Magíster en Minería / Ingeniero Civil de Minas / Currently, mine plans are optimized by using many criteria, such as profit, life of mine, concentration of some pollutants, mining costs, confidence level or mineral resources, while attending constraints related to production rates, plant capacities and grades. Whilst this approach is successful in terms of producing high value production schedules, it uses a static sequence of production units (for open pit and underground mine) and therefore the optimization is performed within the level of freedom left by the original opening schedule and is far from the optimal value of the project according to the objective function. This approach is often used in the industry and therefore the value addition that is involved when optimizing the mining sequence is disregarded. This thesis summarizes a research that includes applying a model to optimize the NPV value, as the objective function, in a panel cave mine and evaluating this model with different mining systems, to study the drawpoints opening sequence and the NPV variations. The emphasis is in the precedence, geometrical and production constraints that are required to produce meaningful operational drawpoints opening sequences considering the exploitation method (panel caving), physical considerations and logical rules. Further on, while it applies the standard approach of maximizing NPV, other targets for optimization, such as the mining material handling system, are considered. The idea is to consider the drawpoints opening sequence as an output of the problem and to select the best sequence considering different mining systems. The results indicate that the selection of the mining system is important when comparing the results of the objective function or the grade. The results can vary up to 18%. En la actualidad, los planes de producción mineros son optimizados usando diferentes criterios como el beneficio económico, la vida de la mina, la concentración de contaminantes, los costos mina, el nivel de confiabilidad o las reservas mineras, atendiendo a restricciones relacionadas a la producción, capacidades de planta y leyes. Si bien esta aproximación es eficaz en términos de producir planes de producción de alto valor agregado, usa una secuencia de las unidades de producción estática (tanto para minería a cielo abierto como para minería subterránea) y por lo tanto la optimización es realizada con un grado de libertad menos, debido al uso de la secuencia predefinida (secuencia original) y esto está lejos de ser el valor óptimo del proyecto, de acuerdo con la función objetivo utilizada. Esta aproximación se usa a menudo en la industria y por lo tanto, cuando se optimiza la secuencia de explotación de las unidades de producción, el valor agregado involucrado no se percibe. Esta tesis resume una investigación que incluye la aplicación de un modelo para optimizar el VAN como función objetivo, en una mina de Panel Caving y evaluando este modelo para distintos sistemas mineros, de tal forma de estudiar la secuencia de apertura de los puntos de extracción y las variaciones del VAN asociadas. El énfasis se encuentra en las restricciones de precedencia, geométricas y de producción, que son requeridas para producir secuencias de apertura de puntos de extracción significativas considerando el método de explotación (Panel Caving), consideraciones físicas y reglas lógicas. Entonces, mientras se aplica la aproximación estándar para maximizar el VAN, se consideran otros inputs para la optimización como por ejemplo el sistema minero. La idea es considerar la secuencia de apertura de puntos de extracción como un output del problema y seleccionar la mejor secuencia dados distintos sistemas mineros. Los resultados indican que la selección del sistema minero es importante, ya que los resultados de la función objetivo son muy distintos (así como la ley media) para cada sistema considerado. Los resultados pueden variar hasta un 18%.

