Durante el proceso de planificación de corto plazo en minas superficiales, se tiene en consideración innumerables factores que afectan directamente los objetivos y estrategias que el planeamiento de mediano y largo plazo han definido previamente en el planeamiento de minado. Estos diversos factores e información que se incorpora en el planeamiento de corto plazo, genera mayormente una tediosa labor del planeador de minas durante su elaboración, lo cual genera un excesivo uso de tiempo y recursos. Este estudio propuesto tiene como objetivo principal, presentar un modelo de planeamiento de minado de corto plazo, que pueda ser aplicado a cualquier operación minera superficial, en la cual reúne toda la información necesaria para el planeamiento de minado y a su vez proporcione una flexibilidad ante cualquier cambio repentino que pueda afectar los objetivos de producción previamente establecidos. Este modelo reúne los siguientes aspectos: - Seguridad en labores de mina. - Tareas críticas programadas. - Geotecnia. - Planeamiento semanal de geología. - Planeamiento en el mantenimiento de equipos. - Planeamiento en la perforación y voladura. - Planeamiento y secuencia en los equipos de producción mina, con sus respectivos Gantt Charts. - Desempeño semanal de los equipos de perforación, acarreo y carguío de mina. - Secuencia de los equipos de perforación y carguío. - Secuencia de minado. - Seguimiento de las productividades y resultados comparados con el presupuesto anual o el plan trimestral de mina.

La tesis desea demostrar la metodología de un estudio a nivel de Caso de Negocio para “El Análisis de Métodos Subterráneos en Operaciones a Tajo Abierto” en una operación actual a tajo abierto. La minera desea conocer la rentabilidad del minado subterráneo en su operación actual. El estudio le delimitara los potenciales métodos subterráneos a emplear y seleccionar el método de minado que genere mayor valor al proyecto. Además, definirá los targets de exploración, que sirve para focalizar en que áreas se debe realizar perforación diamantina para cuantificar los recursos que contienen material sobre la ley de corte económica, de esta manera se evita perforar en áreas mineralizadas que no aportan valor a la empresa. El recurso mineral donde se desarrolla el proyecto es el diferencial descontando la reserva del tajo abierto actual, la cual el recurso resultante tiene categoría indicado, inferido y potencial. El estudio tiene como objetivo un análisis de selección de los potenciales métodos de minado, que es el resultado de emplear la metodología de la Universidad British Columbia (UBC), donde se obtiene que los posibles métodos a emplear son el Sublevel Stoping (SLS), Sublevel Caving (SLC) y Block Caving (BC). Para este estudio se emplea un modelo de bloques de un proyecto polimetálico y una superficie del tajo final operativo. La comparación entre los métodos de minado se basará en parámetros económicos y técnicos. Se elaboran 3 casos analizados provenientes de tres métodos de minado como son el Sublevel Stoping (SLS), Sublevel Caving (SLC) y Block Caving (BC). Los valores de corte estimados para el SLS, SLC y BC son 51.56 US/t, 41.46 US$/t y 26.79 US$/t respectivamente. La metodología que se aplica para el cálculo de material mineralizado minable o envolventes económicas es la empleada por el Código Jorc, donde primero se calcula el material mineralizado y culmina en un análisis económico para comprobar la rentabilidad de los métodos de minado propuestos y seleccionar el método que agregue mayor valor a la empresa. En el análisis de los riesgos se desarrolla un análisis de value drivers y sensibilidades a los ingresos, costo de minado, costo de planta, gastos administrativos, capital inicial y capital de sostenimiento.

