densidad de probabilidad de un conjunto de valores ubicados en los sitios
{ } es:
( )
(√ ) √ ( ) {
}
ECUACIÓN 16: DENSIDAD DE PROBABILIDAD MULTIGAUSSIANA
Donde ( ) { ( ) ( )}
Se destaca que la densidad de probabilidad queda definida sólo con la matriz de varianza-
covarianza C. De este modo, la función aleatoria multigaussiana está caracterizada por su función
de covarianza o, equivalentemente, por su variograma.
Una propiedad fundamental del modelo es que la distribución global de un valor
transformado Y(x) es una Gaussiana estándar N(0,1). Por su parte la distribución local de Y(x)
también es una Gaussiana pero no estándar, sino de media igual al kriging simple de Y(x) y de
varianza igual a la varianza de kriging simple (cokriging en el caso multivariable). Un resultado
directo de esto es que la distribución local tiende a la distribución global en posiciones del
espacio lejanas a los datos.
Por otra parte, debido a que en ciertos casos transformar los datos originales en datos
Gaussianos puede resultar complicado, es necesario verificar la hipótesis básica del modelo que
establece multigaussianidad. Para esto se puede desarrollar los siguientes tests que corroboran la
bigaussianidad1:
1. Nubes de correlación diferida: en las cuales se grafican pares de datos Gaussianos
separados a una cierta distancia. Estas nubes deben presentar una forma elíptica para distancias
de separación menores, y una forma circular para distancias mayores.
2. Variogramas de indicadores: Existe una relación teórica entre el variograma de un
indicador y el variograma de los datos Gaussianos. Entonces se puede estimar el variograma de
indicador teóricamente, y luego comparar con el variograma experimental de indicador.
1 Probar la hipótesis multigaussiana más allá de la bigaussiana se vuelve demasiado complejo para fines
prácticos.
18
3. Comparación de madograma con variograma: siendo el madograma el variograma
de orden 1, se tiene una relación con el variograma clásico que puede ser verificada.
Una vez verificada la hipótesis del modelo, se puede ejecutar simulaciones
multigaussianas o desarrollar una versión del kriging llamado kriging multigaussiano.
2.2.2. Kriging Multigaussiano
Este método tiene como supuesto que la función aleatoria de la variable aleatoria sigue,
después de la anamorfosis, una distribución espacial multigaussiana. Utilizando la propiedad de
ortogonalidad del kriging simple, se establece que la distribución de ( ) condicionalmente a los
datos { ( ) } sigue siendo gaussiana:
De media igual al kriging simple de ( )
( ) ∑ ( ) ( )
ECUACIÓN 17: KRIGING SIMPLE DE Y(X)
De varianza igual a la varianza ( ) del kriging simple de Y(x).
De este modo, la función de distribución de la variable original ( ) condicional a los
datos está enteramente caracterizada por la función de anamorfosis y por el kriging de la
transformada Gaussiana, lo que hace del kriging multigaussiano un método particularmente
sencillo y rápido de poner en marcha (el kriging simple sólo requiere conocer la función de
covarianza de ( ) pues su media es nula por construcción).
El kriging multigaussiano ha sido ampliamente utilizado en el cálculo de recursos
recuperables [21], dando buenos resultados, no obstante, este método sufre de algunas
limitaciones que impiden su aplicación a ciertos casos de estudio [19], como por ejemplo, asumir
que la media es perfectamente conocida (dado que la estimación que interviene en la función de
distribución condicional es un kriging simple).
En el caso donde la media de la transformada Gaussiana no podría ser considerada como
constante y nula en todo el campo, se reemplazar el kriging simple por uno ordinario, más
flexible (la media, supuesta desconocida, puede variar de una vecindad de kriging a otra) [8].
Utilizando este último enfoque, en este trabajo se pretende extender la aplicación del modelo
multigaussiano al ámbito multivariable, basándose en cokriging simple y ordinario.
19
2.2.3. Algoritmos de Simulación
Existen una serie de algoritmos que permiten simular funciones aleatorias
multigaussianas. Estos algoritmos se pueden clasificar en dos tipos, según si desarrollan
directamente simulaciones condicionales o si las simulaciones deben ser condicionadas
posteriormente:
FIGURA 5: TIPOS DE ALGORITMOS DE SIMULACIÓN
Un método interesante es el método de bandas rotantes, dado que permite reducir a una
dimensión las simulaciones a desarrollar en dos o más dimensiones. En breves palabras el método
consiste en construir simulaciones unidimensionales para luego esparcirlas a más dimensiones
mediante una serie de rectas que discretizan el espacio. Para esto existen expresiones que
permiten relacionar la covarianza de la simulación en una dimensión con las covarianzas de la
simulación en dos o tres dimensiones.
Por otra parte, para condicionar las simulaciones de los métodos que no lo hacen
directamente, se puede desarrollar un kriging asociado al conjunto de datos condicionantes
(cokriging en el ámbito multivariable). Así se utiliza una expresión de condicionamiento que
cumple dos condiciones básicas:
En un sitio con dato, la simulación debe ser igual al valor del dato.
En un sitio muy lejano a los datos, la simulación condicional y no condicional
deben ser iguales.
Lo interesante de esta metodología es que basta con desarrollar un solo kriging para
condicionar todas las realizaciones construidas con las simulaciones. Es decir, si bien se podría
20
pensar que un método que condiciona directamente tiene la ventaja de reducir los tiempos de
cálculo, esto en la práctica no necesariamente ocurre así.
21
2.3. Modelos con cambio de soporte
Cuando se trabaja con variables regionalizadas, la distribución estadística que siguen los
valores que toma la variable depende del volumen o soporte sobre el cual se miden. Los efectos
que tiene el cambio de soporte son los siguientes:
La media no depende del soporte.
La varianza disminuye al aumentar el soporte.
El histograma cambia de forma (se simetriza).
De este modo la forma de la distribución cambia al pasar de valores puntuales a valores de
bloques. Así, para determinar ya sea la distribución global o local a soporte de bloques (que es de
interés en la industria minera debido a temas operacionales en una mina) se debe recurrir a un
modelo de cambio de soporte.
Uno de los modelos para cambio de soporte más utilizados es el modelo Gaussiano
discreto tanto para estimación global y local [13,16], y que será el utilizado en este trabajo.
2.3.1. Modelo Gaussiano discreto para estimación global
La variable regionalizada regularizada no es más que el promedio de los valores puntuales
que entran en el soporte regularizado (por ejemplo un bloque). O sea, visto de forma continua, el
valor regularizado sobre un bloque v se define como:
( )
∫ ( )
ECUACIÓN 18: VALOR REGULARIZADO SOBRE UN BLOQUE (Z(V))
Donde Z(v) es el valor regularizado, Z(x) el valor puntual y |v| el volumen de v.
Las hipótesis generales que considera el modelo son las siguientes:
El espacio se considera como una reunión de bloques que no traslapan y que son
idénticos.
La posición de cada dato puntual se considera como aleatoria y uniforme dentro
del bloque al cual pertenece, para evitar inconsistencias matemáticas asociadas a la teoría. Esto
limita el uso de bloques muy grandes.
El detalle del modelo se puede describir a partir de sus hipótesis específicas:
22
1. La variable puntual Z(x) se puede transformar en una variable Gaussiana estándar
Y(x) mediante la función de transformación definida para el modelo multigaussiano, y que se
denomina .
( ) [ ( )] ECUACIÓN 19: FUNCIÓN DE ANAMORFOSIS PUNTUAL
2. La variable regularizada Z(v) se puede transformar en una variable Gaussiana
estándar mediante una función de transformación a soporte de bloque que se denomina .
( ) ( ) ECUACIÓN 20: FUNCIÓN DE ANAMORFOSIS DE BLOQUES
3. Si el punto x pertenece al bloque v, el par {Y(x), } es bigaussiano, con
coeficiente de correlación r (coeficiente de cambio de soporte).
FIGURA 6: ESQUEMA EXPLICATIVO DE HIPÓTESIS DE MODELO GAUSSIANO DISCRETO
En el esquema anterior se resumen todas las relaciones establecidas entre los tipos de
variables. Es importante destacar que la variable gaussiana no es la regularizada de Y(x). La
función de transformación puntual se determina a partir de la distribución de los datos
puntuales. Por lo tanto, para definir completamente este modelo falta determinar la función de
transformación a soporte de bloques y el coeficiente de cambio de soporte r.
23
Para resolver el problema anterior se utiliza la llamada relación de Cartier [3] que dice que
el valor esperado de un dato tomado al azar dentro de un bloque cuyo valor es conocido, es igual
al valor del bloque. A partir de esto se puede obtener una expresión que relacione ambas
funciones de transformación, puntual y de bloques. Sin embargo esta expresión es bastante
compleja (involucra integrales), por lo tanto se acude a una familia de polinomios llamados
polinomios de Hermite. Las expresiones son las siguientes:
( ) ∑ ( )
ECUACIÓN 21: FUNCIÓN DE ANAMORFOSIS PUNTUAL (DESARROLLADO EN POLINOMIOS DE HERMITE)
( ) ∑ ( )
ECUACIÓN 22: FUNCIÓN DE ANAMORFOSIS DE BLOQUES (DESARROLLADO EN POLINOMIOS DE HERMITE)
Donde Hp(y) corresponde al polinomio de Hermite de grado p, y corresponde al
coeficiente del desarrollo en polinomios de la anamorfosis puntual.
