Ingeniera Civil de Minas / En la actualidad existen minas a cielo abierto que se ven enfrentadas al proceso de transición hacia un método de explotación subterráneo y el Block Cavinges el principal candidato a ocupar este lugar debido a sus altas tasas de producción y bajos costos. Por lo tanto, es necesario explorar los límites de la capacidad productiva y la aplicabilidad del método, con el fin de asegurar la continuidad operacional maximizando el valor de la extracción de los recursos remanentes. La altura de columna se relaciona de forma directa con la obtención de la máxima capacidad productiva en el largo plazo, de ahí surge la necesidad de definir los factores queincentivan y desincentivan el uso de columnas más elevadas. Los principales incentivos para utilizar alturas de columnas mayores corresponden a la reducción de: costos de preparación minera, de reparación de infraestructura y por dilución, siendo la primera la más significativa. Sin embargo, el más relevante corresponde a la máxima capacidad productiva en el largo plazo, donde manteniendo la velocidad de preparación constante la capacidad aumenta a un 100% para una altura de 1,000 metros con respecto a una de 500 metros. Los principales aspectos que limitan el uso de columnas mayores se encuentran en lageomecánica tales como: el aumento de esfuerzos durante la etapa de socavación pudiendo hasta duplicar o incluso triplicar los esfuerzos originales, desvíos durante la propagación del hundimiento yexistencia de estallidos de roca y air blast. Cabe destacar que el preacondicionamiento juega un rol importante ya que modifica las propiedades del macizo rocoso, mejorando las condiciones para la explotación. Entre algunos aspectos estratégicos limitantesse encuentra tener leyes favorables en la parte superior del cuerpo, además,tener columnas mayores aumenta el tiempo de inicio de la puesta en marcha y se posterga la obtención de beneficios. Finalmente, a pesar del gran incentivo que trae el tener capacidad productiva mayor, el desconocimiento parcial de algunos fenómenos geomecánicosjunto con la falta de la tecnología adecuada hacen que no sea del todo confiable optar por columnas sobre los 1,000 metros de altura para el desarrollo de nuevos proyectos mineros.

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Ingeniero Civil de Minas / Debido a que existen diversos métodos de explotación que pueden ser aplicados en yacimientos con forma de vetas angostas, surge la siguiente interrogante: ¿Qué método entrega el mejor resultado técnico-económico para explotar vetas angostas? En vista de lo anterior, el presente estudio tiene por objetivo desarrollar un modelo de selección de métodos de explotación para vetas angostas, en base a propiedades geotécnicas, estado tensional in situ y características geotécnicas del yacimiento. Cabe destacar que el modelo de selección considerará los métodos Sublevel Stoping y Sublevel Caving, como solución a métodos de explotación por relleno que resultan ser más costosos. Entre los sistemas de selección de métodos de explotación disponibles en la literatura, se destaca el sistema de Nicholas por ser ampliamente utilizado en la industria, el cual descarta categóricamente la explotación de vetas angostas mediante el método Sublevel Caving. Por esta razón es necesaria la formulación de un modelo de selección específico para los métodos Sublevel Stoping y Sublevel Caving en vetas angostas. La base del modelo de selección se sustenta en el método gráfico de estabilidad de Mathews, que permite diseñar unidades de explotación estables y en la zona de hundimiento para los métodos Sublevel Stoping y Sublevel Caving, respectivamente. A continuación, la Tabla 1 presenta el modelo de selección diseñado para vetas angostas, que considera como parámetros de entrada la geometría, inclinación y condiciones geotécnicas del yacimiento en estudio. Geometría Yacimiento (Altura x Corrida x Potencia) Inclinación: 60° Inclinación: 90° Q de Barton Modificado Q de Barton Modificado 5,0 7,5 10,0 5,0 7,5 10,0 Forma 1: 500x80x10 m Indefinido SLS SLS SLS SLS SLS Forma 2: 350x350x10 m SLC Indefinido SLS Indefinido Indefinido SLS Forma 3: 500x500x10 m SLC SLC SLC SLC SLC Indefinido Tabla 1: Modelo de Selección para Vetas Angostas Las condiciones indicadas como Indefinido muestran incertidumbre para realizar la selección del método de explotación a través del modelo. En estos casos, se debe utilizar la herramienta de evaluación adjuntada en la parte posterior (CD-ROM), de modo que la selección en estos casos se define a través de un resultado económico. Finalmente, para obtener más condiciones donde exista incertidumbre para seleccionar el método de explotación, se recomienda extender el estudio para inclinaciones de 70° y 80°; y valores intermedios de Q entre 5,0 y 10,0.