El objetivo central de la presente tesis es obtener el mayor Valor Presente Neto (VPN) posible para el proyecto de cobre “Pukaqaqa”, como resultado del diseño y optimización del tajo en mención con características determinadas, por medio de la aplicación de datos geológicos, metalúrgicos, parámetros económicos, entre otros. De la misma manera, se procederá a comparar el análisis entre las curvas Tonelaje – Ley y los reportes obtenidos de las corridas con el software Net Present Value Scheduler 4 (en adelante software NPVS 4), el cual será la principal herramienta para cumplir con el objetivo general de la tesis. En el primer capítulo, se describen algunos conceptos generales de la optimización de tajos; así como, diversos criterios para el desarrollo de la misma, dando énfasis en el algoritmo de Lerchs – Grossmann, consideraciones básicas para el diseño de tajos, entre otros. Asimismo, se realiza una breve descripción de la metodología del trabajo llevado a cabo para la obtención de los resultados deseados. En un segundo capítulo, se desarrolla la descripción de las características generales y principales del proyecto “Pukaqaqa”, partiendo de su geología y ubicación hasta una descripción del modelo de bloques a trabajar. Seguidamente, se detalla los pasos a seguir para la optimización del proyecto en mención empezando por la importación de los datos seguido de la optimización del tajo, en la cual se analiza y se selecciona el tajo óptimo a partir de los tajos anidados obtenidos de la corrida en el software de planeamiento NPVS 4. De igual modo, se realiza la curva Tonelaje – Ley de los resultados obtenidos para su respectivo análisis y, posteriormente, se procede a generar las fases de minado del proyecto usando nuevamente NPVS 4 y los parámetros de restricción y control como el ancho mínimo de minado y tonelaje mínimo por fase. Finalmente, teniendo en cuenta el objetivo central de la planta y restricciones como el “Strip Ratio” (ratio desmonte/mineral), se genera el programa de producción de mina. El tercer capítulo, se centra en el diseño del tajo final o tajo óptimo, en el cual se detallan todos los parámetros de diseño tomados en cuenta para el resultado final; además, se crean los diseños de las fases en donde se puede observar como el tajo va siendo minado hasta llegar a sus paredes finales, llamado también Tajo Operativo. El cuarto capítulo desarrolla la optimización final del tajo usando el Tajo Operativo para este fin; de este modo, después de la optimización, se genera una nueva curva Tonelaje – Ley, la misma que será analizada. Por lo tanto, con los resultados obtenidos se procede a comparar y analizar esta curva con la mencionada y detallada en el segundo capítulo. Asimismo, en este capítulo se detalla la generación del nuevo programa de producción de mina optimizado con el diseño del Tajo Operativo y diseño de fases. En el último capítulo, se analiza todo el proyecto en conjunto de acuerdo a los resultados obtenidos. Finalmente, se procede a señalar las observaciones, conclusiones y bibliografía pertinentes. En conclusión, el siguiente trabajo se enfoca en la evaluación de la optimización y diseño del proyecto de cobre “Pukaqaqa”, resultado del análisis de las corridas realizadas en el software de planeamiento estratégico, NPVS 4 de DATAMINE, siguiendo criterios y parámetros específicos.

El presente trabajo de tesis corresponde a un estudio de rediseño de fases y optimización del plan de producción de una mina de oro a tajo abierto ubicada al norte del Perú. Es importante mencionar que la información publicada en esta tesis respecto al depósito y los resultados obtenidos de este estudio no corresponden necesariamente a la realidad. Previamente a la explicación del caso de estudio, se describe información técnica de la mina respecto a temas relacionados a la geología y geotecnia, factores operativos, estructura de costos y una explicación teórica acerca del proceso de planificación minera a seguir a lo largo de la tesis. Posteriormente, para el propósito principal de la tesis, se realizaron una serie de etapas estructuradas de la siguiente manera: • Análisis de la información de entrada • Solución del caso en estudio • Análisis comparativo de resultados • Conclusiones y recomendaciones Estas etapas permitieron realizar la evaluación del caso inicial de los diseños de mina y el plan de producción para identificar posibles mejoras con el fin de maximizar el valor del proyecto en términos operativos y económicos. Luego de este análisis se planteó un nuevo caso de estudio que logre estos objetivos y que además satisfaga los requerimientos de corto plazo de la mina. Dicho caso fue ejecutado siguiendo una nueva metodología en planificación minera orientada a incrementar el valor de un yacimiento y optimizar los procesos de planificación minera tradicionales. Es importante recalcar que el principal objetivo del estudio fue darle operatividad al plan de producción inicial sin mermar el valor del proyecto. Finalmente, a través de un análisis comparativo de resultados entre el caso inicial y el nuevo caso de estudio se comprueba que se obtuvieron los resultados esperados en términos operatividad y valor del nuevo plan de producción y diseño de mina elaborado.

