Ingeniero Civil de Minas / La realización de esta memoria de título, consiste en evaluar la explotación de los yacimientos Quetena y Toki, utilizando lixiviación de caserones. El proyecto se evalúa a nivel de ingeniería de perfil, lo que implica que se utilizaron antecedentes de otras minas, con aspectos similares a la operación de esta, y el grado de detalles permite obtener un primer acercamiento a una aplicación a gran escala de este método. El método de explotación denominado lixiviación de caserones, consiste en la irrigación de soluciones a través del mineral quebrado, mediante tronadura. Lo cual permite un control adecuado de la lixiviación, al generar una diferencia de permeabilidad entre la roca in situ y el material tronado. Una vez captadas las soluciones por la base del caserón, el cobre es recuperado en las plantas de SX EW de manera convencional. Los yacimientos Toki y Quetena, lugar donde se está evaluando el método, se encuentran a menos de 5 km de Calama. Los cuerpos están cubiertos bajo una capa de gravas estériles, de un espesor que varía entre los 40 a 150 m, y la explotación se centró solo en la lixiviación de los óxidos presentes, cuyas reservas superan los 500 MTon a una ley de 0.42 %. La metodología consiste en el estudio de un proyecto minero, el cual contempla la realización de los siguientes análisis: diseño de la unidad básica de explotación, estimación de costos e inversión, determinación del ritmo óptimo de explotación, planificación y evaluación económica. Todo esto con la finalidad de determinar si el proyecto es rentable tanto técnica como económicamente. El diseño elegido comprende la construcción de caserones tipo sublevel stoping de 80 metros de alto, 100 metros de largo y 40 metros de ancho en el caso de los caserones primarios y 60 metros de ancho en el caso de los caserones secundarios. Los aspectos determinantes que permiten una operación rentable son: una baja inversión de capitales, debido a que no se requiere la construcción de plantas de procesamiento de minerales, el costos de transporte de mineral, el cual considera solo la extracción del esponjamiento a un ritmo de 12,000 Ton/día, pero lixiviando 60,000 Ton/día, y el costo total a cátodo de 2.3 US$/lb que hace rentable al proyecto. El proyecto de explotación resulta rentable, obteniendo un VAN de 171.2 MUS$ con una inversión de 200.1 MUS$, lo cual es más rentable económicamente que la explotación por rajo abierto.

Magíster en Ciencias de la Ingeniería, Mención Metalurgia Extractiva / Autor no autoriza el acceso a texto completo de su documento hasta el 31/8/2020. / Las posibilidades de incrementar el potencial económico de un proyecto minero incorporando de manera coordinada aspectos de geología, minería y metalurgia ha cobrado especial énfasis en la última década. En este contexto, mediante el ensayo de muestras representativas, la caracterización geometalúrgica permite capturar la variabilidad espacial de ciertas propiedades metalúrgicas consideradas intrínsecas de la roca. Minera Escondida Ltda. emplea modelos geometalúrgicos para sus depósitos y prospectos, estimando espacialmente características metalúrgicas del mineral que soportan los modelos de proceso para: Capacidad de Procesamiento, Recuperación Final y Ley de Concentrado Final. El actual modelo de capacidad de procesamiento corresponde a uno basado en fenómenos, mientras que los modelos de recuperación y ley de cobre en el concentrado final no se encuentran vinculados y son de naturaleza empírica. Por lo tanto, su capacidad de simular diversas condiciones operacionales es limitada. La motivación del presente trabajo es llevar los modelos de Recuperación Final y Ley de Concentrado Final desde su carácter empírico a uno fenomenológico, lo cual permitirá simular de manera integrada las etapas de molienda y flotación, entregando una herramienta adecuada para optimizar el rendimiento del sistema. Usando la información histórica disponible, proveniente de pruebas de flotación rougher cinéticas (cuatro concentrados parciales) fue posible determinar los parámetros del modelo de Klimpel, los cuales son la base de la modelación y capturan el comportamiento de las mezclas minerales en el proceso. El modelo estima de manera satisfactoria el comportamiento mensual de la Concentradora Laguna Seca para un periodo de siete años. Las simulaciones de T80max y P80 presentan un coeficiente de variación del 6% en relación a la información planta, mientras que recuperación final y ley de concentrado final muestran coeficientes de variación de 2% y 6%, respectivamente. La modelación basada en fenómenos para la etapa de flotación fue relacionada al modelo de conminución, permitiendo simular de manera integrada la respuesta del sistema molienda flotación frente a cambios en el tonelaje de entrada, mostrando que es posible determinar el rendimiento del proceso a partir de atributos metalúrgicos deducidos a escala de laboratorio. Todo el desarrollo se realiza empleando la información que se genera durante el ciclo anual de actualización del modelo Geometalúrgico y dado que este enfoque no requiere un cambio profundo en la metodología de trabajo, tiene un alto potencial de ser desarrollado e implementado como una herramienta de uso rutinario al interior de la Compañía.