Ingeniero Civil de Minas / El objetivo de esta memoria es analizar la factibilidad de implementar la explotación de minerales oxidados de cobre en Minera Rafaela, faena ubicada en la V región de Chile en la comuna de Cabildo que actualmente explota minerales sulfurados de cobre a un ritmo de 1.500 a 1.800 toneladas mensuales de mineral aproximadamente, labor que actualmente no se realiza. Para esto se considera la cantidad total de recursos presentes en la mina y los métodos de explotación apropiados. Además se hace un análisis de dos alternativas de negocio: la venta directa del mineral a ENAMI y la asociación con una planta privada en la cual las utilidades son repartidas equitativamente. Los recursos totales de minerales oxidados de cobre en mina Rafaela (demostrados e inferidos) estimados en este trabajo son 2,26 [MMTon], con una ley de 2,12 % y un consumo de ácido sulfúrico de 11,9 [kgAc/kgCuRec] (202 [kgAc/Ton]). De todos los métodos de explotación minera considerados, se concluye que los más adecuados considerando forma del cuerpo, calidad geomecánica de la roca y las leyes presentes son Shrinkage Stoping para cuerpos tipo veta y Room and Pillar para mantos. Para la presente evaluación económica se ha considerado un precio del cobre de 300 [cUS$/lb], un costo mina de 15 [US$/Ton] para los mantos (Room and Pillar) y 20 [US$/Ton] para vetas (Shrinkage), y un costo de ácido sulfúrico de 82 [US$/TonAc]. Para la opción ENAMI las variables económicas indican un beneficio total obtenido por Minera Rafaela de 42,16 [MMUS$], un costo total de 53,53 [MMUS$] con una inversión de 10,77 [MMUS$], con lo cual se obtiene un VAN de 16,02 [MMUS$], TIR de 55%, periodo de retorno del capital de 2 [años] y una vida útil de 8 [años]. Para la opción de venta a privados las variables económicas indican un beneficio total obtenido por Minera Rafaela de 41,97[MUS$], un costo total de 39,41 [MMUS$] con una inversión de 10,49 [MMUS$] con lo cual se obtiene un VAN de 16,21 [MMUS$], TIR de 56%, periodo de retorno del capital de 2 [años] y una vida útil de 8 [años]. Cabe destacar que en el escenario actual el negocio no es rentable, esto se debe a la baja en el precio del cobre y también a que actualmente el costo mina que se sitúa en los 30 [US$/Ton] con una operación mixta entre Room and Pillar y Shrinkage Stoping y se ha propuesto que se puede llegar a bajar hasta 15 [US$/Ton] en Room and Pillar y 20 [US$/Ton] en Shrinkage Stoping. Las variables económicas estudiadas en este trabajo muestran un negocio factible, pero muy sensible a factores tales como el consumo de ácido, precio del cobre, costo mina y ley de cobre soluble. / The objective wich is of this memory is to analyze the feasibility of mining oxidized cooper resources at Rafaela Mine, located in the V region of Chile in the commune of Cabildo currently operating copper sulphide ores to a mining rate of 1500 to 1800 tons per month, labor which currently is not being executed. For this the total present resources and the mining methods are considered. Also two business models are analyzed: the direct selling of the ores to ENAMI and the association with a private plant in which the profits are equally took. The total oxidized cooper ores at Rafaela Mine (proved and inferred) estimated in this work are 2.26 [MMTon] with a grade of 2.12% and sulfuric acid consumption of 11.9 [kgAc/kgCuRec] (202 [kgAc/Ton]). From all the considered mining methods, is concluded that the best methods taking account of the shape of the body, quality of the rock and the present grades are Shrinkage Stoping for vein bodies and Room and Pillar for bedrocks. For this economic evaluation was considered a copper price of 300 [cUS$/lb] a mine cost of 15 [US$/Ton] for bedrocks (Room and Pillar) and 20 [US$/Ton] for vein bodies (Shrinkage), and a cost of sulfuric acid of 82 [US$/TonAc]. From analyzed business alternatives, in the ENAMI option the economic variables shows an utility of 42.16 [MMUS$], total cost of 53.53 [MUS$] with an investment of 10.77 [MMUS$], with wich a NPV of 16.02 [MMUS$], IRR of 55%, the capital return period is 2 [years] and the lifespan is 