Ingeniero Civil de Minas / El efecto escala corresponde a una disminución de la resistencia y propiedades de deformación de la roca a medida que se incrementa el volumen del espécimen. Este efecto es causado por la mayor probabilidad de encontrar estructuras y defectos en la roca. Las principales técnicas de modelamiento numérico no incluyen este fenómeno en sus simulaciones, lo que motiva a investigar metodologías que permitan replicar tal efecto. El objetivo de esta memoria es evidenciar e inducir el efecto escala en modelos de elementos discretos. Para esto se dispone del software PFC3D Versión 4.00-182 (64 bit) para realizar ensayos de compresión uniaxial, tracción directa y compresión bajo confinamiento. Para la calibración del modelo de elementos discretos se utilizan los datos de ensayos de laboratorio de la roca Westerly Granite. La inducción del efecto escala se efectúa a través de dos metodologías: (i) liberación de vínculos entre partículas de manera aleatoria, (ii) modificación de micro-parámetros que definen al modelo. Se concluye que el modelo Bonded Particle Model utilizado por el software PFC3D permite replicar la resistencia y propiedades de deformación de la roca estudiada, exceptuando el comportamiento post-peak. Con respecto al efecto escala, éste no viene incorporado, por lo que la implementación se realiza con las metodologías descritas anteriormente. La liberación de vínculos produce disminución en la resistencia UCS pero no genera los mismos efectos para otros sets de micro-parámetros, necesitando en algunos casos liberar más del 100% de los vínculos para replicar la ley de escalamiento de Hoek & Brown. La modificación de micro-parámetros permite replicar la ley de escalamiento para cualquier set de microparámetros, utilizando como inputs el diámetro equivalente y resistencia a la compresión uniaxial de una probeta de 50 cm de diámetro de la roca en estudio. Este trabajo permite progresar en la implementación del efecto escala en PFC3D para roca intacta y podría ser el inicio para la implementación en la técnica Synthetic Rock Mass (SRM) de este efecto, con el fin de obtener resistencias distintas para los bloques que conforman un macizo rocosos en función de sus tamaño. Es necesario estudiar el modo de traspasar el código utilizado en PFC3D a la técnica SRM, e identificar las ventajas, desventajas y las posibles limitaciones de la metodología propuesta.

Magíster en Minería / Desde el año 2002 a la fecha, se han realizado variados proyectos de innovación tecnológica, relacionadas con el uso de la tecnología de los trituradores mineral sizers en minería subterránea. A partir de estos, se han desarrollado exitosas pruebas industriales en División Andina con este tipo de equipos, que aunque inicialmente fueron desarrollados para el procesamiento de minerales blandos (minería del carbón), hoy se presentan como una interesante alternativa para incorporarlos dentro del manejo de materiales en minería metálica. Lo anterior hace necesario evaluar su inclusión dentro del sistema de manejo de materiales normal de cualquier mina subterránea, como una forma de reducir las limitaciones que presenta el método de hundimiento al explotar roca primaria, evitando la tendencia actual que muestra que granulometría más gruesa, requiere la utilización de equipos de mayor capacidad, que transitan por labores de mayores dimensiones, generando cavernas de chancado de gran tamaño. Por esto se propone la incorporación de equipos sizer, compactos y de alta productividad, que produzcan la trituración temprana del mineral primario, es decir, lo más cercano a su origen, idealmente en el nivel de producción (dentro o en su contorno), permitiendo mejorar de manera importante el flujo de mineral hacia los niveles inferiores. Este trabajo buscar generar una guía de diseño para la aplicación de los equipos sizers en minería subterránea. Para ello primero se realizará una revisión de lo hecho hasta ahora en este tema, identificando otras tecnologías emergentes y buscando aplicar el conocimiento obtenido, tanto a las minas en operación como a los nuevos proyectos en desarrollo. Para la incorporación del sistema sizer en Codelco se requiere contar con diseños mineros que sean adecuados al uso de esta tecnología, para no tener que “forzar o adaptar” los sizer a un diseño establecido. Durante esta tesis se desarrollan diversas alternativas de diseño que cumplían con la condición anterior. La evaluación técnico económica muestra que incorporar esta tecnología se lograrían aumentos en VAN entre un 9% y 14% respecto al un caso base. Finalmente, se recomienda evaluar la aplicación del sizer en los proyectos estructurales futuros de Codelco Chile, que es donde la tecnología podría presentar aún mayores beneficios desde un punto de vista económico y de flexibilidad.