El presente estudio evalúa la viabilidad económica de la explotación a tajo abierto de un yacimiento de pórfido de cobre ubicado en la provincia Antabamba de Ayacucho. El estudio minero presenta la optimización del tajo, diseños de tajo final y fases, secuencia de minado, estimación de costos de capital y operativo, desarrollo de flujo de caja y análisis de sensibilidad del proyecto. El modelo de bloque se creó utilizando la información proveniente de sondajes de la zona del proyecto. El tamaño de los bloques es de 10 m x 10m x 10 m. La altura del bloque es igual a la altura de banco de minado para la operación efectiva de los equipos seleccionados en el proyecto. La optimización del tajo se realizó utilizando el programa Whittle. Los parámetros de optimización utilizados fueron conseguidos de operaciones similares. El costo de minado fue estimado considerando estudios previos del proyecto. Los minerales secundarios, transicional, óxidos y mixtos son procesados generando beneficio por electro obtención de cátodos de cobre. El precio de metal se consideró 2.33 US$/ lb Cu y un ritmo de producción de 60,000 toneladas por día. La optimización resulta en un nido de conos óptimos donde cada cono resultante proviene de un precio de cobre mayor al anterior. La selección de los conos óptimos se basa en el mayor Valor Presente Neto (VPN) del proyecto a una tasa de descuento determinada. El programa genera dos escenarios, mejor y peor caso. Se genera un caso específico eligiendo los conos que presentan mayor aumento de mineral entre conos como fases de expansión de la mina. Se elige el cono óptimo final considerando el VPN del escenario específico, vida de mina, tonelaje de materiales y costos. Se elige cuatro fases de explotación. Las dos primeras fases son conos independientes que luego se unen al expandirse en la fase 3. La última fase se expande hacia el tajo final del proyecto. Los parámetros de diseño consideran las especificaciones del DS 055-2010-EM y parámetros geomecánicos establecidos. Las reservas del proyecto son los recursos medidos e indicados dentro del diseño del tajo final del proyecto: 352.53M TM de mineral con 0.612 % de Cu y 209.87M TM de desmonte. La secuencia de minado se optimizó considerando el mayor VPN del proyecto, las fases de expansión del proyecto, y la relación del desmonte y mineral. El ritmo de producción es de 60,000 TM de mineral por día resultando en 17 años de vida de mina en cuatro fases. La primera fase se realiza en los dos primeros años de la mina donde se busca alimentar la chancadora con mineral de alta ley proveniente del tajo este. La fase 2 desarrolla el tajo oeste hasta el año 5. La siguiente fase une los dos tajos independientes al expandirse en uno solo hasta el año 12 donde inicia la última fase de expansión al tajo final. Se realizó la selección de equipos óptimos para satisfacer el nivel de producción de la mina. Se eligió palas eléctricas por su alto rendimiento en elevadas altitudes y bajo costo de operaciones y mantenimiento. Se seleccionaron camiones de 240 TM para la operación con palas de 32 m3. La perforadora seleccionada permite la perforación de los 10 m. de banco en una sola pasada. Se considera que los equipos serán adquiridos y operados por la mina. Por otro lado, la voladura será realizada por una empresa especializada para reducir costos operativos, el alto riesgo de la labor y trámites administrativos (SUCAMEC). El costo de operativo de minado en a nivel rampa principal es de 1.51 US$/TM. El costo de capital de los equipos seleccionados se estimó considerando su uso durante la vida de mina. El costo capital de mina se estima en 186.50M US$. Se estimó el costo capital de procesos en 510.98M US$ aplicando economía de escala y el costo de operaciones en 5.00 US$/TM de operaciones similares. Se desarrolla un flujo de caja para evaluación económica del proyecto resultando en un VPN positivo de 478.80M US$ después de impuestos con una tasa interna de retorno (TIR) de 19.70% y recuperación de inversión de 5 años. Se analiza la sensibilidad del proyecto ante variaciones del costo capital, costo operativo, precio de Cu y tasa de descuento en los resultados económicos del proyecto. El proyecto es más sensible a la variación del precio de cobre siendo este parámetro responsable del éxito del proyecto en el largo plazo. El proyecto es menos sensible al costo operativo y capital del proyecto. Los resultados de flujo de caja y sensibilidad del proyecto afirman la viabilidad del proyecto de explotación del yacimiento de pórfido y la continuación de estudios para su futuro desarrollo.