Para determinar el coeficiente r se aprovecha la posibilidad de expresar la varianza a
soporte de bloques mediante dos expresiones distintas, donde en una de ellas aparece el
coeficiente r:
A partir del desarrollo de la función de transformación en polinomios de Hermite.
[ ( )] ∑
ECUACIÓN 23: VARIANZA DE Z(V) EN FUNCION DEL COEFICIENTE DE CAMBIO DE SOPORTE
A partir del modelo variográfico de la variable original.
[ ( )] ( ) ( ) ECUACIÓN 24: VARIANZA DE Z(V) EN FUNCIÓN DEL VARIOGRAMA DE LA VARIABLE ORIGINAL
Donde ( ) corresponde a:
( )
∫∫ ( )
ECUACIÓN 25: VARIOGRAMA EN EL SOPORTE DE BLOQUES
24
Así, del siguiente gráfico que relaciona la varianza a soporte de bloques con el coeficiente
r, se puede despejar el valor de r:
FIGURA 7: DETERMINACIÓN DE COEFICIENTE DE CAMBIO DE SOPORTE
Del gráfico además se deduce que para r = 1 se tiene la varianza de los datos puntuales, es
decir, a menor r se tiene mayor tamaño de bloques, y por lo tanto menor varianza de las leyes.
2.3.2. Modelo Gaussiano discreto para la estimación local
Este modelo es posible extenderlo también para resolver problemas de estimación local
[19]. Para esto, se hace más fuerte la hipótesis general del modelo y ahora todo conjunto de
valores de Y(x) e tiene una distribución multigaussiana, independiente si el punto x pertenece
o no al bloque v. Esto constituye una aproximación, pues en teoría se establece que las variables
gaussianas puntual Y(x) y de bloque serán multigaussianas sólo si la función de
transformación es lineal.
En la práctica, además de disponer de las funciones de transformación y del coeficiente de
cambio de soporte r (para el caso global), es necesario conocer la función de covarianza (o
equivalentemente de variograma) de la variable Gaussiana de bloques .
25
Así este modelo queda caracterizado por:
La función de transformación puntual .
El coeficiente de cambio de soporte r.
Las covarianzas directas (punto-punto y bloque-bloque) y cruzadas (punto-bloque)
de las variables Gaussianas Y(x) e .
La notación es la siguiente:
1. ( ) = covarianza punto-punto.
2. ( ) = covarianza punto-bloque.
3. ( ) = covarianza bloque-bloque.
Para resolver el último punto, se tienen expresiones que relacionan las covarianzas punto-
punto y punto-bloque con la covarianza bloque-bloque [19]. Es decir, determinando la última
covarianza (o equivalentemente el variograma bloque-bloque) el modelo queda definido. Para
esto se pueden utilizar dos métodos; uno que parte del variograma de los datos originales
puntuales, y el otro que parte del variograma de los datos Gaussianos puntuales:
Método 1:
1. Se desarrolla el estudio variográfico de la variable original Z(x).
2. Mediante regularización se obtiene el variograma de la variable regularizada Z(v).
3. Finalmente se determina el variograma de la variable Gaussiana a soporte de
bloques Yv, mediante una expresión que lo relaciona con el variograma de Z(v) [19].
Método 2:
1. Se desarrolla el estudio variográfico de la variable Gaussiana puntual Y(x).
2. Mediante regularización se obtiene el variograma de la variable Gaussiana
regularizada Y(v), definida como:
( )
∫ ( )
ECUACIÓN 26: VARIABLE GAUSSIANA REGULARIZADA (SOPORTE DE BLOQUES)
3. Finalmente se determina el variograma de la variable Gaussiana a soporte de
bloques , estandarizando el variograma de Y(v) con el factor 1/r2. El factor 1/ r
2 se obtiene a
partir de una relación entre las variables Gaussianas Y(v) e [7].
26
( ) ECUACIÓN 27: RELACIÓN ENTRE LA VARIABLE GAUSSIANA REGULARIZADA Y VARIABLE GAUSSIANA DE
BLOQUES
Se puede aplicar el resultado del kriging multigaussiano (remplazando el kriging de la
variable Gaussiana puntual ( ) por el kriging de la Gaussiana de bloques ) en conjunto con la
función de anamorfosis de bloques (en lugar de puntual), para deducir la distribución condicional
de la variable original, esta vez al soporte de bloques. En el caso multivariable, el kriging se
remplaza por cokriging.
El segundo método se utilizará en el presente trabajo.
27
3. METODOLOGÍA
El principal objetivo de este trabajo consiste en entregar un modelo que permita evaluar
recursos recuperables de un depósito mineral y que cuantifique correctamente la incertidumbre.
Para obtener este modelo, se extiende la aplicación del modelo Gaussiano discreto y del
modelo multigaussiano de manera paulatina, dando paso a tres modelos intermedios antes de
obtener el modelo final. Los modelos intermedios se describen a continuación:
Modelo 1: Modelo de estimación puntual considerando conocidas las medias de
las variables.
Modelo 2: Modelo de estimación puntual sin considerar conocidas las medias de
las variables.
Modelo 3: Modelo de estimación de bloques considerando conocidas las medias
de las variables.
El modelo final (Modelo 4) consiste en un modelo de estimación de bloques sin
considerar conocidas las medias de las variables.
En el siguiente punto se esquematiza y describe paso a paso la metodología aplicada para
obtener el modelo objetivo.
3.1. Modelos intermedios
Los tres modelos intermedios presentan en común las etapas iniciales de estudio
exploratorio, selección de una unidad geológica, transformación de datos a valores Gaussianos y
ajuste de modelo variográfico. A continuación se describen las etapas recién mencionadas.
Estudio exploratorio: a partir de los datos originales, se estudia la existencia de datos
aberrantes y duplicados, así como también la eventual existencia de más de una unidad
geológica.
Transformación de datos a valores Gaussianos: una vez filtrada la base de datos se
procede a transformar las variables de interés, desde sus valores originales, a valores
Gaussianos (a través de funciones de anamorfosis puntual), verificando el
comportamiento multigaussiano de las variables transformadas.
Ajuste de un modelo de corregionalización a los variogramas experimentales simples y
cruzados de las variables Gaussianas.
28
Selección de vecindad de búsqueda: en base a la extensión de la zona estudiada y las
direcciones de anisotropía, se selecciona una vecindad móvil de estimación, la cual
entregue una cantidad suficiente de datos.
FIGURA 8: ESQUEMA DE ETAPAS COMUNES A LOS CUATRO MODELOS
29
3.1.1. Modelo 1: Modelo de estimación puntual con medias conocidas
Para aplicar este modelo, primero se evalúa la robustez de la combinación del modelo de
corregionalización, los datos y la vecindad de búsqueda mediante validación cruzada.
Posteriormente se procede a realizar una estimación puntual mediante cokriging simple
(considerando conocidas las medias). Luego, utilizando las estimaciones y varianzas y
covarianzas de los errores de cokriging simple, se procede a generar 100 simulaciones
independientes de cada punto, para luego des-transformar los valores simulados a la escala
original. Finalmente se procede a analizar las distribuciones locales obtenidas.
FIGURA 9: ESQUEMA DE LA METODOLOGÍA APLICADA (MODELO 1)
30
3.1.2. Modelo 2: Modelo de estimación puntual con medias desconocidas
Este modelo es idéntico al modelo 1, salvo que se utiliza cokriging ordinario (de medias
desconocidas) en lugar de cokriging simple.
FIGURA 10: ESQUEMA DE LA METODOLOGÍA APLICADA (MODELO 2)
31
3.1.3. Modelo 3: Modelo de estimación de bloques con medias conocidas
La aplicación de este modelo, basado en el modelo Gaussiano discreto, considera primero
realizar una estimación de bloques mediante cokriging simple (considerando conocidas las
medias de las variables Gaussianas). Luego (utilizando las estimaciones y varianzas y
covarianzas de los errores de cokriging simple) se procede a generar 100 simulaciones
independientes de cada bloque. Posteriormente se obtiene el coeficiente de cambio de soporte
(para todas las variables), con el cual se des-transforma los valores simulados a la escala original.
Finalmente se procede a analizar las distribuciones locales obtenidas.
FIGURA 11: ESQUEMA DE LA METODOLOGÍA APLICADA (MODELO 3)
32
3.2. Modelo Objetivo: Modelo de estimación de bloques con medias desconocidas
Este último modelo es idéntico al modelo anterior, salvo que se utiliza cokriging ordinario
(de medias desconocidas) en lugar de cokriging simple.
FIGURA 12: ESQUEMA DE LA METODOLOGÍA APLICADA (MODELO OBJETIVO)
33
Finalmente se evalúan los recursos recuperables (mapas de probabilidad de superar una
ley de corte, destino de bloques más probable, beneficio esperado, análisis de riesgo, intervalos
de confianza para las variables promedio, entre otros) y se contrastan los resultados obtenidos por
esta metodología con estimaciones tradicionales obtenidas por cokriging ordinario (comparando
el beneficio obtenido y la clasificación de bloques entre mineral y estéril).