Autor no autoriza el acceso a texto completo de su documento hasta el 21/11/2019. / Ingeniera Civil de Minas / La estimación de recursos corresponde a un paso fundamental dentro del desarrollo de un proyecto minero. Es a través de esta etapa que se define la potencialidad de un yacimiento para ser posteriormente explotado. Para ello se requiere información de muestreo, la cual es generalmente escasa para el volumen que se desea estimar. Frente a ello se utilizan distintas herramientas geoestadísticas que permiten generar modelos representativos del yacimiento a estudiar. Dicha información es obtenida desde campañas de sondaje, pero debe ser utilizada de manera adecuada. Para ello se debe homogeneizar el volumen que presenta la variable a estudiar a través de la compositación. La primera etapa de este proceso, consiste en definir un largo de compósito a partir de las características geoestadísticas y operaciones. Luego, se divide cada sondaje en trozos del largo anteriormente definido, y para cada uno de ellos se asocia una ley, la cual se obtiene ponderando las leyes de los testigos por el largo de los trozos que conforman ese compósito. El inicio de cada compósito está dado por el final del anterior. En este trabajo se plantea una nueva forma de compositar, generando compósitos traslapados. Esto quiere decir que se crean cadenas paralelas, donde el origen del primer compósito es desplazado, generando que los compósitos compartan zonas de los sondajes. De esta manera, se obtiene un mayor número de datos, pero con variabilidad cercana a la que se podría obtener a escala de operación. Se realizó un caso de estudio en un yacimiento de cobre-oro, para el cual se contaba con información de una campaña de sondajes y de pozos de tronadura. Se generaron compósitos de 17 metros de largo. En el caso traslapado además se incluyeron dos cadenas paralelas, las cuales estaban trasladadas 5 y 10 metros, respectivamente. El yacimiento presentaba más de una población, por lo cual los compósitos fueron divididos por tipos de roca. A cada uno de ellos se le asignó la categoría del pozo de tronadura más cercano. El estudio fue realizado en solamente uno de los tipos de roca. Como resultado del proceso se obtuvo casi el triple el número de compósitos generados en el caso traslapado con respecto a la cantidad disponible con metodología tradicional. Además, estos compósitos se encontraban a menores distancias. Gracias a ello, en la variografía traslapada, se puedo observar estructuras de menor alcance e incluirlas en el modelo variográfico, mejorando el ajuste. Con respecto a la estimación, los resultados no mostraron diferencias significativas; pero la validación de los compósitos traslapados obtuvo levemente mejores resultados. La utilización de estos compósitos traslapados puede ser favorable para la estimación de recursos. Esto se debe a que un mejor modelamiento variográfico puede cambiar una estimación y con ello la decisión de realizar o no un proyecto. Se plantea realizar este estudio con todas las zonas restantes del yacimiento y realizar este estudio nuevamente en otro yacimiento.

Ingeniero Civil de Minas / El aumento de talud global en las excavaciones a cielo abierto es un ejercicio que ha cobrado importancia las últimas décadas y hoy en día, con los adelantos en equipamiento de monitoreo y fortificaciones, surge como una alternativa viable. Las principales causas que impiden incrementar los ángulos de taludes son el daño que produce la tronadura en el macizo rocoso y la relajación de tensiones provocada por la excavación. Ambos fenómenos disminuyen la resistencia del macizo rocoso. Según H&B (Hoek et al, 2002) la extensión de este daño alcanza hasta dos veces la altura de banco, lo que representa una distancia importante para la estabilidad de taludes. Uno de los objetivos de esta memoria es buscar alternativas de tronadura que disminuyan la extensión de este daño. Sin embargo, la tronadura no es el único aspecto que afecta la estabilidad de un talud. Las estructuras presentes en el macizo rocoso intersectadas por el talud pueden formar cuñas las cuales pueden deslizar y esto puede ser una limitación para empinar el talud. Al estudiar estas diferentes causas, conjuntamente se revisa el amplio espectro de fortificaciones y equipos de monitoreo que permiten controlar y asegurar los taludes. Una vez logrado el objetivo de levantar los taludes, es necesario conocer las implicancias del ejercicio. Se realiza una revisión a los cambios de inversiones, de costos de operación, posibles interferencias operacionales, etc.; lo que permite dar una visión completa de lo que significa realiza un cambio de esta envergadura en una de las operaciones unitarias de la mina. Finalmente, el aumento de ángulos de talud nos entrega un 4,6% menos de costos de carguío y transporte en los primeros 3 años. A lo largo de la vida de mina la reducción de movimiento de lastre nos permite obtener ahorro de 4,47 [MUS$] en costos de transporte y 0,32 [MUS$] en carguío, con un aumento de 0,85 [MUS$] para los costos de perforación y 0,5 [MUS$] en costos de tronadura, obteniendo un ahorro total para el primer diseño de 4,78 [MUS$] al considerar el resto de los ítems mencionados en capítulos anteriores. Para el diseño optimizado en 5°, el ahorro conseguido en los primeros 3 años de costos de carguío y transporte llegan a un 7,4%. Esto se traduce en un ahorro a lo largo de la vida de la mina de 8,16 [MUS$] en costos de carguío y 0,58 [MUS$] en carguío, con un aumento de 0,75 [MUS$] en costos de perforación y 0,2 [MUS$] en costos de tronadura. El ahorro total para este diseño asciende a 10,24 [MUS$].

