La Compañía minera propietaria de la Mina Raúl (CMC), desea evaluar la calidad del macizo rocoso para la profundización de la mina en el sector de la Veta Falla-Norte. La mina se ubica en el paraje denominado Loma de Vinchos, anexo de Bujama Alta, dentro de la jurisdicción del distrito de Mala, provincia de Cañete, departamento de Lima. Con este fin se realizó el estudio geomecánico consistente en la evaluación del estado actual de la mina, la ejecución de investigaciones geomecánicas básicas y la evaluación de las características geomecánicas, así como de las aberturas y dimensionamiento de pilares, de manera de asegurar condiciones adecuadas de estabilidad de las cajas en las excavaciones asociadas al minado de la profundización en el sector de la Veta Falla-Norte. Para el presente estudio se inspeccionaron los By Pass, las ventanas de acceso a los tajeos, ubicados en la caja piso, en los distintos niveles de la Veta Falla-Norte (Nv -175, Nv-215, Nv-255 y Nv-300). En vista que el acceso a la caja techo es limitado, sólo se logró acceder a los cruceros XC_5225_N y XC_5116_N, donde se hicieron mapeos geomecánicos por el método de línea de detalle. Desde el punto de vista geomecánico, se observó un aspecto resaltante que es el de la presencia de una gran cantidad de tajeos vacíos dejados por el método de explotación, “shrinkage”, en diferentes zonas de la mina, lo que estaba creando inestabilidad en las excavaciones existentes. El objetivo del estudio consistió en evaluar las condiciones geotécnicas actuales de la mina en los niveles Nv. -175, Nv. -215, Nv. -255 y Nv. -300 en el sector de la Veta Falla-Norte y estimar las condiciones geotécnicas de la mina si se profundizara 200 metros del nivel actual de explotación (Nv. -300) en el mismo sector. Los alcances del estudio contemplaron la ejecución de los siguientes trabajos: - Revisión de toda la información geológica-geotécnica disponible: estudios geológicos, estudios geomecánicos, estudios hidrogeológicos, planos topográficos, planos geológicos, planos geomecánicos, etc. - Evaluación de las características y condiciones geológicas y geomecánicas actuales de las labores subterráneas indicadas por CMC en los niveles Nv. -175, Nv. -215, Nv. -255 y Nv. -300 en el sector de la Veta Falla-Norte. - Trabajo de campo para el mapeo geológico-geomecánico en detalle de las unidades litológicas y geoestructurales a nivel local, ensayos de campo para determinar la resistencia y toma de muestras para los ensayos de laboratorio. - Logueo geomecánico de los testigos de perforaciones ejecutados en el sector de la Veta Falla-Norte. - Inspección geológica y geomecánica preliminar a los niveles superiores para tomar información necesaria para el modelo geomecánico. - Supervisión de los ensayos de laboratorio. - Caracterización del macizo rocoso sobre la base de la información litológica obtenida por las perforaciones y/o estudios realizados previamente por CMC. - Zonificación estructural del macizo rocoso y determinación de los parámetros geomecánicos para el análisis correspondiente. - Evaluación de las condiciones geomecánicas de la mina si se profundizara 200 metros del nivel actual de explotación (Nv. -300) en el mismo sector. Con toda la información geomecánica levantada en campo se pudo recomendar las dimensiones óptimas de los tajeos para una dilución ELOS de 0.5-1m, así como las dimensiones de los pilares puente y los pilares costilla, tanto como la zona actual de explotación como la de la futura profundización. / Tesis