Ingeniera Civil de Minas / Actualmente, bajo las condiciones de costos en que se encuentra la industria minera, ésta requiere más que nunca que sus recursos sean utilizados eficientemente. Dentro de los factores que están en juego para aprovechar estos recursos, el costo de extraer mineral de un yacimiento es clave, ya que influye en la determinación del tonelaje total a remover. La necesidad de este análisis radica en que algunos proyectos mineros que han sido planificados con un valor fijo, muestran al término de la evaluación una notoria diferencia con los resultados de los costos obtenidos en los últimos años de la vida mina, lo que podría generar que se extraiga más tonelaje que aquel que maximiza el beneficio de los interesados. La metodología desarrollada propone distintos escenarios para definir pit final, secuencia y programa de producción para dos yacimientos. Estos escenarios se obtienen de combinar algunos factores en la evaluación: dos costos mina distintos como input, utilizar o no una tasa de descuento y considerar o no un ajuste del costo mina a medida que la extracción se profundiza. Luego de determinar los escenarios, se continúa con etapas de planificación minera, donde en forma simplificada se diseñan las fases y se construye un plan de extracción del material. Finalmente, se realiza una evaluación económica de los distintos casos, teniendo como resultado por un lado, un perfil de costos por año mejor estimados que los valores fijos usados como input y por otro lado, un valor de beneficio descontado, el cual sólo considera las inversiones asociadas a la mina. Los principales resultados muestran que el costo mina, en todos los casos, presenta un patrón similar en su evolución, teniendo una tendencia creciente a lo largo de los años. Este efecto del aumento del costo mina se ve afectado, principalmente, por la disminución del tonelaje de los últimos años y no por un aumento en el costo total. Además, se observa que las principales diferencias entre los distintos casos se dan en los últimos años. Por otro lado, al analizar la recuperación de metal y el beneficio descontado a lo largo del tiempo, se tiene que en periodos intermedios de la vida mina, los casos con menor volumen presentan un beneficio mayor, al extraer antes las reservas. Sin embargo, esta diferencia se pierde al tener que costear la extracción de estéril de las fases posteriores, disminuyendo la brecha de beneficio en los últimos años, ya que si bien agregan valor, no son de gran impacto dado el efecto de la tasa de descuento y el largo plazo que se está considerando. Para los proyectos en los distintos escenarios se tiene que las diferencias entre los VAN fluctúan, para un caso, entre 5% y 8% y para el otro entre un 3% y 13%, donde esta diferencia se puede atribuir al efecto sobre los ingresos y no debido al aumento del costo mina, ya que los costos totales descontados son similares en todos los casos a lo largo de la vida mina. Según los objetivos planteados y en base a la metodología realizada, no es posible afirmar que el aumento del costo mina en los últimos años, respecto del valor fijo utilizado como referencia, genere un impacto en la determinación del tamaño de una mina. Sin embargo, dado a que los ingresos sí presentan cambios bajo los escenarios evaluados, se recomienda para trabajos posteriores determinar qué factores son los más influyentes en este efecto. Además, se sugiere aumentar el número de yacimientos a estudiar con el fin de concluir sobre una mayor cantidad de casos.