34
4. CASO DE ESTUDIO: DEPÓSITO DE LATERITAS NIQUELÍFERAS
El caso de estudio corresponde a una base de datos de pozos de tronadura pertenecientes a
la mina Cerro Matoso. Este es un depósito de lateritas niquelíferas ubicado en el norte de
Colombia, aproximadamente a 800 kilómetros al norte de la ciudad de Bogotá. Es uno de los
depósitos con mayores leyes de níquel del mundo (ley media de 2,4% de níquel) y presenta el
menor costo de fundición dentro de los productores de ferroníquel.
FIGURA 13: UBICACIÓN Y VISTA AÉREA DE LA MINA CERRO MATOSO
Los depósitos de lateritas niquelíferas se generan por meteorización química (excesiva) de
rocas ultra básicas en regiones tropicales. Básicamente son concentraciones residuales
(enriquecimiento supérgeno) de óxidos y silicatos de níquel, con acumulaciones promedio entre
0,8 y 2,5% de níquel. Estos procesos cuentan con la presencia de una roca madre llamada
peridotita, roca ígnea ultramáfica, la cual sufre cambios físico-químicos y mecánicos. Las
litologías presentes en este tipo de depósito se señalan en la siguiente figura.
FIGURA 14: PERFIL GENERALIZADO DE UN DEPÓSITO DE LATERITAS NIQUELÍFERAS
35
En particular, el depósito de Cerro Matoso posee dos tipos de perfiles litológicos
diferentes, provenientes de distintos sectores de la mina. El primero de ellos, con mayores leyes,
presenta un perfil con peridotita, peridotita saprolizada, saprolito verde, taquilita, saprolito negro,
laterita amarilla y laterita roja. El segundo perfil, de menor interés económico, presenta peridotita
serpentizada, peridotita saprolizada, saprolito café, laterita amarilla y laterita roja, con muy poca
presencia de saprolito verde [14]. Estos perfiles se presentan en la siguiente figura.
FIGURA 15: REPRESENTACIÓN ESQUEMÁTICA DE PERFILES PRESENTES EN CERRO MATOSO
Las diferentes unidades litologías presentes en el depósito se detallan a continuación:
Peridotita y peridotita saprolizada: son las unidades con mayor contenido de magnesio
(>30% MgO), presentan además un alto contenido de SiO2 (35-45%) y una baja
concentración de hierro (6-7%).
Saprolito verde: es tipo de roca es de color verde, de grano fino y suave, y contiene cuarzo
y stockworks a nivel local. Es el tipo de roca con mayor contenido de níquel (mayor a
9%) y por lo tanto el de mayor valor económico para la mina.
Tacilita (denominación interna de Cerro Matoso): es tipo de roca corresponde a
asociaciones de óxidos de hierro y fases amorfas, generalmente de colores marón oscuro a
negro.
Saprolito negro: Este tipo de roca ocurre a nivel local, generalmente asociada a la tacilita
y a zonas de falla. Es de color verde oscura a negra, y posee inclusiones de magnetita en
forma de nódulos y vetillas.
Canga: Corteza de hierro superficial, de color rojiza, dura y fuertemente magnética (en
ciertas zonas de la mina presenta menor magnetismo).
Saprolito café: Este tipo de roca es de color café, de grano fino y muy suave.
Generalmente presenta una gran cantidad de vetillas (menores a 1 milímetro de diámetro)
de magnesio y no posee una cantidad significativa de cuarzo.
36
Laterita amarilla: Este tipo de roca es de color amarillo, de grano muy fino y presenta un
alto grado de meteorización. Tienen un alto contenido de sílice, presente en manchas y
vetillas de 1 a 2 milímetros de espesor.
Laterita roja: Este tipo de roca es de color rojo, de grano muy fino y mucho más suave
que el resto de las litologías. Presenta un alto contenido de sílice y a veces inclusiones de
magnesio.
A continuación se muestra la concentración de elementos por litología (indicando los
contenidos para los dos sectores antes mencionados).
FIGURA 16: ACUMULACIÓN DE ELEMENTOS POR LITOLOGÍA (SECTORES MINA CERRO MATOSO)
Para contar con datos confiables, sobre los cuales aplicar la metodología propuesta en el
capítulo anterior, se procede a realizar un estudio exploratorio para detectar la existencia de
eventuales datos atípicos y duplicados, y además investigar la existencia de diversas unidades
geológicas.
Como información adicional e importante a la hora de aplicar la metodología propuesta, la
explotación en esta faena es a cielo abierto con bancos de 7 metros de alto, y el tamaño de bloque
utilizado en la estimación de recursos, es de 7[m] x 7[m] x 7[m].
38
4.1. Estudio exploratorio
La base de datos consiste en 9990 puntos provenientes de pozos de tronadura, en un muestreo
homotópico (todos los puntos tienen información de todas las variables estudiadas), en los cuales
se encuentra información de seis leyes de elementos (leyes de níquel, hierro, magnesio, sílice,
aluminio y cromo), el tipo de roca y la razón sílice-magnesio (fundamental en el proceso piro-
metalúrgico para obtener ferroníquel).
La malla de muestreo corresponde a la malla utilizada en el proceso de tronadura (7 [m] x 7
[m]), y se cuenta con un dato por pozo en cada banco (bancos de 7 metros de altura). La zona
cubierta en el muestreo es de aproximadamente 200 metros en la dirección este, 210 metros en la
dirección norte y 80 metros en la vertical, tal como se ilustra en la siguiente figura.
FIGURA 18: PROYECCIONES EN PLANTA Y PERFILES DE LOS PUNTOS MUESTREADOS (LEY DE ALUMINIO)
Luego, se comienza el estudio exploratorio analizando las estadísticas, distribuciones y
relaciones entre las variables presentes en la base de datos.
FIGURA 19: HISTOGRAMAS DE LEYES DE ALUMINO, HIERRO, MAGNESIO, NÍQUEL, CROMO Y SÍLICE
39
Variable Cantidad Mínimo Máximo Promedio Varianza
Ley Alúmina [%] 9990 0.1 26.5 5.88 30.22 Ley Cromo [%] 9990 0.18 4.46 1.5 0.81 Ley Fierro [%] 9990 4.5 58.4 27.86 250.7
Ley Magnesio [%] 9990 0.1 41.64 9.07 105.71 Ley Níquel [%] 9990 0.18 8.95 1.35 0.71 Ley Sílice [%] 9990 2.1 78.51 28.94 336.9 Razón Si/Mg 9990 0.93 401 10.13 236.98 Tipo de Roca 9990 10 80 36.63 214.12
TABLA 1: ESTADÍSTICAS BÁSICAS DE LAS VARIABLES EN ESTUDIO
FIGURA 20: GRÁFICOS DE DISPERSIÓN ENTRE LEYES
40
De los gráficos de dispersión se puede observar comportamientos lineales por tramos
entre algunas variables, y de los histogramas se puede observar más de un tipo de distribución, lo
que nos puede dar indicios de diferentes unidades geológicas [18].
FIGURA 21: HISTOGRAMAS Y GRÁFICOS DE DISPERSIÓN MOSTRANDO LA EXISTENCIA DE MÁS DE UNA UG
Además al observar los mapas de distribución de datos, podemos detectar contactos claros
de tres unidades geológicas (contactos inclinados en la horizontal).
FIGURA 22: MAPAS DE DISTRIBUCIÓN DE DATOS (PERFIL Y-Z, LEYES DE MAGNESIO Y SÍLICE)
Una vez detectado estos contactos, se procede a seleccionar una porción de datos
pertenecientes a una de las unidades geológicas encontradas. Estos datos corresponderán a la base
de datos con la cual se realizarán los estudios posteriores.
FIGURA 23: SELECCIÓN DE UNA UNIDAD GEOLÓGICA
41
A continuación se entregan gráficos de dispersión e histogramas de algunas de las
variables de la unidad geológica seleccionada:
FIGURA 24: HISTOGRAMAS Y GRÁFICOS DE DISPERSIÓN DE LA UNIDAD GEOLÓGICA SELECCIONADA
Las estadísticas de todas las variables y las relaciones entre ellas, en la zona seleccionada,
se muestran en las siguientes tablas (tabla de estadísticas y matriz de correlación).