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. / Tesis

Ingeniera Civil de Minas / Tradicionalmente, la estimación de la resistencia de pilares de roca se efectúa mediante fórmulas empíricas, que relacionan la resistencia a la compresión uniaxial de la roca, la calidad de la roca y las dimensiones del pilar. En la literatura existe una gran variedad de fórmulas que entregan resultados distintos para un mismo diseño. La mayoría de las fórmulas propuestas han sido analizadas con bases de datos acotadas a una sola mina, por lo que podrían presentar valores sesgados a un tipo de roca, forma de los pilares o a un régimen de esfuerzos entre otros. Adicionalmente, la fórmula a utilizar debe ser capaz de escalar la resistencia a la compresión uniaxial de un ensayo de laboratorio a la escala de un pilar. El objetivo de este trabajo es realiza un estudio del desempeño estadístico de las formulas actuales utilizadas para el diseño de pilares de roca de manera de identificar las fórmulas más apropiadas, junto con sus limitaciones. Este análisis permite proponer una nueva fórmula, de mejor desempeño estadístico, capaz de escalar apropiadamente la resistencia a la compresión uniaxial de un ensayo de laboratorio a la escala de un pilar. Para estudiar el desempeño de las fórmulas actuales de diseño de pilares se recopila una base de datos de pilares de la literatura. Se tiene un total de 267 casos históricos con información sobre geometría, calidad de la roca, profundidad y esfuerzo solicitante entre otros. Para medir el desempeño de cada fórmula se utilizan matrices de contingencia y métricas asociadas a esta. En este análisis se compara la condición de estabilidad real del pilar con la condición de estabilidad propuesta por cada fórmula de acuerdo al factor de seguridad. Se considera como una condición estable cuando se obtiene un factor de seguridad sobre 1.4, inestable para un factor de seguridad entre 1.0 y 1.4 y una condición de falla cuando la fórmula entrega un factor de seguridad menor a 1.0. Adicionalmente, se estudia la mejor metodología para incorporar el efecto del largo del pilar en la resistencia mediante el cálculo de un ancho efectivo. Para esto se aíslan los pilares barrera donde el largo juega un rol importante. Para estudiar el desempeño de las fórmulas a escala de laboratorio, se recopila una base de datos de ensayo de compresión uniaxial que contiene 579 datos para distintos tipos de roca y geometría. Con estos datos se analiza el desempeño de cada fórmula para estimar la resistencia del testigo, utilizando el coeficiente de determinación (R2). Como principal resultado se obtiene que las fórmulas propuestas por los autores Sjoberg (1992) y González (2006) presentan los mejores desempeños a escala de pilares. Sin embargo el desempeño de estas fórmulas es relativamente bajo a escala de laboratorio. Esto se debe principalmente a que los parámetros utilizados en las fórmulas de pilares no reproducen adecuadamente el valor de la resistencia a la compresión uniaxial de un testigo de roca para dimensiones estándares. En cuanto a las fórmulas desarrolladas a escala de laboratorio, la fórmula de Turk (1986) presenta desempeños mayores a cero para ambas escalas, sin embargo el desempeño a escala de pilares es considerablemente menor que el de las fórmulas que han sido desarrolladas para el diseño de pilares. Se concluye que ninguna de las fórmulas actualmente disponibles en la literatura es consistente a ambas escalas. Debido a esta limitación se procede a proponer una nueva fórmula que permita realizar el escalamiento desde laboratorio a pilares de roca. En cuanto a las metodologías para incorporar el efecto del largo del pilar en la resistencia se obtuvo que la metodología propuesta por Esterhuizen (2010) presenta mejores resultados. La fórmula propuesta se compone de funcionales que presentan buenos resultados en el análisis de desempeño, ya sea a escala de laboratorio como a escala de pilares. Los parámetros de estas funciones se ajustan utilizando 2/3 de ambas bases de datos. Con los datos restantes se verifica que los parámetros obtenidos sean consistentes y entreguen buenos desempeños. Para finalizar, se procede a ajustar los parámetros con la base de datos completa. La fórmula final propuesta queda dada por: S_p=〖UCS〗_50 (〖exp〗^(((RMR-100)/11.66) ) )^0.62 (0.75+0.5 W/H)^1.04 (0.05/W)^0.12 Dónde: - UCS50: Resistencia a la compresión uniaxial de la roca para un diámetro de 50 mm [MPa]. - RMR: Rock Mass Rating que indica la calidad del macizo rocoso. - W: Ancho efectivo del pilar según la fórmula de Esterhuizen [m]. - H: Altura del pilar [m] Esta fórmula presenta un desempeño mayor que las fórmulas encontradas en la literatura y una mayor consistencia para un amplio rango de calidades de roca. Adicionalmente, presenta un desempeño para ensayos de laboratorio de R2=0.51, el cual es mayor al de las fórmulas desarrolladas a escala de laboratorio. La validez de la fórmula propuesta queda determinada por los rangos de valores presentes en la base de datos. Estos son un RMR entre 50 y 85, razón de W/H entre 0.5 y 3, anchos de pilares de hasta 50 metros, alturas de hasta 30 metros, un UCS entre 44 y 300 MPa y profundidades hasta los 600 metros. Además, es válida tanto para pilares en minería de Room and Pillar como de Sub-level Stoping.