Ingeniero Civil de Minas / La minería continua es una tecnología de extracción y transporte de mineral que tiene por objetivo aumentar la tasa de velocidad de extracción de mineral en explotaciones mineras subterráneas esperando lograr tasas de extracción del orden de 1,5 [t/m2-día] en promedio. Es por esto que para Codelco la prueba industrial del proyecto de Minería Continua Andina (MCA) resulta emblemática y su correcta operación asegurará el éxito de la prueba. El objetivo de este trabajo de título es la determinación de una estrategia de tiraje y plan de producción que maximice la utilización de módulo MCA, entendiéndose por maximización de la utilización la elección de una estrategia de tiraje que extraiga la mayor cantidad de mineral y finos, y a su vez retrase la entrada de dilución al módulo. El MCA se encuentra en un sector emplazado adyacente a un sector que ha sido explotado por 5 años desde el 2007 y que presenta un porcentaje de extracción del orden del 120% a la fecha. El trabajo de título considera una etapa de back análisis en dos sectores del Panel III de Andina con condiciones de roca y de extracción similares a las presentes en el MCA, uno explotado mediante equipos LHD y otro mediante parrillas, y tiene como objetivo determinar los parámetros que condicionan la extracción de un sector nuevo de explotación adyacente a un sector previamente explotado. Del análisis del sector parrillas los resultados indican que al incorporar el desplome como un volumen de material diluyente debido a la alta extracción del sector previamente explotado y que disminuye las columnas de extracción del nuevo sector se obtienen mejores resultados en comparación a los datos mina en relación a la entrada de dilución promedio del sector nuevo y a la cantidad de puntos de extracción que reportan dilución. Para el sector LHD, los resultados indican que la incorporación de un perfil de propagación de caving preferencial hacia el sector previamente explotado mejora substancialmente la posibilidad de emular la entrada de dilución en un sector nuevo. De esta forma, se consideran ambos parámetros, desplome y velocidad de propagación de caving preferencial, para el análisis del sector de MCA. De las dos estrategias de tiraje propuestas, una proporcional a la altura de columna de material primario y del desplome y otra uniforme según sólo la columna de mineral primario, se escoge la primera debido a que los resultados obtenidos indican que el mineral extraído en dos años aumenta en 300.000 [t], los finos aumentan en 350 [t] y se retrasa la entrada de dilución en 15.000 [t] en promedio para el módulo. Finalmente se recomienda realizar una estrategia de tiraje proporcional a la altura de columna.

Ingeniero Civil de Minas / El método de explotación de Block/Panel Caving tiene dentro de sus dificultades principales evitar o retrasar la entrada temprana de dilución, pues genera un perjuicio económico a los proyectos mineros. Es por ello que se han generado una serie de herramientas que permiten simular el comportamiento de la dilución, pero con resultados deficientes y con enfoque en el largo plazo. Por eso que el presente trabajo, tiene como objetivo generar modelos de predicción que permitan emular el comportamiento de la dilución a escala operacional, mediante evaluación de condiciones de entorno y variables operacionales. Mediante la utilización de la metodología de construcción de modelos de regresión logística para casos raros, donde la variable dependiente es la primera entrada de dilución para extracciones menores al 100% de la columna in-situ. Y las variables independientes o predictoras son tanto de entorno (alturas de columna in-situ, porcentaje de columna in-situ extraída, estado de vecinos) como operacionales (velocidad de extracción y uniformidad del tiraje). Se generan modelos para cada sector de la mina El Salvador (ICE, ICW, IN e IW) donde se puede distinguir diferencias en las variables de los modelos, dependiendo del tipo de mecanismo de entrada de dilución que gobierna al sector. Entonces para modelos de entrada lateral de dilución las variables a considerar son: estado de vecinos, uniformidad del tiraje y alturas de columnas in-situ; y para modelos de entrada vertical son: estado vecinos, uniformidad del tiraje, alturas de columnas in-situ y porcentaje de la columna in-situ extraída; también para IW que tiene entrada de dilución debido a un estallido de roca las variables son: estado vecinos, uniformidad del tiraje, velocidad de extracción y alturas de columnas in-situ. Los modelos resultan de una buena calidad, donde se obtienen precisiones sobre el 80%, salvo para IW donde la precisión alcanza sólo 76%. Además los modelos minimizan de forma eficaz los errores asociados al PED (punto de entrada de la dilución) donde se obtienen errores totales del PED (RMSE) menores al 30%, a excepción de IW donde el RMSE es de 39%. Haciendo una comparación entre los modelos de regresión logística y la herramienta de simulación FlowSim 2.0. Los modelos de regresión logística demuestran una mayor eficacia al momento de predecir la entrada de dilución al nivel puntos de extracción, teniendo mejores resultados en precisión y en minimizar los errores del PED, esto se demuestra de sobremanera en los sectores con mecanismo de dilución lateral, donde FlowSim tiene muy malos resultados. Se concluye que la metodología es válida para predecir el comportamiento de la dilución a escala operacional. Y queda como trabajo ajustar y validar estos modelos usando otras bases de datos, y realizar una guía completa que permita dar recomendaciones operacionales y evaluar estrategias de producción con el fin de retrasar la entrada de dilución.