Variable Cantidad Mínima Máxima Promedio Desviación Estándar
Ley de Alúmina [%] 736 0.2 19.6 6.22 3.24 Ley de Cromo [%] 736 0.18 4.46 2.07 0.82 Ley de Fierro [%] 736 5.5 55.3 37.13 12.56 Ley de Magnesio [%] 736 0.2 32.76 3.47 5.30 Ley de Níquel [%] 736 0.23 6.05 1.25 0.53 Ley de Sílice [%] 736 3 63.9 21.34 16.23 Razón Sílice-Magnesio 736 1.15 203.5 15.14 19.41
TABLA 2: ESTADÍSTICAS DE LEYES Y RAZÓN SÍLICE/MAGNESIO (UNIDAD GEOLÓGICA SELECCIONADA)
VARIABLE Ley de
Alúmina Ley de Cromo
Ley de Fierro
Ley de Magnesio
Ley de Níquel
Ley de Sílice
Razón Sil-Mg
Ley de Alúmina 1 0.48 0.75 -0.56 -0.26 -0.81 -0.18
Ley de Cromo 0.48 1 0.67 -0.54 0.04 -0.66 -0.14
Ley de Fierro 0.75 0.67 1 -0.78 -0.25 -0.96 -0.06
Ley de Magnesio -0.56 -0.54 -0.78 1 0.19 0.64 -0.3
Ley de Níquel -0.26 0.04 -0.25 0.19 1 0.23 -0.19
Ley de Sílice -0.81 -0.66 -0.96 0.64 0.23 1 0.21
Razón Si-Mg -0.18 -0.14 -0.06 -0.3 -0.19 0.21 1
TABLA 3: MATRIZ DE COEFICIENTES DE CORRELACIÓN
42
4.2. Transformación Gaussiana de los datos
Una vez que se tiene filtrada la base de datos, se procede a transformar las variables a
variables Gaussianas, verificando el comportamiento bigaussiano de estas a través de los pasos
mencionados en el punto 2.2.1. (el detalle de la validación se encuentra disponible en Anexos).
A continuación se entregan las estadísticas básicas de las transformadas Gaussianas de las
seis leyes, mostrando además el boxplot de las variables.
FIGURA 25: HISTOGRAMAS DE LAS VARIABLES GAUSSIANAS
Variables Gaussianas Cantidad Mínima Máxima Promedio Varianza
Ley de Alumina (NS) 736 -3.18 3.38 -0.02 1.02 Ley de Cromo (NS) 736 -3.18 3.38 -0.01 1.02
Ley de Fierro (NS) 736 -3.18 3.18 -0.02 1.02 Ley de Magnesio (NS) 736 -3.49 3.18 0.02 1.03 Ley de Niquel (NS) 736 -3.18 3.38 0.00 1.01 Ley de Silice (NS) 736 -3.38 3.18 0.01 1.01
TABLA 4: ESTADÍSTICAS DE LAS TRANSFORMADAS GAUSSIANAS
FIGURA 26: BOXPLOT DE LAS TRANSFORMADAS GAUSSIANAS
43
4.3. Análisis variográfico de las variables Gaussianas
Una vez comprobado el comportamiento multigaussiano de las variables transformadas,
se procede a realizar el análisis variográfico, construyendo primero el variograma experimental
en las direcciones principales de anisotropía y luego ajustando un modelo de corregionalización.
Este análisis se realiza con la finalidad de modelar la continuidad espacial de las variables, lo que
se transformará en un input clave dentro de los modelos estudiados.
4.3.1.1. Variograma Experimental
Las direcciones principales de anisotropía de la zona en estudio corresponden a los ejes
ortogonales definidos en un plano rotado con respecto al eje X (dirección este) en 15º en el
mismo sentido del reloj.
FIGURA 27: MAPAS VARIOGRÁFICOS – GAUSSIANA DE MAGNESIO (COORDENADAS ROTADAS)
FIGURA 28: DIRECCIÓN DE CÁLCULO DE VARIOGRAMAS EXPERIMENTALES
Los parámetros de cálculo utilizados en la construcción de los variogramas
experimentales (simples y cruzados) en el nuevo sistema de coordenadas (U,V,W, rotado en 15°
con respecto al eje X) se muestran en la siguiente tabla.
44
Parámetro Dirección U Dirección V Dirección W
Azimut 0° 90° 0° Dip 0° 0° 90°
Tolerancia azimut 45° 45° 100° Ancho banda (m) 30 30 20
Tolerancia dip 20° 20° 20° Alto banda (m) 10 10 30 Numero pasos 11 11 15
Tamaño paso (m) 7 7 2 Tolerancia paso (m) 3.5 3.5 1
TABLA 5: PARÁMETROS DE CÁLCULO, VARIOGRAMA EXPERIMENTAL (CON RESPECTO AL SISTEMA ROTADO)
A continuación se entregan los variogramas experimentales resultantes:
FIGURA 29: VARIOGRAMAS EXPERIMENTALES DE LAS 6 VARIABLES GAUSSIANAS
45
4.3.1.2. Variograma Modelado
Debido a que el variograma experimental es incompleto, debemos ajustar un modelo de
corregionalización para poder modelar la continuidad espacial de las variables en estudio. A
continuación se entrega el modelo de corregionalización propuesto y su ajuste a los variogramas
experimentales, usando un efecto pepita y modelos esféricos anidados.
FIGURA 30: MODELO DE CORREGIONALIZACIÓN
( ) ∑ ( )
[
]
(
)
ECUACIÓN 28: DEFINICIÓN MODELO DE CORREGIONALIZACIÓN CASO DE ESTUDIO
46
Donde:
( ) ( )
( )
Así el modelo de corregionalización propuesto es el siguiente:
( )
(
)
( )[
]
(
)
( )[
]
(
)
ECUACIÓN 29: MODELO DE CORREGIONALIZACIÓN CASO DE ESTUDIO (VARIABLES GAUSSIANAS)
47
5. RESULTADOS
En esta sección se procede a mostrar los resultados obtenidos al aplicar la metodología
descrita en el capítulo 3, además de validar y analizar el impacto de estos resultados.
A continuación se entregan los resultados del modelo puntual vía cokriging simple
(modelo que asume una media conocida), mostrando proyecciones en el plano XY de siete de las
realizaciones ejecutadas para la variable ley de níquel (variable que se escogió arbitrariamente
para el despliegue de resultados).
FIGURA 31: REALIZACIONES LEY DE NÍQUEL (MODELO 1)
48
De estos mapas se puede observar que las altas leyes se concentran en la misma zona para
todas las realizaciones, mostrando un perfil común de leyes descendientes hacia la esquina
derecha inferior.
Estos resultados son semejantes a los obtenidos por el segundo modelo (modelo puntual
sin asumir una media conocida). Estos resultados se resumen en los siguientes mapas de
proyecciones XY para la variable ley de níquel.
FIGURA 32: REALIZACIONES LEY DE NÍQUEL (MODELO 2)
49
De estos mapas se puede comprobar el comportamiento similar de la variación de leyes
entre los primeros dos modelos.
A continuación se entregan los resultados del modelo 3 (modelo de bloques vía cokriging
simple), para bloques de metros y discretización de , mostrando proyecciones en el
plano XY de siete de las realizaciones ejecutadas.
FIGURA 33: REALIZACIONES LEY DE NÍQUEL (MODELO 3)
50
De estos mapas también se puede observar un perfil de variación de leyes semejante a los
modelos puntuales.
De manera similar se entregan los resultados del modelo 4 (modelo de bloques vía
cokriging ordinario), para bloques de metros y discretización de , mostrando
proyecciones en el plano XY de siete de las realizaciones ejecutadas, para la variable ley de
níquel.
FIGURA 34: REALIZACIONES LEY DE NÍQUEL (MODELO 4)
51
Finalmente, dado que en todas las realizaciones cada bloque es estimado de manera
independiente al resto (basados en la media y varianza-covarianza de cokriging), se entregan
mapas estadísticos para cada modelo (en una proyección del plano XY), con la finalidad de
ilustrar la función de distribución de cada bloque, tal como se esquematiza en la siguiente figura.
FIGURA 35: ILUSTRACIÓN DEL CONCEPTO DE DISTRIBUCIÓN DE PROBABILIDAD EN CADA BLOQUE
FIGURA 36: MAPAS ESTADÍSTICOS – LEY DE NÍQUEL (MODELO 1)
FIGURA 37: MAPA DE VARIANZA EN CADA BLOQUE – LEY DE NÍQUEL (MODELO 1)
52
FIGURA 38: MAPAS ESTADÍSTICOS – LEY DE NÍQUEL (MODELO 2)
FIGURA 39: MAPA DE VARIANZA EN CADA BLOQUE – LEY DE NÍQUEL (MODELO 2)
FIGURA 40: MAPA DE VARIANZA EN CADA BLOQUE – LEY DE NÍQUEL (MODELO 3)
53
FIGURA 41: MAPAS ESTADÍSTICOS – LEY DE NÍQUEL (MODELO 3)
FIGURA 42: MAPAS ESTADÍSTICOS – LEY DE NÍQUEL (MODELO 4)
55
5.1. Validación de los modelos
5.1.1. Validación de distribuciones
La primera validación consiste en comparar la distribución de diversas realizaciones de
los cuatro métodos con la distribución de las muestras. Para ello se compara en un gráfico cuantil
contra cuantil las 100 realizaciones de cada método con la distribución de las muestras. El
resultado obtenido se muestra a continuación (para la variable ley de níquel).
FIGURA 44: GRÁFICOS CUANTIL CONTRA CUANTIL DE LOS RESULTADOS DE LOS MODELOS (ABSCISA)
VERSUS MUESTRAS (ORDENADA)
De estos gráficos se desprende que la distribución de los datos tiene la misma forma en
los cuatro modelos y en las muestras, pero en los modelos con soporte de bloques la variabilidad
es menor que en las muestras (en los modelos puntuales la variabilidad es la misma que en las
56
muestras). Esto responde de forma coherente con los resultados esperados y nos entrega una
primera validación de los modelos estudiados.