8 [years] while with the private association the utility is 41.97 [MMUS$], total cost for Rafaela Mine of 39.41 [MMUS$] with an investment of 10.49 [MMUS$], a NPV of 16.21 [MMUS$], IRR of 56%, the capital period return 2 [years] and the lifespan is 8 [years]. Note that in the present scenario the business is not profitable, this is due to the decline in copper prices and also currently the mine cost stands at 30 [US$/Ton] with a mixed operation between Room and Pillar and Shrinkage Stoping and has been proposed that can drop to 15 [US$/Ton] in Room and Pillar and 20 [US $ / Ton] in Shrinkage Stoping. The economic variables studied in this work shows a feasible business but very sensible to factors like acid consumption, cooper price, mine cost and soluble copper grade.

Magíster en Minería / Ingeniero Civil de Minas / La tecnología de Minería Continua desarrollada por CODELCO constituye un quiebre tecnológico para sistemas de hundimiento, pues permitiría aumentar la tasa media de extracción desde 0,25 0,35 [t/d/m2] (LHD convencional) a valores sobre 1 [t/d/m2]. Por lo tanto, es de gran importancia soportar las decisiones directrices en torno a su diseño y operación, por cuanto los fundamentos de la minería de caving tradicional basados en reglas empíricas y modelamiento físico, no son directamente extrapolables a las particularidades del nuevo sistema. El objetivo principal de esta tesis es el estudio y desarrollo, a través de la modelación a escala laboratorio, de los fundamentos que sustenten las características del diseño del Sistema de Minería Continua para una explotación tipo block/panel caving. Para ello, se busca establecer 1) el efecto de las variables de diseño del sistema en los índices operacionales, y 2) ver si se cumple la similitud dinámica de la modelación en laboratorio de la tecnología de minería continua a través de materiales granulares equivalentes. De acuerdo a la revisión realizada, no se ha reportado el uso de otros materiales que busquen simular el flujo granular distinto de grava, mineral o arena. Entre los resultados experimentales, se estableció una diferencia en la media instantánea del sistema del 51%, 4,7 v/s 7,1 [t/ciclo] entre granulometrías d_50= 0,9 [m] (G1) y d_50= 0,6 [m] respectivamente. Se observó, con una granulometría G1, que una disminución de la sección de la galería en 27%, implica una reducción de la tasa de extracción media del 39%. Por otro lado, un equipo dozer de superficie frontal mayor en un 27%, aumenta la productividad del sistema en torno al 30%. Finalmente, un acortamiento de 1 [m] de la distancia entre la calle de producción y el punto de extracción, eleva la tasa en un 69% respecto del caso base. A partir de estos resultados se propone un modelo lineal multivariable que estima la media productiva dentro de intervalos de interpolación definidos en esta investigación. Así también, se establecen las funciones de densidad de probabilidad que cuantifican la posibilidad de ocurrencia de la magnitud de la variable aleatoria [t/ciclo]. En cuanto a las colgaduras, si bien se obtienen valores de frecuencia entre 100 660 [t/colg], los efectos de la resistencia de los fragmentos, la infraestructura minera y la granulometría predominan en esta investigación por sobre el efecto de la carga vertical observada. En efecto, la relación UCS/esfuerzo principal, se encuentra fuera de los rangos observados en la minería de caving actual. De la similitud dinámica buscada a través de la fuerza de empuje del equipo dozer, ninguno de los materiales considerados permitió establecerla a esta escala. Sin embargo es posible definir factores de ajuste entre 3,0 a 3,8, que permiten estimar la fuerza requerida por el equipo a escala real. Finalmente se ha concluido que para efectos de la modelación a escala laboratorio, debiese considerarse la utilización de mineral escalado geométricamente proveniente del lugar de origen de la prueba. Como trabajo futuro, se sugiere explorar materiales tipo mortero o yeso, además de evaluarlos bajo condiciones de alta presión, a fin de establecer el efecto del cociente UCS/esfuerzo principal sobre las colgaduras.