Magíster en Minería / Las capacidades productivas, una vez iniciada la explotación de minas con métodos de hundimiento de bloques o paneles, suelen verse afectadas por interferencias no predecibles de flujo de mineral, producidas por grandes colpas que generan atascamientos en altura dentro de las zanjas recolectoras y otras, que logran llegar hasta la salida del punto y obstaculizan el carguío de la pala. Los atascamientos en altura conocidos como colgaduras de zanjas, son eventos de interferencia frecuentes en la extracción de mineral que involucran alto riesgo en la operación realizada para darles solución y además, dada la metodología manual utilizada en la actualidad, los resultados para un 56% de los casos son insatisfactorios, debido a que la carga explosiva queda mal posicionada, tanto en ubicación dentro de la colgadura, como en orientación del impacto del explosivo, lo que obliga a repetir la operación las veces que sea necesario hasta lograr el descuelgue, con los riesgos y costos que esto significa. La presente investigación recomienda una alternativa tecnológica para el desarrollo de esta operación, consistente en el diseño conceptual de un equipo que permite colocar la carga explosiva adosada a la roca y luego retirarse a una posición segura antes de realizar la tronadura. Esta solución presenta grandes ventajas desde el punto de vista del negocio minero, ya que mejora los estándares de seguridad de esta práctica, disminuye los costos operacionales del método y permite aumentar la capacidad productiva, mejorando el uso de los recursos. Adicionalmente a lo anterior, su compatibilidad con sistemas de automatización, permiten considerar viables cambios tecnológicos en el método de explotación, como son la Minería Continua y Minería de Transición, que corresponden a nuevos enfoques para explotar yacimientos subterráneos, orientados al uso de sistemas de manejo de materiales altamente automatizados, con bajos costos y altas productividades, los que actualmente se ven limitados por la práctica manual para solucionar las colgaduras de zanjas. Mediante herramientas computacionales, se pudo constatar la factibilidad de fabricación del prototipo, a partir de la integración de distintas componentes existentes en el mercado, siendo recomendable concretar esta propuesta y validarla en terreno.

Mina Esmeralda corresponde a uno de los 11 sectores productivos de la División El Teniente de Codelco, y desde su puesta en marcha, no ha podido cumplir con los planes de producción por diferentes motivos, desde problemas con la granulometría hasta colapsos en zonas de producción. Las labores de extracción en el sector oeste se emplazarán en pocos meses en un pórfido diorítico con baja frecuencia de fracturas las que además se encuentran selladas con un relleno muy resistente, lo que conduce a problemas de hundibilidad. Para enfrentar esta situación se propuso estudiar otras alternativas de explotación. El propósito de este estudio corresponde a evaluar técnica y económicamente la posibilidad de aplicar forzamiento en el sector señalado, comparándolo con el caso base de continuar la actual modalidad de hundimiento avanzado. Esta variante consiste en fracturar con explosivos la parte inferior de la columna de modo de obtener una granulometría más favorable que permita aumentar el ritmo de extracción y alcanzar la productividad planificada. Para llevar a cabo esta comparación se elaboraron programas de producción de ambas alternativas, con la ayuda de la herramienta de simulación X-PROD y aplicando la metodología desarrollada por la Superintendencia de Planificación de mediano y largo plazo de la División El Teniente. Esto permitió estimar los tonelajes y leyes en cada período. Los resultados obtenidos indican que la aplicación del forzamiento aumenta el costo de producción en 0,68 [US$/t] y requiere una inversión de 67 MUS$, mientras que el hundimiento avanzado solo requiere de 41 MUS$. Por otra parte, la evaluación económica determina un VAN de 204 MUS$ y de 190 MUS$ para el forzamiento y el hundimiento avanzado respectivamente, y análogamente una TIR de 89% y 113%. Finalmente, considerando la pequeña diferencia entre el VAN de las opciones analizadas y el margen de error asociado al nivel de ingeniería conceptual de este estudio, se recomienda no aplicar forzamiento en el sector oeste de la mina Esmeralda, tanto por la diferencia de inversión como por el riesgo asociado a condiciones de incertidumbre en cuanto a estabilidad, sismicidad y por sobre todo el monitoreo y control de las actividades requeridas para su aplicación.