Adicionalmente se muestra la distribución de los histogramas para la ley de níquel, para
tres de las simulaciones.
Modelo 1
Modelo 2
Modelo 3
Modelo 4
Original (Muestras)
TABLA 6: COMPARACIÓN HISTOGRAMAS DE LOS 4 MODELOS CON HISTOGRAMA DE MUESTRAS (LEY DE
NÍQUEL)
57
De estos gráficos se observa la semejanza en forma (realización a realización) de los
modelos estudiados.
5.1.2. Validación Cruzada
Adicionalmente, para los modelos puntuales, se verifica la efectividad de los modelos
mediante validación cruzada. Para ello se realiza la estimación de cada punto presente en la
muestra (muestra de datos Gaussianos) a partir del resto de los datos, utilizando para ello el
cokriging respectivo y considerando como estimadas la media de las realizaciones.
Los resultados de esta validación se entregan en la siguiente tabla y en los siguientes
gráficos.
Estadística Gaussiana Magnesio Gaussiana Sílice
Datos totales 736 736
Pendiente nube correlación 0.91 0.96
Media error estandarizado 0.00 0.00
Media error 0.00 0.00
Varianza error estandarizado 1.33 0.96
Varianza error 0.45 0.31
TABLA 7: RESULTADOS DE LA VALIDACIÓN (MODELO 2)
FIGURA 45: GRÁFICOS DE DISPERSIÓN DE VARIABLE ESTIMADA Y VARIABLE REAL (MODELO 2)
y = 0.9128x + 0.0014 R² = 0.5656
-4
-3
-2
-1
0
1
2
3
4
-3 -2 -1 0 1 2 3Val
or
Rea
l
Valor Estimado
Mg Estimado vs Real
y = 0.9645x - 0.0015 R² = 0.6981
-4
-3
-2
-1
0
1
2
3
4
-4 -2 0 2 4
Val
or
Rea
l
Valor Estimado
Si Estimado vs Real
58
FIGURA 46: HISTOGRAMAS ERRORES ESTANDARIZADOS (GAUSSIANAS DE MAGNESIO Y SÍLICE), MODELO 2
FIGURA 47: GRÁFICO DE DISPERSIÓN VARIABLE ESTIMADA VERSUS ERROR ESTANDARIZADO (GAUSSIANA
DE MAGNESIO), MODELO 2
FIGURA 48: GRÁFICO DE DISPERSIÓN VARIABLE ESTIMADA VERSUS ERROR ESTANDARIZADO (GAUSSIANA
DE SÍLICE), MODELO 2
0
50
100
150
200
-5 -3 -2 -1 0 1 2 3 5
Fre
cue
nci
a
Error Estandarizado - Mg
0
50
100
150
200
250
Fre
cue
nci
a
Error Estandarizado - Si
-6
-4
-2
0
2
4
6
-3 -2 -1 0 1 2 3
Erro
r Es
tan
dar
izad
o M
agn
esi
o
Gaussiana Magnesio Estimada
Error Estandarizado Magnesio
-6
-4
-2
0
2
4
6
-3 -2 -1 0 1 2 3
Erro
r Es
tan
dar
izad
o S
ílice
Gaussiana Sílice Estimada
Error Estandarizado Silice
59
Estadística Gaussiana Magnesio Gaussiana Sílice
Datos totales 736 736
Pendiente nube correlación 0.92 0.97
Media error estandarizado 0.00 0.00
Media error 0.00 0.00
Varianza error estandarizado 1.33 0.97
Varianza error 0.45 0.31
TABLA 8: RESULTADOS DE LA VALIDACIÓN (MODELO 1)
FIGURA 49: GRÁFICOS DE DISPERSIÓN ENTRE VARIABLE REAL Y ESTIMADA E HISTOGRAMAS DE ERRORES
ESTANDARIZADOS (MODELO 1)
y = 0.916x + 0.0005 R² = 0.5637
-4
-3
-2
-1
0
1
2
3
4
-3 -2 -1 0 1 2 3
Val
or
Re
al
Valor Estimado
Mg Estimado vs Real
y = 0.9693x - 0.0013 R² = 0.6964
-4
-3
-2
-1
0
1
2
3
4
-4 -2 0 2 4
Val
or
Re
al
Valor Estimado
Si Estimado vs Real
0
50
100
150
200
Fre
cue
nci
a
Clase
Error Estandarizado Mg
0
50
100
150
200
250
Fre
cue
nci
a
Clase
Error Estandarizado Si
60
FIGURA 50: GRÁFICOS DE DISPERSIÓN ERROR ESTANDARIZADO VERSUS GAUSSIANA ESTIMADA
(MAGNESIO), MODELO 1
FIGURA 51: GRÁFICOS DE DISPERSIÓN ERROR ESTANDARIZADO VERSUS GAUSSIANA ESTIMADA (SÍLICE),
MODELO 1
De los gráficos y tablas anteriores, se desprende que las pendientes de las nubes de
correlación entre valores estimados y reales tienden a uno (mostrando insesgo
condicional), la media de los errores y errores estandarizados tiende a cero (mostrando
insesgo), la varianza del error estandarizado es cercana a uno (mostrando que el
variograma se ajusta bien a la continuidad espacial de las variables estudiadas), y la
varianza del error es baja (mostrando precisión).
Por lo tanto se valida la robustez de los modelos puntuales, los cuales son la base
de los modelos de bloques.
-6
-4
-2
0
2
4
6
-2.5 -1.5 -0.5 0.5 1.5 2.5
Erro
r Es
tan
dar
izad
o M
g
Gaussiana Magnesio Estimada
Error estandarizado vs Magnesio Estimado
-6
-4
-2
0
2
4
6
-3 -2 -1 0 1 2
Erro
r Es
tan
dar
izad
o S
i
Gaussiana Sílice Estimada
Error estandarizado vs Sílice Estimado
61
5.1.3. Validación adicional del Modelo Objetivo
Para el modelo objetivo (modelo de bloques sin asumir medias conocidas) se estudia
además la variación de las relaciones entre variables y la variabilidad espacial de estas. Para ello
se comparan gráficos de dispersión entre variables y nubes direccionales de las muestras contra
los obtenidos mediante diferentes realizaciones.
Ni - Muestras Simulación #100 (Modelo
4) vs Muestras Simulación #24 (Modelo 4)
vs Muestras
TABLA 9: NUBES DIRECCIONALES (MUESTRAS VERSUS MODELO 4)
62
Gráficos de Dispersión Muestras
Gráficos de Dispersión Simulación #1 (Modelo 4) vs
Muestras
Gráficos de Dispersión Simulación #10 (Modelo 4)
vs Muestras
TABLA 10: GRÁFICOS DE DISPERSIÓN (MUESTRAS VERSUS MODELO 4)
El resultado gráfico de estas validaciones nos muestra que el modelo estudiado reproduce
las relaciones entre variables, reproduce las zonas de altas y bajas leyes, pero con menor
variabilidad que los datos provenientes de los pozos de tronadura, debido al cambio de soporte (a
un tamaño de estimación mayor).
63
5.2. Cálculo de recursos recuperables
Para los modelos de estimación de bloques se puede construir, para cada realización, el
mapa de destino de los bloques, el mapa de beneficio y la curva tonelaje ley. Además, a partir de
todas las realizaciones se puede obtener la probabilidad de superar leyes de corte críticas, el mapa
de destino más probable y el beneficio esperado de la zona estudiada.
A continuación se entrega el mapa de probabilidad de superar una ley de un 1% de níquel
(ley mayor a la ley de corte crítica del yacimiento), para el modelo de estimación vía cokriging
ordinario de bloques (modelo 4), que es el modelo de mayor interés debido a que no considera
medias conocidas.
FIGURA 52: MAPA DE PROBABILIDAD DE SUPERAR UNA LEY DE CORTE DE NÍQUEL
Adicionalmente se puede establecer el destino de los bloques, identificando criterios
económicos y técnicos (restricciones piro-metalúrgicas) que nos permiten evaluar el destino y
beneficio de cada bloque (en cada una de las realizaciones). Esto se realiza mediante las
siguientes etapas:
1. Para cada una de las realizaciones, se clasifica cada bloque como mineral o estéril
(según ecuación 30 a continuación).
2. Se genera el mapa de destinos para cada una de las realizaciones (basados en la
clasificación anterior).
3. Se obtiene el mapa de destino más probable al considerar que el destino para cada
bloque dentro del modelo, corresponde al destino más frecuente de este bloque en
todas las realizaciones.
4. Para cada una de las realizaciones, se valoriza cada bloque (según ecuación 31).
5. Se obtiene el mapa de beneficio esperado al tomar para cada bloque, el promedio
de su beneficio dentro de las realizaciones.
64
El esquema de destino y beneficio en cada bloque se muestra en la siguiente figura.