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La presente tesis desarrolla la evaluación geomecánica de una mina subterránea, la cual incluye el dimensionamiento de los tajeos, secuencia de minado, optimización del relleno y recuperación del pilar puente. La evaluación realizada tiene la finalidad de asegurar la estabilidad y controlar la dilución, brindar la alternativa óptima de minado que asegure la máxima recuperación de los tajeos y pilares. Para llevar a cabo dicha evaluación, ha sido necesario ejecutar una serie de investigaciones geotécnicas correspondiente al reconocimiento geológico y estructural, mapeo geomecánico, logueo geomecánico y ensayos de laboratorio, que permitieron caracterizar el macizo rocoso y establecer un modelo geomecánico; asimismo, se evaluaron y determinaron las condiciones de esfuerzos in-situ. Como parte de la evaluación se realizaron una serie de retroanálisis de los tajeos explotados y del tipo de relleno empleado para identificar las variables y parámetros geomecánicos que permitan determinar la sobre-excavación de tajeos respecto a lo planeado, tanto en las paredes laterales (ELOS), como en el techo de los tajeos (altura de falla), identificando los parámetros más críticos que puedan generar inestabilidad. Se realizó el dimensionamiento óptimo de tajeos y el diseño de sostenimiento con cable bolting. Para ello, se recurrió a los métodos empíricos, tales como la gráfica de estabilidad modificada, que analiza la estabilidad del tajeo por medio del equivalente lineal de sobrerotura de las paredes laterales de paredes (ELOS). Asimismo, se realizó el diseño de cable bolting mediante el análisis cinemático y método de la cuña máxima para el techo o corona de los tajeos, y el análisis empírico para la caja techo de los tajeos. Asimismo, se diseñó una secuencia de minado del tipo secuencial, ascendente, piramidal y en retirada, la cual permite asegurar la estabilidad global y mejorar la redistribución de esfuerzos. En cuanto al modelamiento numérico, se consideraron las nuevas dimensiones obtenidas a partir de la optimización de los tajeos y la secuencia de minado propuesta; así como, la evaluación de la recuperación del pilar puente. Para desarrollar el modelamiento numérico, se utilizó el software especializado Map3D, el cual utiliza método de elementos de borde y permite analizar esfuerzos, deformaciones y factores de seguridad en excavaciones mineras. Además, se plantea un diseño conceptual para la recuperación del pilar puente, dicha evaluación incluyó el modelamiento numérico y secuencia de extracción de los bloques del nivel inferior a dicho pilar. Una parte importante del proceso de estabilización es el relleno, el cual permite la recuperación de los tajes secundarios, por tal motivo se realizó el análisis del relleno en pasta, su comportamiento a través del tiempo y requerimiento de resistencia del mismo. Para ello, se plantean una serie de recomendaciones y planes de ensayos de resistencia para determinar la dosificación óptima que cumpla con los requerimientos necesarios establecidos por la presente tesis.

El presente proyecto de fin de carrera describe y analiza el estudio integral del efecto de las vibraciones producidas por voladuras superficiales realizadas en el proyecto del “Tercer Juego de Esclusas” ejecutado para la Expansión del Canal de Panamá. Se recopilan un total de 53 registros, data generada por el monitoreo de 7 sismógrafos en 10 voladuras de producción realizadas en el año 2010. El fenómeno vibratorio tiene dos parámetros fundamentales, la velocidad picopartícula (PPV) y la frecuencia dominante, los cuales caracterizan cuan dañino puede ser éste frente a su influencia sobre las estructuras civiles; por ello, se pretende caracterizarlas y fundamentalmente predecirlas, lo que permitirá su debido control. En función a lo expuesto, el estudio realizado consta de dos partes, la primera describe el comportamiento del terreno mediante la estimación de la ley de atenuación de la velocidad pico-partícula a través del uso de la regresión lineal por mínimos cuadrados; la segunda detalla un procedimiento validable para la predicción de la frecuencia dominante y del pseudo-espectro de respuesta de velocidad (PVRS) basada en la teoría de Newmark & Hall. Se ha obtenido: (i) la ley de atenuación del terreno para distintos grados de fiabilidad, (ii) herramientas de diseño de voladuras basadas en la relación de carga – distancia, (iii) la demostración que los valores de PPV se ajustan a una distribución log-normal, (iv) el mapa de isolíneas de PPV para el área de estudio, (v) una técnica detallada y válida para la predicción de la frecuencia dominante y del espectro de respuesta, (vi) formulaciones matemáticas de los factores de amplificación para el desplazamiento, velocidad y aceleración, (vii) mapa de isolíneas de amplificación para el área de estudio. A partir de los resultados obtenidos se proporciona información útil para su uso en el diseño y control de las voladuras posteriores del proyecto. / This project work describes and analyzes the comprehensive study of the effect of the vibrations produced by surface blasting carried out in the "Third Set of Locks" project executed for the expansion of the Panama Canal. A total of 53 records were collected, with the data generated by the monitoring of 7 seismographs in 10 production blasts carried out in 2010. The vibratory phenomenon has two fundamental parameters, the peak-particle velocity (PPV) and the dominant frequency, which characterize how damaging this can be compared to their influence on structures, which is why this is intended to characterize and predict fundamentally, that which allows proper control. Based on the above, the study consists of two parts; the first describes the behavior of the terrain by estimating the attenuation law for peak-particle velocity by using the ordinary least squares regression analysis, the second details a validable procedure for the prediction of the dominant frequency and pseudo-velocity response spectrum (PVRS) based on the theory of Newmark & Hall. The following have been obtained: (i) the attenuation law of the terrain for different degrees of reliability, (ii) blast design tools based on charge-distance ratio, (iii) the demonstration that the values of PPV conform to a log-normal distribution, (iv) the map of isolines of PPV for the area of study (v) detailed and valid technique for predicting the dominant frequency response spectrum, (vi) mathematical formulations of the amplification factors for displacement, velocity and acceleration, (vii) amplification of isolines map for the study area. From the results obtained, the study provides useful information for use in the design and control of blasting for subsequent projects.