El objetivo general del presente trabajo ha sido utilizar conceptos del costeo basado en actividades, para el desarrollo de un sistema de análisis y gestión de costos, permitiendo analizar costos de operaciones históricas y estimar costos para nuevos escenarios. El trabajo se aplicó en la Mina Los Bronces de Anglo American Chile. Además se contó con la valiosa y constante colaboración del Profesor Sr. Carlos Landolt, quien aportó su vasta experiencia en el tema. Un elemento fundamental dentro del estudio, es la identificación de los ítems de costo y su conexión con las estructuras de operación y de gestión. Los ítems de costo son agrupados en dos categorías: costos fijos, tales como recursos, dotación, gastos corporativos (44,2 % del total) y costos variables o proceso-dependientes (55,8 % del total). Los costos fijos no son modelables en función del proceso; sus valores dependen de las necesidades de la operación y son asignados de acuerdo a la experiencia y juicio de la administración. Los costos proceso-dependientes o insumos pueden ser modelados en función del proceso. Las variables de proceso que determinan el uso de insumos se conocen como factores causales. Pocos ítems de costo son los que determinan gran parte del costo total. Por ello, se utilizó el análisis de Pareto para definir cuáles costos se consideran relevantes. Se identificaron los insumos relevantes y su contribución al costo total, siendo los principales el petróleo diesel (20,2 %), repuestos (9,5 %), explosivos (7,1 %), neumáticos (5 %) y energía eléctrica (1,9%). La gestión de costos requiere establecer relaciones insumo = f [factor causal]. Por ello, se utilizó el análisis de Pareto para el ordenamiento de los diferentes pares insumo-proceso, con el fin de priorizar la relevancia específica de cada par. Luego se construyeron diagramas de dispersión, para evaluar el ajuste de las posibles relaciones insumo-factor causal. En esta memoria fue posible establecer este tipo de relaciones para 27 pares insumo-proceso, correspondientes a un 32,9 % de los costos totales. Esto equivale a 58,9 % de los costos de insumos en el período de estudio (2005-2006). No fue posible establecer relaciones funcionales para los demás pares insumo-proceso, debido a la carencia y/o menor calidad de los datos disponibles para establecer relaciones aceptables. Las relaciones determinadas para los insumos relevantes son válidas como referentes para un benchmarking interno en la operación. Representan analíticamente la dependencia de los insumos en función de los factores causales. Con ellas es posible definir los KPI (Key Performance Indicators) útiles para controlar la operación. La validación del modelo se realizó estimando los costos de insumos para los meses promedio 2005 y 2006, comparando luego con los costos reales para los pares estimados. Los errores de estimación son de -2,35 % y 1,13 % para los casos 2005 y 2006 respectivamente. Se logró modelar cerca del 59 % de los costos de insumos de la mina.