FIGURA 53: ESQUEMA DE DEFINICIÓN DE DESTINO Y EVALUACIÓN DE BENEFICIO DE CADA BLOQUE
El beneficio de cada bloque y la discriminación entre mineral y estéril están dados por las
siguientes ecuaciones:
{ {
} {
} { [ ]}
ECUACIÓN 30: CLASIFICACIÓN DE BLOQUES ENTRE MINERAL Y ESTÉRIL
[
]
{
[ ]
( [ ] ) [ ] [ ]
ECUACIÓN 31: VALORIZACIÓN DE CADA BLOQUE
Así se construye los siguientes mapas de destino de bloques, en los cuales se destaca la
gran variabilidad del destino de algunos bloques (resultados obtenidos para el modelo 4).
66
5.3. Comparación de resultados del modelo objetivo con una estimación tradicional
Se procede a contrastar estos resultados con los obtenidos a través de una estimación
directa de las variables mediante una estimación de cokriging ordinario (estimación multivariable
que no asume una media conocida, sin recurrir a transformadas Gaussianas ni al modelo
Gaussiano discreto), la que corresponde a un enfoque más tradicional.
Así se puede analizar la diferencia de clasificación de bloques (entre estéril y mineral) y la
variación de la relación estéril mineral entre los métodos. En la siguiente figura se muestra el
destino más probable obtenido mediante el modelo vía cokriging ordinario de bloques y el mapa
de destinos mediante el enfoque tradicional antes mencionado.
FIGURA 55: COMPARACIÓN DE DESTINO DE BLOQUES (MODELO OBJETIVO VERSUS ESTIMACIÓN
TRADICIONAL)
Adicionalmente se contrasta el beneficio esperado para cada bloque (obtenido mediante la
nueva metodología), con el beneficio obtenido mediante el enfoque tradicional.
FIGURA 56: COMPARACIÓN DE BENEFICIO ESTIMADO (MODELO OBJETIVO VERSUS ESTIMACIÓN
TRADICIONAL)
67
Los resultados de estas comparaciones arrojan una diferencia de 24.6% de bloques
clasificados de forma diferente (entre estéril y mineral), una discrepancia de un 22.5% en la
relación estéril/mineral estimada (0.8 para la estimación tradicional y 0.65 para el modelo
objetivo) y una diferencia porcentual de 18.3% en el beneficio estimado (lo que significa una
diferencia de 8.2 [MUS$]) para el caso de estudio. Estas discrepancias se explican por la
propiedad de suavizamiento del cokriging, que no reproduce la variabilidad espacial de las leyes
y produce sesgos en la estimación, debido a que el destino de los bloques está basado en una
relación que utiliza variables no aditivas (ecuación 30).
Finalmente se compara la curva tonelaje-ley de níquel de todas las realizaciones, con las
obtenidas mediante el enfoque tradicional.
FIGURA 57: CURVAS TONELAJE-LEY (REALIZACIONES MODELO OBJETIVO Y PROMEDIO DE REALIZACIONES VERSUS ESTIMACIÓN TRADICIONAL)
En este gráfico se puede apreciar que las curvas de tonelaje y ley media versus ley de
corte del enfoque tradicional presentan discrepancias con respecto al promedio de las
realizaciones. Nuevamente estas discrepancias están asociadas al suavizamiento del cokriging.
Finalmente se entrega el histograma del beneficio de las realizaciones, del cual se puede
obtener el análisis del mejor caso, el peor caso y el caso promedio (además de analizar intervalos
de confianza del beneficio promedio).
0.0
0.5
1.0
1.5
2.0
2.5
3.0
3.5
0
100000
200000
300000
400000
500000
600000
700000
800000
0 0.5 1 1.5 2 2.5
Ley
Med
ia [
%]
Ton
elaj
e [t
on
]
Ley de Corte [%]
Curva Tonelaje Ley - Níquel
68
FIGURA 58: HISTOGRAMA Y BOXPLOT DEL BENEFICIO (MODELO OBJETIVO)
De este gráfico se puede observar que todos los escenarios estudiados tienen beneficio
positivo (y mayor a 40 [MUS$]), que el caso promedio está en torno a 52.9 [MUS$] y que con un
90% de confianza se obtienen beneficios mayores a 46 [MUS$]. Además el beneficio estimado
por medio del método tradicional (indicado en rojo) coincide con uno de los peores escenarios
obtenidos por medio del modelo objetivo.
El que todos los escenarios tengan beneficio positivo se debe a que la zona estudiada
presenta una gran cantidad de bloques con ley de níquel por sobre la ley de corte.
69
6. CONCLUSIONES
La determinación de leyes y otras variables en depósitos mineros es extremadamente
importante en el negocio minero, por lo que la búsqueda de modelos que reproduzcan la
variabilidad, continuidad y relaciones de las variables, es vital para cuantificar los recursos
recuperables y beneficio de un proyecto minero.
Como resultado de la aplicación de las metodologías, se valida la reproducción de la
variabilidad de las estimaciones puntuales (modelos 1 y 2), y se ratifica la pérdida de variabilidad
en los estimaciones de bloques (modelos 3 y 4) debido al cambio de soporte. Además se verifica
que los modelos son coherentes y que presentan las mismas zonas geográficas con altas y bajas
leyes.
Con respecto a los modelos puntuales, adicionalmente, se valida la robustez de estos
modelos al realizar una validación cruzada.
Con respecto al modelo objetivo (modelo 4) se verifica que este modelo reproduce las
relaciones entre variables, reproduce las zonas de altas y bajas leyes, pero tiene menor
variabilidad que los datos provenientes de los pozos de tronadura debido al cambio de soporte.
Adicionalmente este modelo permite realizar análisis de escenarios, definir el destino más
probable para los bloques, evaluar la probabilidad de superar una ley de corte dada y definir el
beneficio esperado.
Al comparar los resultados del modelo objetivo con una estimación mediante cokriging
ordinario (técnica tradicional), si bien es cierto se obtienen las mismas zonas con altas y bajas
leyes, se obtiene una diferencia de 24.6% de bloques clasificados de forma diferente (entre estéril
y mineral), una discrepancia de un 22.5% en la relación estéril/mineral estimada y una diferencia
de 8.2 [MUS$] en el beneficio estimado para el caso de estudio. Estas discrepancias se explican
por la propiedad de suavizamiento del cokriging, que no reproduce la variabilidad espacial de las
leyes y produce sesgos en la estimación de variables no aditivas. En cambio, la metodología
propuesta entrega resultados más confiables (teóricamente insesgadas). Estas diferencias cobran
gran relevancia cuando se considere cualquier función no lineal que dependa de las estimaciones
realizadas (como por ejemplo beneficio, recuperación metalúrgica, consumo de insumos, entre
otros). Adicionalmente el modelo 4 permite realizar el análisis de múltiples escenarios, por lo que
se convierte en una técnica más poderosa al analizar el riesgo de decisiones.
Con respecto a las curvas tonelaje-ley analizadas para el modelo 4 y la estimación
tradicional, se concluye que el promedio de las curvas del modelo 4 presenta leves discrepancias
con respecto a las curvas obtenidas mediante el enfoque tradicional. No obstante, de las 100
simulaciones realizadas, se genera una región de curvas tonelaje-ley que aumenta en espesor en la
medida que la ley de corte considerada aumenta. Esto puede traer consideraciones importantes a
la hora de evaluar un proyecto minero.
Con respecto al objetivo general, se logra abordar el desafío del cambio de soporte en el
ámbito multivariable, extendiendo la aplicación del modelo Gaussiano discreto, entregando
estimaciones a nivel de bloques de selección minera.
70
Con respecto a la base de datos utilizada para aplicar los cuatro modelos, se tiene que es
una muestra de una de las unidades geológicas encontradas. Esto permite cumplir las hipótesis de
los modelos utilizados, las cuales pueden ser difíciles de cumplir para la mayoría de las bases de
datos mineras (mezclas de poblaciones geológicamente y estadísticamente distintas), dificultando
la aplicación de la metodología desarrollada en este trabajo o disminuyendo la calidad de las
estimaciones realizadas.
En cuanto a tiempos de cálculo, el modelo 4 presenta bajos tiempos de cálculo. Esto se
debe a que el modelo genera simulaciones, solamente definidas a partir de la estimación y
varianza de cokriging. Otra componente del tiempo de cálculo, consiste en ajustar un modelo de
corregionalización, encontrar los coeficientes de cambio de soporte y obtener la función
anamorfosis de bloques.
Se recomienda la aplicación del modelo objetivo (debido a que cuantifica el cambio de
soporte, genera múltiples escenarios, reproduce las zonas de altas y bajas leyes, y genera
estimaciones insesgadas) a zonas que cumplan a cabalidad las hipótesis del modelo Gaussiano
discreto. En caso de no cumplir estas hipótesis, se recomienda dividir la zona de estudio en sub-
zonas que sí las cumplan, y sobre estas sub-zonas aplicar el modelo objetivo.
Como reflexión adicional se quiere añadir que el modelo objetivo no es solamente
aplicable a leyes de elemento con interés económico, sino que también a muchas variables de
interés en el contexto minero metalúrgico que sean medibles numéricamente.
Finalmente se recomienda la aplicación del modelo objetivo en casos en que el tiempo
disponible sea considerable. Esto se debe a que la determinación de zonas que cumplan con las
hipótesis del modelo, el análisis y transformación de datos, el ajuste de corregionalización, la
determinación de los coeficientes de cambio de soporte, la obtención de la función anamorfosis
de bloques y la aplicación del modelo propiamente tal a todas las zonas definidas, puede tomar un
mayor tiempo que los métodos tradicionales.