Ingeniero Civil de Minas / Métodos de explotación mineros como el Block y Panel Caving implican una serie de riesgos y peligros que podrían afectar su envolvente económica. La entrada temprana de dilución en los puntos de extracción es uno de los principales riesgos asociados a los objetivos productivos en las operaciones de caving, desencadenando en una disminución de ingresos o pérdidas de reservas de mineral. A pesar de esto, las principales herramientas utilizadas para su control en la actualidad son insuficientes y presentan bajas confiabilidades, además de ser orientadas hacia el largo plazo. En consecuencia, el objetivo principal del presente trabajo de memoria recae en la creación de una nueva metodología y modelos para determinar el riesgo de entrada de dilución en puntos de extracción para un horizonte operacional y bajo condiciones tanto operaciones como de entorno. Lo anterior desarrollado a partir de una base datos del Panel III de Andina, Codelco. A través de los análisis de mecanismos de ingreso de dilución se determina un ingreso vertical seguido de uno lateral, además de un modelo mixto. A partir de esto, se desarrollan tres modelos multivariables de riesgo al ingreso de dilución acumulada al 3%. Los resultados principales indican una relevancia estadística en el evento por parte de las variables estado de los vecinos (con o sin presencia de dilución), columna extraída, altura de columna y uniformidad de los últimos 30 días. El modelo generalizado muestra los mejores indicadores de capacidad predictiva. Simulaciones realizadas permiten obtener un error promedio de 10.2 kton, además de una confiabilidad y exactitud alrededor de 86% y 90% respectivamente, lo que junto a otros análisis permite inferir que el modelo tiene una alta capacidad predictiva y un comportamiento conservador. Además, el modelo muestra un mejor desempeño que el observado por simulaciones en Rebop (Armijo 2013). Finalmente, se concluye de forma principal que en escenarios como el del Panel III de Andina, el modelo resultante se proyecta como una herramienta eficaz para determinar el riesgo a la entrada de dilución y llevar a cabo planificación minera a corto plazo, permitiendo anticipar eventos dilución acumulada en la extracción. No obstante, se requieren pruebas adicionales con datos de otras minas para evaluar la generalización del uso de este modelo en la predicción del ingreso de dilución ante condiciones diferentes a las estudiadas en el presente trabajo de memoria.