Ingeniero Civil de Minas / Magíster en Minería / En una serie de problemas de diseño relacionados con la mecánica de rocas tales como: la estabilidad de caserones y pilares, galerías, dilución de vetas, entre otros, se asume que el esfuerzo principal intermedio (σ2) no tiene impacto alguno en el diseño. En la literatura se ha comprobado que σ2 tiene varias implicancias en el comportamiento de la roca intacta y por ende podría influenciar en las decisiones del diseño minero En base a lo descrito anteriormente, el objetivo de esta tesis es desarrollar, calibrar, verificar y establecer los alcances de un modelo de elementos discretos basado en la mecánica de partículas que permita simular el comportamiento triaxial verdadero de la roca intacta. Para esto se utiliza el modelo Enhaced Bonded Particle Model disponible en el software Particle Flow Code 3D (PFC3D). En primera instancia se calibra y verificar el desempeño del modelo con respecto a datos disponibles en la literatura de ensayos triaxiales convencionales (σ2 =σ3) para la roca Westerly Granite. Una vez calibrado el modelo se procede a simular ensayos triaxiales verdaderos (σ2≠ σ3) de manera de evaluar el desempeño cualitativo y cuantitativo ante este tipo de solicitaciones. Los resultados de esta tesis indican que el modelo creado en PFC3D se ajusta de buena manera a los resultados experimentales tanto para el caso convencional como los verdaderos. En el primer caso los errores porcentuales entre los datos simulados y los de laboratorio son en promedio menores al 10%, obteniendo para el caso del módulo de Young una diferencia de un 1% y para los umbrales de daño un 10%. Para el caso de los ensayos triaxiales verdaderos se tiene que la diferencia entre el esfuerzo peak de los ensayos de laboratorio y los simulados son en promedio 14%, un 3% para el caso del Módulo de Young, un 8% para los valores del inicio de la dilatancia (σcd). Si bien los datos disponibles en materia de ensayos triaxiales verdaderos son escasos, se tiene que los resultados de PFC3D siguen las tendencias esperadas. También se tiene que PFC3D se adapta de buena forma a los criterios de falla no convencionales, especialmente al criterio modificado de Lade, en donde las diferencias en los valores de la envolvente de falla son menores al 10%. Además, se ratifica que el esfuerzo principal intermedio tiene implicancias en el comportamiento de la roca, tales como la resistencia peak y los umbrales de daño, y por lo tanto en una serie de problemas del diseño minero. Sin embargo, el modelo presenta limitaciones representando el comportamiento post-peak y la razón de Poisson, las cuales no pueden ser ajustadas debido a que no se puede obtener al mismo tiempo valores razonables de estos y un comportamiento frágil. Por lo tanto es necesario comprobar el modelo con versiones futuras de PFC3D que permitan solucionar estos problemas o simplemente, utilizar otros modelos. Este estudio abre el paso al análisis de problemas en minería los cuales hasta el momento no eran abordados, ya que de poder simular el comportamiento de la roca intacta y posteriormente incluir las discontinuidades al modelo, se podrían simular problemas a escala de macizo rocoso de una forma más real.

Magíster en Minería / Ingeniero Civil de Minas / En la actualidad, las herramientas utilizadas para el diseño de caserones en minería subterránea por Sublevel Stoping (SLS) que han ganado mayor aceptación son las de carácter empírico. Estas herramientas permiten incorporar implícitamente las condiciones de sitio, pero a su vez su uso está restringido por la extensión de la base de datos utilizada para su construcción. El objetivo de esta tesis es calibrar y verificar un criterio capaz de representar la cantidad de sobre excavación de paredes en el modelamiento numérico de caserones abiertos. Este trabajo se encuentra dentro del proyecto INNOVA CHILE-CORFO 11DL2-10630 cuyo objetivo es desarrollar herramientas de diseño para minería subterránea selectiva en Chile. La metodología se dividió en dos etapas: procesamiento de casos históricos y modelamiento numérico en FLAC3D. En la primera etapa, se recolecta y unifica una base de datos con 582 casos históricos de SLS procedentes de Canadá y Australia. Esto permitió desarrollar un modelo empírico actualizado para la estimación de sobre excavación de paredes. El nuevo modelo presenta una mejor correlación estadística y un mejor desempeño en la clasificación de los casos históricos que los modelos disponibles actualmente en la literatura. En la segunda etapa se realiza modelamiento numérico de la información determinada de la base de datos. Se concluye que los criterios tradicionalmente utilizados en la literatura para estimar sobre excavación en el modelamiento numérico presentan un mal desempeño. Ningún criterio logra representar la sobre excavación hallada con el modelo empírico actualizado. El bajo desempeño se explica dado que los criterios que incorporan la calidad de macizo rocoso, lo hacen a través de la resistencia a la tracción que subestima la sobre excavación percibida. La discretización del nuevo modelo permitió modelar 408 casos cuya información determinó un nuevo criterio. Basado en la magnitud del esfuerzo principal menor (σ3 [MPa]), se define como combinación lineal en base logarítmica del radio hidráulico de la pared (HR [m]) y de la calidad de macizo rocoso de Barton (Q ). El criterio prueba tener buena correlación con los datos empíricos, sin embargo subestima la sobre excavación según la validación. Tanto el modelo empírico como el criterio para el modelamiento numérico pueden ser utilizados como herramientas de apoyo al diseño conceptual de caserones abiertos sin ingreso de personal. Dado que ambos fueron calibrados con información de Canadá y Australia, exhiben propensión hacia sus propias condiciones de sitio que difieren de las Chilenas. Lo anterior abre la posibilidad a replicar la metodología presentada, y recalibrar los modelos en la medida que se disponga de una base de datos nacional.