71
7. REFERENCIAS
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York, 695 p.
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Extractive Metallurgy of Nickel, Cobalt and Platinum Group Metals, 622 p.
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Ingeniería de Minas, Facultad de Ciencias Físicas y Matemáticas, Universidad de Chile, 189 p.
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choice of cross variogram matrix. Mathematical Geology, Vol. 30, no 6, p. 589-615.
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[17] Matheron, G., 1976. Forecasting block grade distributions: The transfer functions. In:
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Mayaniquel project. Canadian National Instrument 43-101 Technical Report, 171 p.
[21] Verly, G., 1983. The multigaussian approach and its application to the estimation of local
reserves. Mathematical Geology, vol. 15, no. 2, p. 259-286.
73
8. ANEXOS
8.1. Anexo 1: Estudio Exploratorio
8.1.1. Mapas de distribución de las leyes originales
A continuación se entregan los perfiles YZ de las leyes presentes en la base de datos original
(con todas las unidades geológicas).
FIGURA 59: PROYECCIONES EN EL PERFIL YZ DE LAS VARIABLES ORIGINALES
74
8.1.2. Análisis de la zona seleccionada
A continuación se entregan las estadísticas, histogramas y gráficos de dispersión entre las
distintas variables, detallando también el coeficiente de correlación entre ellas:
Variables Cantidad Mínimo Máximo Promedio Varianza
Ley de Alumina [%] 736 0.20 19.60 6.22 10.51 Ley de Cromo [%] 736 0.18 4.46 2.07 0.67 Ley de Fierro [%] 736 5.50 55.30 37.13 157.80 Ley de Magnesio [%] 736 0.20 32.76 3.47 28.13 Ley de Niquel [%] 736 0.23 6.05 1.25 0.28 Ley de Silice [%] 736 3.00 63.90 21.34 263.31 Razón Si/Mg 736 1 204 15 377
TABLA 11: ESTADÍSTICAS DE LEYES Y RAZÓN SI/MG (UNIDAD GEOLÓGICA SELECCIONADA)
FIGURA 60: HISTOGRAMAS DE LAS VARIABLES (ZONA SELECCIONADA)
VARIABLE Ley de
Alúmina Ley de Cromo
Ley de Fierro
Ley de Magnesio
Ley de Níquel
Ley de Sílice
Razón Sil-Mg
Ley de Alúmina 1 0.48 0.75 -0.56 -0.26 -0.81 -0.18 Ley de Cromo 0.48 1 0.67 -0.54 0.04 -0.66 -0.14 Ley de Fierro 0.75 0.67 1 -0.78 -0.25 -0.96 -0.06
Ley de Magnesio -0.56 -0.54 -0.78 1 0.19 0.64 -0.3 Ley de Níquel -0.26 0.04 -0.25 0.19 1 0.23 -0.19 Ley de Sílice -0.81 -0.66 -0.96 0.64 0.23 1 0.21 Razón Si-Mg -0.18 -0.14 -0.06 -0.3 -0.19 0.21 1
TABLA 12: MATRIZ DE COEFCIENTES DE CORRELACIÓN (ZONA SELECCIONADA)
76
8.1.3. Verificación de la bigaussianidad
A continuación se procede a verificar la bi-gaussianidad de los datos Gaussianos de la zona
seleccionada. Para ello se entrega la verificación para el par de variables Gaussiana de magnesio
y Gaussiana de sílice.
0.- Gráfico de dispersión entre variables Gaussianas: Se verifica el comportamiento
elíptico de esta nube
FIGURA 62: GRÁFICO DE DISPERSIÓN ENTRE VARIABLES GAUSSIANAS
1.- Verificar comportamiento Gaussiano de las variables: se verifica que los histogramas
se asemejen a campanas simétricas, centradas en cero.
FIGURA 63: HISTOGRAMAS DE LAS VARIABLES GAUSSIANAS
Variables Gaussianas Cantidad Mínima Máxima Promedio Varianza
Ley de Magnesio (NS) 736 -3.49 3.18 0.02 1.03 Ley de Sílice (NS) 736 -3.38 3.18 0.01 1.01
TABLA 13: ESTADÍSTICAS DE LAS TRANSFORMADAS GAUSSIANAS
77
2.- Nubes de dispersión diferidas de las Gaussianas de magnesio y sílice: se verifica que
las nubes de correlación a pequeña distancia se asemejan a elipses y a larga distancia se
asemejan a círculos.
FIGURA 64: NUBES DE DISPERSIÓN DIFERIDA (ARRIBA H=7 [M], ABAJO H=30 [M])
3.- Raíz de variograma sobre madograma: verificar que este gráfico sea cercano a raíz de
(√ ).
FIGURA 65: RAÍZ DE VARIOGRAMA DIVIDIDO POR MADOGRAMA - GAUSSIANAS MAGNESIO (IZQUIERDA) Y
SÍLICE (DERECHA)
78
FIGURA 66: RAÍZ DE VARIOGRAMA DIVIDIDO POR MADOGRAMA - ANÁLISIS DIRECCIONAL (GAUSSIANAS MAGNESIO Y SÍLICE)
79
8.1.4. Búsqueda de las direcciones de anisotropía
Analizando previamente el variograma experimental de las variables Gaussianas en
distintas direcciones, se determina que las direcciones ortogonales al plano principal de la zona
en estudio son las principales direcciones de anisotropía.
FIGURA 67: VARIOGRAMAS EXPERIMENTALES GAUSSIANAS (VARIAS DIRECCIONES)
80
Esto se ratifica al construir los variogramas experimentales directos de las
Gaussianas, encontrando que estas direcciones son las principales de anisotropía.
FIGURA 68: VARIOGRAMAS EXPERIMENTALES DIRECTOS – VARIABLES GAUSSIANAS
Finalmente, se prefiere construir los variogramas experimentales en 3 direcciones en vez
de uno omnidireccional (u horizontal más vertical) debido a leves diferencias en estas direcciones
(las cuales se aprecian mejor en los variogramas cruzados).
81
8.2. Anexo 2: Resultados de los modelos
8.2.1. Histogramas de las realizaciones
Mod1
Mod2
Mod3
Mod4
Original
TABLA 14: HISTOGRAMA REALIZACIONES Y MUESTRAS (LEY DE ALUMINIO)
87
Mod1
Mod2
Mod3
Mod4
Original
TABLA 20: HISTOGRAMA REALIZACIONES Y MUESTRAS (RAZÓN SÍLICE-MAGNESIO)
88
8.2.2. Estadísticas y boxplots de las realizaciones del modelo 4
A continuación se entregan estadísticas y boxplots de algunas realizaciones de las leyes en
estudio.
Realización Cantidad Mínimo [%] Máximo [%] Promedio [%] Varianza
1 780 1.01 20.28 6.37 8.84
100 780 0.63 15.82 6.34 8.63
47 780 0.78 18.92 6.35 9.21
25 780 1.04 18.22 6.29 8.7
82 780 0.87 19.62 6.3 8.92 TABLA 21: ESTADÍSTICAS DE ALGUNAS DE LAS REALIZACIONES PARA ALUMINIO
Realización Cantidad Mínimo [%] Máximo [%] Promedio [%] Varianza
1 780 0.42 3.67 2.07 0.35
100 780 0.43 3.67 2.09 0.38
27 780 0.33 3.61 2.09 0.35
39 780 0.44 3.71 2.08 0.35
62 780 0.54 5.35 2.11 0.36 TABLA 22: ESTADÍSTICAS DE ALGUNAS DE LAS REALIZACIONES PARA CROMO
Realización Cantidad Mínimo [%] Máximo [%] Promedio [%] Varianza
1 780 8.28 54.28 36.21 113.37
100 780 10.36 52.94 35.72 117.04
30 780 9.47 53.21 36.35 108.01
57 780 10.16 52.88 36.34 112.94
94 780 9.03 53.49 36.32 111.38 TABLA 23: ESTADÍSTICAS DE ALGUNAS DE LAS REALIZACIONES PARA FIERRO
Realización Cantidad Mínimo [%] Máximo [%] Promedio [%] Varianza
1 780 0.3 26.9 4.1 20.45 100 780 0.29 26.59 4.06 20.88 10 780 0.24 28.34 4.33 25.2 45 780 0.24 25.02 4.39 23.39 88 780 0.27 28.24 4.2 23.89
TABLA 24: ESTADÍSTICAS DE ALGUNAS DE LAS REALIZACIONES PARA MAGNESIO
Realización Cantidad Mínimo [%] Máximo [%] Promedio [%] Varianza
1 780 0.54 3.93 1.32 0.22 100 780 0.52 3.55 1.31 0.19 39 780 0.46 3.89 1.31 0.21 85 780 0.54 3.88 1.34 0.25 98 780 0.46 4.15 1.34 0.26
TABLA 25: ESTIDÍSTICAS DE ALGUNAS DE LAS REALIZACIONES PARA NÍQUEL
89
Realización Cantidad Mínimo [%] Máximo [%] Promedio [%] Varianza
1 780 3.78 58.78 23.24 164.6 100 780 3.73 57.04 22.65 174.24 38 780 4.04 56.64 22.97 174.65 93 780 4.44 54.61 22.45 156.01 69 780 3.94 57.36 22.51 158.97
TABLA 26: ESTADÍSTICAS DE ALGUNAS DE LAS REALIZACIONES PARA SÍLICE
Para el caso del Níquel se destaca la comparación de estadísticas entre algunas realizaciones y las
estadísticas de las muestras:
Ley de Níquel Cantidad Mínima [%] Máxima [%] Promedio [%] Varianza
Realización 1 780 0.54 3.93 1.32 0.22 Realización 100 780 0.52 3.55 1.31 0.19 Realización 39 780 0.46 3.89 1.31 0.21 Realización 85 780 0.54 3.88 1.34 0.25 Realización 98 780 0.46 4.15 1.34 0.26
Muestras 736 0.23 6.05 1.25 0.28 TABLA 27: COMPARACIÓN ESTADÍSTICAS DE ALGUNAS DE LAS REALIZACIONES PARA NÍQUEL
Ley de Magnesio Cantidad Mínima [%] Máxima [%] Promedio [%] Varianza
Realización 1 780 0.3 26.9 4.1 20.45 Realización 100 780 0.29 26.59 4.06 20.88 Realización 10 780 0.24 28.34 4.33 25.2 Realización 45 780 0.24 25.02 4.39 23.39 Realización 88 780 0.27 28.24 4.2 23.89
Muestras 736 0.2 32.76 3.47 28.13 TABLA 28: COMPARACIÓN ESTADÍSTICAS DE ALGUNAS DE LAS REALIZACIONES PARA MAGNESIO
Aluminio
Cromo
Fierro
TABLA 29: BOXPLOT REALIZACIONES MODELO 4 (1)
91
8.3. Anexo 3: Resultados de un modelo tradicional
A continuación se entregan los resultados de la estimación tradicional realizada, mediante
cokriging ordinario.