Ingeniero Civil en Minas / El trabajo realizado consistió en evaluar el desempeño de los "conos activadores de tacos" (CATs), dispositivo desarrollado por el autor, para mejorar la capacidad de soporte de los "tacos" en una tronadura. Con este propósito, a partir de la información obtenida de pruebas realizadas por Minera Escondida, se compararon estos resultados utilizando como caso base el correspondiente a una tronadura convencional. En el actual estado de la técnica, la evaluación del desempeño de las tronaduras se realiza comparando las distribuciones granulométricas obtenidas en la operación de fragmentación. Ello resulta insuficiente, ya que sólo considera la información de entrada y de salida, sin tomar en cuenta sus procesos. En el presente trabajo, para superar esta limitación, se desarrolló y aplicó un modelo del comportamiento de las tronaduras basado en el desplazamiento de los tacos durante el tiempo de proceso. Su aplicación permitió correlacionar las distribuciones de fragmentación medidas en terreno con los niveles de "energía efectiva" disponible, en función del comportamiento de los "tacos". El modelo desarrollado requirió para su conceptualización de algunos supuestos, siendo los más relevantes los que se indican a continuación: Los sistemas explosivo-roca pierden energía al exterior debido, solamente, a la expansión de la cámara que contiene los gases generados por de la detonación del explosivo. El trabajo de fragmentación de la roca es proporcional a la "energía efectiva total" disponible. Las pérdidas de energía se van dan dando a medida que avanza el frente de quiebre. Los resultados teóricos, en cuanto a la energía efectiva total entregada por el modelo, indicaron una buena correlación con los tamaños característicos de las distribuciones de fragmentación medidas en terreno. Esto avala al modelo como una herramienta promisoria para evaluar el desempeño de las tronaduras, pero se requiere contar con mediciones reales del desplazamiento de los tacos, en cada caso, para definir totalmente la situación modelada. Con las reservas debidas a la calidad, cantidad y confiabilidad de la información disponible para este trabajo, se pudo concluir, a partir de un ejercicio teórico realizado con una de las tronaduras de prueba suponiendo condiciones de entrada similares que la "energía efectiva total" disponible en las tronaduras con activadores "CATs" supera en una cifra del orden de un 35 % a la del caso base. Asimismo, se puede inferir un 25 % de menor consumo de explosivo, disponiendo de la misma "energía efectiva total". Las ventajas técnicas y económicas detectadas en las pruebas con "conos activadores de tacos" (CATs), los convierte en una herramienta eficaz para mejorar el desempeño de las operaciones de tronadura.

Ingeniero Civil de Minas / La minería mediante caserones constituye el método de explotación subterráneo más empleado en Chile, en cuanto a número de faenas se refiere. De un catastro de 40 faenas nacionales subterráneas, un 55% de ellas utiliza caserones abiertos, un 13% corresponde a caserones con relleno y un 8% se explota mediante métodos por hundimiento. Actualmente, no se dispone de datos oficiales que permitan analizar las prácticas operacionales y de diseño de la mediana minería subterránea en Chile. Por esto, resulta necesario analizar y evaluar comparativamente las principales características e indicadores del método de explotación por subniveles, utilizado en éste tipo de faenas mineras, de manera de generar herramientas o procedimientos que permitan obtener mejores desempeños. Esta memoria forma parte del proyecto Innova Chile-Corfo 11IDL2-10630 denominado Desarrollo de Herramientas de diseño para minería subterránea selectiva en Chile y tiene como objetivo establecer el estado del arte de la mediana minería subterránea en Chile. El estudio se realiza mediante la elaboración de un catastro que reúne información de referencias públicas y la recopilada durante visitas y estadías en cinco operaciones subterráneas ubicadas en la zona centro y norte del país, las que utilizan caserones por subniveles como método de explotación. Los antecedentes recopilados incluyen: información general de la mina, geometría del yacimiento, mineralización, ritmos de producción, cantidad de personal, geología y geotecnia, costos, índices mineros, estabilidad de caserones y pilares, entre otras. La información recopilada ha sido procesada, tabulada y estandarizada de forma de ser comparable entre sí de manera agregada, con lo cual se obtienen los principales indicadores relacionados con el diseño, perforación, tronadura, carguío y transporte. Del estudio se desprende que el principal mineral en explotación es el cobre, encontrándose en el 80% de las minas visitadas. La calidad del macizo rocoso corresponde a un Rock Mass Rating (RMR) superior a 60, dando cuenta de una roca de buena calidad. Los índices de perforación varían entre 7,6-28 t/m para perforación Long Blast Hole (LBH) y entre 6-8 t/m para Undercut (UC). El factor de carga en tronadura LBH varía entre 220 y 300 g/t. Respecto a la base de datos de diseño y levantamiento topográfico, ha sido posible recopilar información de aproximadamente 100 caserones. Adicionalmente, en base a 51 mediciones de esfuerzos in-situ en faenas se propone una relación preliminar entre los esfuerzos vertical y horizontal con la profundidad. Se recomienda incorporar otras operaciones mineras en el estudio, con el objeto de realizar un compendio aún más distintivo del estado actual de la mediana minería de Chile. Los datos aportados por las empresas mineras deberán ser revisados en terreno para corroborar si son puestos en práctica y por ende determinar su representatividad. El análisis comparativo presentado en éste trabajo puede ser utilizado como una herramienta de consulta en el diseño de nuevos proyectos. La metodología de trabajo está orientada en el mejoramiento continuo de las prácticas operacionales y de diseño, estimulando cambios y mejoras en estos procesos.