Autor no autoriza el acceso a texto completo de su documento hasta el 15/1/2021. / Ingeniero Civil de Minas / En el presente trabajo se realiza el diseño de un Panel Caving Inclinado sobre un yacimiento a alta profundidad y una buena calidad de roca, con el objetivo de extender los pilares de producción mejorando así la estabilidad general de este. Desde un principio solo se consideran aspectos claves del diseño para luego realizar un análisis comparativo en términos económicos y de estabilidad. El diseño considera la realización de la socavación mediante el método de Sublevel Caving de manera longitudinal al yacimiento para luego efectuar la extracción continua por detrás del frente de hundimiento mediante estocadas orientadas perpendiculares a las galerías del Sublevel Caving. Las estocadas están conectadas con calles de producción, las cuales son paralelas a las galerías del Sublevel Caving en cada nivel de extracción. Ya que el método no restringe el largo para el carguío se considerarán galerías de 5 x 4.5 metros (ancho x alto) para permitir el tránsito de los equipos LHD de 15.2 yd3. El diseño posee principalmente dos parámetros que afectan la estabilidad y los costos. En primer lugar la distancia vertical entre niveles afecta el ángulo de inclinación global del sistema y las perforaciones de hundimiento, por lo cual, se decide fijar en 20 metros este valor para así obtener un ángulo global de 49° y una longitud de perforación máxima de 37 metros. El segundo parámetro clave es el largo de la estocada de carguío, un aumento en el largo de esta aumenta a su vez el largo del pilar, otorgándole así una mayor resistencia, sin embargo, aumenta también la cantidad de desarrollos mineros y la distancia recorrida por los equipos LHD, lo que implica costos de inversión y operación más altos. Finalmente se decide establecer un largo de estocada de 30 metros para balancear los efectos antes mencionados. El análisis económico refleja que la inversión en el sistema inclinado es 366 [US$/m2] más cara que el Panel Caving Convencional . El costo de operación de ambos sistemas es similar , pues a pesar de que los equipos LHD recorren una mayor distancia en el método inclinado, el rendimiento de estos contrarresta este efecto. Finalmente el análisis comparativo de estabilidad se realiza en tres dimensiones para reflejar las singularidades del método, obteniéndose que el Panel Caving Convencional posee mejores indicadores de estabilidad en las galerías de hundimiento, estocadas y pilares de producción, lo cual se debe principalmente a que la infraestructura minera de un Panel Caving Inclinado se encuentra expuesta al esfuerzo principal intermedio.

La volatilidad del precio del cobre y de algunos de sus insumos generan la necesidad en la minería de cobre de controlar los costos y hacer más eficientes los procesos; y no solo por el tema de optimización y gestión de costos, sino que también hay una intensa búsqueda por generar procesos eficientes que sean sustentables y amigables con el medio ambiente. Sin embargo y, en este contexto, no se puede tener real control sobre los costos si no se conoce la logística de los procesos; en qué se gasta y cuánto se gasta. El presente trabajo de título tiene como objetivo describir los procesos productivos del cobre que guardan relación con la extracción del mineral y la reducción de su tamaño desde un enfoque logístico y cuantitativo que permita conocer los procesos que generan el consumo de recursos y la magnitud de éstos en base a las toneladas procesadas. El estudio se centró en la búsqueda de relaciones teóricas que definen el comportamiento de las etapas productivas y la derivación de estas en funciones descriptivas de consumos de recursos y consecuentemente de costos de operación. En particular, se busca describir las principales unidades generadores de costos basados en el consumo de insumos fundamentales para el desarrollo productivo del cobre, como petróleo, energía eléctrica, explosivos, mano de obra, etc. El desarrollo del trabajo significó la separación del proceso en unidades de operación más pequeñas. Estas operaciones unitarias son: Perforación, Tronadura, Carguío, Transporte, Chancado y Molienda. Cada una ella supone el consumo de recursos y consecuentemente la generación de costos en función de las características de los equipos con que se realizan, las características del material a procesar y las características de la infraestructura de donde se opera. Asi se desarrolla un modelo de procesos capaz de modelar asertivamente la realidad del proceso extractivo y de reducción del cobre (y de cada una de las etapas e interacciones que se llevan a cabo), en base a la definición de funciones de comportamiento de las etapas. El trabajo desarrollado pretende apoyar la generación de modelos de optimización, sirviendo de base conceptual a estos, pero principalmente apoyar en la solución de problemas en la cadena productiva. Al categorizar un procedimiento, identificando los puntos más importantes en cuanto a la generación de costos y consumo de recursos, se logra dimensionar la importancia de los actividades particulares de un proceso en su incidencia con el resultado de operación.