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Ingeniero Civil de Minas / Las metodologías utilizadas actualmente para la estimación de las dimensiones requeridas para la explotación mediante el método de Post-Pillar constan básicamente del cálculo del tamaño de pilares a emplear mediante fórmulas de limitada aplicación, dejando fuera restricciones sobre tamaño de paneles, altura de pilares en caso de falla por desprendimiento del techo u otras consideraciones operativas. El presente trabajo propone una nueva metodología de diseño para el método en cuestión. Utilizando como base herramientas tradicionales como metodologías analíticas y empíricas, el modelamiento numérico en FLAC3D permite integrar parte de esta metodología tradicional logrando un estudio con mayor nivel de detalle, mejorando las estimaciones. En base a las propiedades geomecánicas de la roca intacta, del macizo rocoso y condiciones de esfuerzo, es posible determinar las dimensiones de un pilar cuya resistencia se puede estimar a través de modelamiento numérico mediante la selección de un material de relleno. Por otra parte, es posible calcular las dimensiones del panel de explotación, altura máxima de este y el tamaño del pilar barrera en caso de ser necesario. Los resultados del modelamiento numérico muestran que la resistencia peak de los pilares con relleno aumenta con respecto a la resistencia sin relleno para todos los valores de GSI estudiados. Sin embargo, la contribución del relleno es considerablemente mayor para macizos de menor calidad llegando a aumentos de hasta un 500% en el mejor de los casos. Para valores de GSI de 60, 70 y 80, hay una clara tendencia a la disminución de la resistencia con relleno a medida que el pilar incrementa su altura. Para el GSI de 50 en cambio, la resistencia con relleno tiende a estabilizarse en un valor que depende de la geometría del pilar. Con respecto a las variables que influyen en su valor, esta presenta dependencia del ancho del pilar, del GSI del macizo rocoso y de las propiedades del relleno. Del trabajo realizado se desprende además la importancia de la etapa de modelamiento numérico como parte de la metodología considerando que esta herramienta permite integrar factores que la metodología empírica de estimación de resistencia de pilares deja fuera. Sin embargo se debe tener cuidado con ciertos aspectos. El criterio de falla de Hoek y Brown escogido para los pilares presenta en general buenos resultados para el GSI de 80 pero a medida que se disminuye este valor la calidad de los resultados también disminuye. Por otra parte, los métodos seleccionados para la secuencia de diseño responden a los elementos críticos identificados en el diseño del Post-Pillar, pero en este caso se deben plantear ciertas variantes para su uso. Las recomendaciones a futuro se relacionan con la estimación del tamaño de la losa cuando los pilares alcancen las alturas recomendadas y con el estudio de estallido de pilares integrando parámetros post-peak al modelamiento numérico.