Memoria para optar al título de Ingeniera Civil de Minas / En operaciones de block caving el flujo gravitacional juega un importante rol en la recuperación y el control de dilución. Este tiene influencia en importantes decisiones como el diseño de mallas de extracción, la secuencia de extracción de puntos y en general en todas las variables que definen un plan de producción, en particular en leyes y tonelajes a extraer. En este contexto se presenta FlowSim, un simulador de flujo gravitacional basado en autómatas celulares. El desarrollo de la presente investigación, plantea y verifica la traducción del simulador a un lenguaje computacional más eficiente, C++. FlowSim 2.0 presenta importantes mejoras tanto en los tiempos de ejecución como en la capacidad de manejo de datos, permitiendo el desarrollo de proyectos masivos con planes de producción extensos. Como caso estudio se presenta una comparación entre datos muestreados y la simulación de dos sectores de la mina El Salvador. El foco se centra en evaluar la capacidad de FlowSim 2.0 para reproducir el ingreso de dilución. Los resultados de FlowSim 2.0 indican que este tiene la capacidad para pronosticar el ingreso de dilución en los puntos con dilución observada. Sin embargo, existe una inclinación por parte del simulador a incorporar área adyacente a la zona de dilución, sobrestimando el número de puntos con ingreso de material no deseado. En consecuencia a los resultados, el modelo numérico y la evidencia experimental, se sugiere que FlowSim 2.0 no representa todos los mecanismos de flujo. A partir de esta hipótesis se propone incorporar tres procesos; el efecto del hundimiento en superficie, la propagación de material quebrado en la columna y el flujo preferencial del material de acuerdo a una variable. Estos mecanismos son implementados en FlowSim2D, una versión del simulador en dos dimensiones. El objetivo es comprobar la lógica y aplicabilidad de los algoritmos planteados a través de casos hipotéticos y evidencia experimental del uso de modelos físicos. Es así como FlowSim 2.0 comprueba su potencial uso como una herramienta en la planificación minera. La simpleza del modelo permite rapidez en la ejecución y flexibilidad para incorporar variables de interés.

Ingeniero Civil de Minas / El objetivo principal de este trabajo es realizar una post evaluación técnica- económica de la recuperación de pilares mediante el método Front Caving en la mina El Teniente . La post evaluación se basó en la recolección, filtración y análisis de información y en un análisis económico del método, dada las condiciones de los sectores Teniente 1 Retram y Sector K de la mina El Teniente . Mina El Teniente decidió aplicar este método para explotar pilares mineralizados ubicados entre los niveles de ventilación y producción, en sectores en que se suspendió la extracción de mineral por colapso del nivel de producción. De los análisis y resultados operacionales se concluye que el método se caracteriza por ser adaptable a diferentes cuerpos mineralizados. Un gran porcentaje del mineral obtenido es producto de la tronadura, debido a lo cual un buen manejo operacional del proceso de perforación y carguío de tiros así como el control de la dilución son factores de mayor importancia para el éxito del método. En cuanto a la seguridad, es un método en que se extrae el esponjamiento del mineral tronado y que necesita una fortificación y control operacional riguroso en los puntos de extracción para limitar los riesgos. El análisis de los resultados económicos indica que es un método viable en las condiciones particulares de su aplicación en El Teniente. Dado que se ocupan obras preexistentes, se requiere una inversión menor, básicamente desquinches de túneles y otras obras menores. Es importante destacar que con adecuados controles operacionales se lograron índices económicos aceptables. Otro punto a considerar es que el método permite asegurar planes de producción pues es un método ágil y flexible y su puesta en marcha requiere de corto tiempo. Con ello se logró el reemplazo de producción de sectores con imprevistos operacionales. Resumiendo, el Front Caving es un método de explotación adecuado para recuperar sectores afectados por colapsos, e incluso podría ser competitivo en situaciones normales.