Estadísticas Cantidad Mínimo [%] Máximo [%] Promedio [%] Varianza
Al 780 1.47 15.71 6.15 7.31 Cr 780 0.46 3.28 2.03 0.35 Fe 780 6.51 52.36 35.92 116.03 Mg 780 0.03 20.05 3.63 17.11 Ni 780 0.61 3.92 1.31 0.19 Si 780 4.49 49.81 22.41 196.02
Si/Mg 780 2.2 501.55 12.54 590.22 TABLA 31: ESTADÍSTICAS ESTIMACIÓN TRADICIONAL
TABLA 32: COMPARACIÓN HISTOGRAMAS ESTIMACIÓN TRADICIONAL (VERDE) – MUESTRAS (AMARILLO)
(1)
93
8.4. Anexo 4: Definición de bloques y función de beneficio
La función de decisión de bloques fue construida utilizando información relevante de la
mina Cerro Matoso S.A., más información técnica sobre la operación de las fundiciones de
lateritas niquelíferas para producir ferroníquel.
En particular el depósito de Cerro Matoso es uno de los que posee mayor ley media, y
uno de los mayores productores de ferroníquel (siendo el segundo productor mundial con 55.000
toneladas anuales de este producto). El depósito posee además otros elementos (como magnesio y
sílice) que dificultan y en algunos casos imposibilitan la producción de ferroníquel, debido a
restricciones pirometalúrgicas que se detallan a continuación:
1.- La fundición de Cerro Matoso trabaja con una razón promedio de sílice-magnesio de
2,8 (realizando mezclas de mineral para alcanzar dicha condición de operación). Esto se
muestra en la siguiente figura [6,5]:
FIGURA 69: RAZÓN SÍLICE-MAGNESIO EN CERRO MATOSO
Se obtiene que esta razón no debe superar valores de 10 para que mediante blending se
logre alcanzar la razón de operación.
2.- La razón fierro-níquel promedio debe estar entre 6 y 12 (realizando mezclas de mineral
para alcanzar dicha condición de operación). Esta condición es de gran importancia en el
proceso pirometalúrgico, aunque no se le dé la misma prioridad que a la razón sílice-
magnesio.
Se obtiene que esta razón no debe superar valores de 68 para que mediante blending se
logre alcanzar la razón de operación.
94
Adicionalmente, el proceso productivo en esta mina (detallado en la figura 64)
corresponde a un proceso en el cual el mineral extraído sigue una sola línea de procesamiento,
siendo primero estoqueado y mezclado, para luego ser reducido de tamaño enviado a fundición y
a refinería hasta producir el granulo de ferroníquel [1].
FIGURA 70: DIAGRAMA DE FLUJOS DEL PROCESO DE CERRO MATOSO
De acuerdo a lo extraído de información entregada por Brook Hunt, la ley de corte de
Cerro Matoso S.A. pasó en los últimos años de 1.2% a 0.6% de níquel (esto por el aumento del
precio a largo plazo de este metal). De reportes anuales de BHP Billiton se obtiene la
recuperación metalúrgica, el costo de fundición y refinería de níquel y el cash cost (en esta
faena). A su vez, el precio de largo plazo se extrae de “Global Mining Finance” 2011. El resumen
de los parámetros encontrados se resume a continuación:
Parámetro Notación Valor
Precio de largo plazo de níquel [
]
Costo de fundición, refinación, formación del granulo y venta
[
]
Cash Cost [
]
Recuperación metalúrgica de níquel [ ]
Recuperación metalúrgica promedio de níquel [ ]
Ley de corte crítica [ ] TABLA 34: PARÁMETROS TÉCNICO-ECONÓMICOS EXTRAIDOS DE PUBLICACIONES
95
Para determinar los parámetros restantes, se extrae información del estudio preliminar del
proyecto Mayaniquel [20], proyecto que semejante a la faena de Cerro Matoso S.A. (un
yacimiento de lateritas niquelíferas con un proceso de producción y cash cost semejantes).
Finalmente y a modo de ajuste y validación, se comprueban los parámetros estimados, al utilizar
estos últimos para estimar otros ya conocidos. Así se obtienen los siguientes parámetros:
Parámetro Notación Valor
Costo mina y re-manejo (Mineral) [
]
Costo mina y re-manejo (Estéril) [
]
Costo de procesamiento, fundición y producción final [
]
TABLA 35: PARÁMETROS TÉCNICO-ECONÓMICOS ESTIMADOS
La diferencia de los costos minas entre mineral y estéril está dada por los diferentes
remanejos y el blending asociado al material a procesar.
El chequeo de estos parámetros se realiza calculando la ley de corte crítica del yacimiento
(obteniendo para ello la ley que hace que un bloque dado nos entregue un beneficio nulo).
donde,
( )
donde,
96
Como queremos obtener la ley de corte crítica, es decir obtener la mínima ley que debe
tener un bloque para ser considerado mineral (económicamente extraíble), lo que suponemos es
que estamos considerando un bloque de mineral y por lo tanto de la última relación podemos
eliminar el término que acompaña a . Así tenemos que:
( )
Reemplazando todos los parámetros (menos la ley de corte crítica) obtenemos la ley de
corte crítica:
( )
[ ]
Se verifica la coherencia de los valores estimados, que además se encuentran dentro de los
rangos de operación de las faenas de este tipo.
Adicionalmente, la recuperación metalúrgica del níquel es variable con respecto a la ley
de alimentación al proceso. Esta variabilidad en la recuperación se puede expresar mediante la
siguiente relación extraída por lo propuesto por Davenport y otros en el siguiente gráfico [4].
{
FIGURA 71: GRÁFICO DE RECUPERACIÓN DE NÍQUEL EN FUNCIÓN DE LA LEY DE ALIMENTACIÓN
80
85
90
95
100
1 1.5 2 2.5 3
Rec Ni vs grade Ni feed
Rec Ni vs grade Ni feed a+b*Ni^0.5
97
Así podemos plantear la discriminación de bloques entre estéril y mineral de la siguiente
manera:
{ {
} {
} { }
Planteando el beneficio según a la siguiente expresión:
[
]
{
[ ]
( [ ] ) [ ] [ ]
Donde B corresponde al beneficio unitario de cada bloque ([US$/t]). El beneficio
final del bloque se obtiene multiplicando este valor por el volumen y la densidad del mineral ( ).
[ ]
Luego con esta clasificación y evaluación económica se procede a evaluar los
resultados del caso de estudio.
98
8.5. Anexo 5: Determinación de coeficientes de cambio de soporte
A continuación se muestran los coeficientes de cambio de soporte (r) obtenidos con el
programa Gammabar de GSLIB, utilizando para ello el variograma modelado de las variables
Gaussianas, y la discretización de bloques de 5x5x1:
Variable ( ) r
Aluminio 0.535 0.68 Cromo 0.614 0.62
Fierro 0.468 0.73 Magnesio 0.513 0.70
Níquel 0.527 0.69
Sílice 0.596 0.64 TABLA 36: COEFICIENTES DE CAMBIO DE SOPORTE
La obtención de este valor se hace mediante la siguiente relación [7]:
√ ( )
Este coeficiente se utiliza además para obtener analíticamente la función de anamorfosis
de bloques [9].
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