La presente tesis calcula el número de camiones óptimo para el transporte de mineral y desmonte en una operación minera a tajo abierto de cobre. Para este efecto, se crea y se describe una operación minera en el sur del país, a la cual, se hace el planeamineto de minado y explotación a lo largo de los 17 años que dura el proyecto. Con esta información se hace un estudio económico de la mina para corroborar que es económicamente viable y que está dentro de los parámetros de una mina en ejecución. Este proyecto se encuentra en una segunda etapa, debido a que estuvo operativa por unos años recuperando óxidos del subsuelo para su tratamiento y recuperación del cobre; para esta segunda etapa se empezará a obtener sulfuros con lo que se inicia una nueva labor para el tiempo de vida de la mina. En toda operación minera la parte del transporte del mineral y del desmonte hacia la planta de procesamiento y botadero respectivamente es crítica, ya que durante los años que dure el proyecto estas distancias (a planta y botadero) van a variar muy fuertemente. La correcta planificación de las etapas de minado (fases1), garantizará que los objetivos se cumplan a lo largo de toda la vida de la mina. Es entonces, gracias al planeamiento de minado enfocado al transporte en mina se pueden hacer cálculos y tener estimaciones como la cantidad de material que se espera mover año a año durante el tiempo de vida del proyecto, y que por lo tanto, ayuda a calcular el dimensionamiento de la flota que se hará cargo de este transporte, el cual se calcula que para el primer año es de 18 camiones2, y se obtiene mediante el uso de parámetros de la operación como: tiempos de carguío de las palas, distancias a recorrer, factor de llenado, resistencia a rodadura, tiempos de descargue, pendientes de las vias, etc. contribuyendo como información de entrada a un sistema que mediante variables y operaciones llega al cálculo óptimo de la flota y que se podrá apreciar con más detenimiento a lo largo del desarrollo de la tesis.

La presente tesis evalúa la implementación de los sistemas Inpit Crushing and Conveying (IPCCS) como alternativa al sistema convencional pala-camión para el acarreo de desmonte en una operación minera a tajo abierto ubicado en la zona norte del Perú. Esta operación, debido a sus características geológicas, requiere desbrozar fases con un alto stripping ratio para exponer el mineral. Además, los botaderos de esta operación están localizados en puntos lejanos, generando distancias largas para el transporte del desmonte. Los principales problemas que presenta el sistema convencional a largo plazo son: el incremento del costo de acarreo de material, el aumento de número de camiones, y el impacto negativo en el medio ambiente y la sociedad generadas por las emisiones de monóxido de carbono provenientes de los camiones mineros. Las razones mencionadas intervienen en la decisión de optar por sistemas semi mecanizados o mecanizados (IPCCS) en busca de minimizar costos y aumentar el valor de la operación, tanto económica como ambiental y socialmente. Como punto de partida se desarrolla un plan de minado optimizado a largo plazo y se evalúa el número de sistemas a incorporar y las posibles ubicaciones de los sistemas IPCCS en la operación. Seguido, se realizan tres escenarios: el primer escenario con sistema convencional, el segundo escenario incorporando un sistema IPCCS y un tercer escenario incorporando dos sistemas IPCCS. Esto nos permite analizar el impacto que los sistemas generan durante la vida de la operación minera. Finalmente, con los escenarios desarrollados, se realiza un caso de negocio que nos permite identificar el escenario que brinda una mayor rentabilidad a la operación.