Autor no autoriza el acceso a texto completo de su documento hasta el 30/10/2020. / Ingeniero Civil de Minas / El NNM considera inicialmente 4 módulos de explotación independientes repartidos en el sector este y noreste de la mina El Teniente. La presente memoria nace de la necesidad de evaluar el impacto de 8 diseños de alternativas de batea distintas, lo cual considera distintas alturas de pilares corona, zanja y puente para finalmente elegir el diseño más adecuado en el contexto del NNM. El NNM considera una explotación por panel caving con hundimiento convencional y se pondrá especial énfasis en la zona de transición de este método de explotación minera, lugar donde el abutment stress alcanza su mayor valor, lo cual corresponde a las cercanías del frente de hundimiento. Se construyó un modelo lineal-elástico en el software de modelamiento numérico Map3D, este modelo sólo evaluará uno de estos módulos iniciales ya que se tratará de un análisis a pequeña escala. Dentro del modelo se consideraron las cavidades superiores de otras áreas de explotación del teniente, la Pipa Braden, la roca caja, las galerías de hundimiento y producción junto con puntos de vaciado, cavidad del NNM, la nariz, la socavación y ocho distintas alternativas de batea, donde cada alternativa de batea genera un modelo diferente. A partir de niveles de esfuerzos esperados en el NNM se ajusta un tensor in-situ que fue validado según datos reales alcanzado en promedio un esfuerzo principal mayor de 61 [MPa], un esfuerzo principal intermedio de 42 [MPa] y un esfuerzo principal menor de 35 [MPa]. La envolvente de daño entrega como estado último de falla σ_1=75+3σ_3. Los indicadores de estabilidad utilizados fueron el Factor de seguridad (FS), el porcentaje de falla (%F) y el esfuerzo deviatórico (q). Se concluyó que los valores admisibles de estos indicadores de estabilidad son: FS≥1,3,%F<20% y q≤70[MPa]. Se obtuvo que las alternativas de batea con un pilar puente de 7 [m] presentan mejores indicadores de estabilidad en el pilar puente, lo que establece una mejora en el diseño de la batea. Por otra parte, los indicadores de estabilidad mejoran al aumentar la altura del pilar corona (ΔFS≈+0,03[m^(-1) ];Δq≈-1[MPa/m];Δ%F≈-1[%/m]), la altura de pilar corona de 25 metros presenta valores de estos indicadores mayores a los admisibles; por otra parte, se aconseja evitar la altura de pilar corona de 28 metros, ya que la mejora de estos indicadores no justifica el aumento en la dificultad operacional de construirlo. Dado esto se elige la alternativa 6 con pilar puente de 7 [m] y pilar corona de 25 [m] como la más adecuada para la construcción del Nuevo Nivel Mina.

Seminario para optar al grado de Ingeniero Comercial / La explotación de caliza en Chile ha sido una fuente sustentable de ingresos para diversos sectores de nuestra economía, siendo la más rentable aquella utilizada para la elaboración de cemento. La compañía minera Doña Emilia cuenta con un mineral acorde a las necesidades de este mercado, es por esto que se estudió en profundidad esta industria y se estimaron los costos e ingresos de llevar a cabo la realización de la explotación con la incorporación de una planta de chancado próxima al yacimiento. El estudio determinó una alta concentración de mercado por parte de los consumidores, los cuales son Cementos Melón, Cementos Polpaico y Cementos Bío Bío, los cuales se abastecen de yacimientos propios y compras a terceros. Un factor relevante a considerar dentro del estudio fue el transporte del mineral, por su alta incidencia dentro de los costos de explotación del mineral, por lo que la localización del yacimiento representa una ventaja con respecto a la competencia. Las exigencias medioambientales, representaron un punto importante a considerar dentro del estudio, dada la rigurosa regulación que se lleva a cabo en las empresas mineras, para evitar daños profundos al ecosistema. El no cumplir estas regulaciones trae como consecuencia sanciones económicas de elevado valor. Realizar un proyecto de esta envergadura significa realizar una elevada inversión cercana al millón de dólares, pero dada la alta rentabilidad de este negocio, es posible la recuperación del capital inicial en un plazo cercano a los dos años.

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