La presente tesis propone una metodología de trabajo para la estimación de peligros por flujos de escombros, cuyo desencadenamiento se produce debido a fuertes precipitaciones en las regiones con clima tropical típicas de la selva alta del Perú, y cuya componente principal en su matriz sea material granular. La finalidad del presente trabajo es proponer una alternativa para la mejora de la gestión de riesgos por flujos de escombros, de tal forma que información base necesaria se pueda simplificar en tres rubros claves: [1] topografía, [2] pluviometría y [3] características geotécnicas. Para ello, se emplearon dos modelos numéricos de base reológica diferente, como son el Kanako 2D y el Titán 2D, evaluando la precisión y predictibilidad de cada uno de ellos, además de evaluar la dificultad de su empleo en un contexto donde no existen registros históricos que detallen las características de los flujos de escombros típicos. Ello se realizó utilizando como estudio de caso las quebradas anexas al distrito de Maranura, situado en la provincia de La Convención, Cusco, Perú. / Tesis

Ingeniero Civil Eléctrico / El bombeo de barro corresponde a un ingreso repentino de mineral saturado a labores subterráneas. Este puede causar diversos daños y retrasos en la producción. Según estudios anteriores, una de las principales variables que determina el estado crítico es la cantidad de agua presente en el material fragmentado, y hoy en día todos los análisis de la cantidad de agua presente en el mineral fragmentado son realizados a través de un experto, el cual entrega una observación cualitativa del material. El presente trabajo tiene por objetivo seleccionar y diseñar un sensor capaz de medir el contenido volumétrico de agua presente en el mineral fragmentado en los puntos de extracción para block caving, con el fin de obtener mediciones cuantitativas y caracterizar el material. De la revisión bibliográfica se encuentran cuatro tecnologías candidatas, estas son infrarrojas de espectro cercano, reflectometria de microondas en el dominio de la frecuencia, reflectometria de microondas en el domino del tiempo y radar de penetración terrestre. Se realiza un proceso analítico jerárquico para determinar la tecnología más adecuada. Gracias al gran área que cubre el radar de penetración terrestre, fue escogida dicha tecnología. Para su utilización se desarrolla un método de inversión basado en la impedancia eléctrica del suelo, el cual estima la permitividad eléctrica de este. Los dos pasos más importantes de la inversión se basan en deconvoluciones para obtener las señales de interés. Además se utiliza una aproximación polinómica de tercer grado para estimar el contenido de agua tras obtener la permitividad eléctrica. También se identifican los problemas y se muestra como debe ser empleado el sensor en un entorno minero, entregando las especificaciones de la capacidad de medición para distintos tamaños de este. Para verificar la validez del esquema de inversión se desarrollan dos simulaciones con escenarios distintos. Luego se verifica si tras el esquema de inversión se logra llegar a los parámetros de entrada de la simulación. Los resultados arrojan que el método es capaz de recuperar dentro de un plano el contenido volumétrico de agua con una incertidumbre de 1%. Se concluye que el método es adecuado teóricamente para detectar la humedad en el punto de extracción. Se recomienda continuar el estudio con mediciones en terreno y mejoras en la reducción de ruido

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.

Ingeniero Civil Mecánico / La siguiente memoria fue propuesta por la empresa Derk Ltda. y trata de la modelación numérica del comportamiento mecánico de un rajo minero usando el software comercial de elementos finitos Abaqus. La simulación requiere la elaboración de un modelo de la geometría de la mina y la aplicación de las teorías que gobiernan los comportamientos geomecánicos de ésta. El objetivo principal es entregar resultados precisos respecto al campo de esfuerzos, deformaciones y desplazamientos que se generan dentro del rajo y en sus alrededores inmediatos. Estos resultados deberán ser lo suficientemente representativos, como para servir de pauta en una posible toma de decisiones que tendrá como principal misión asegurar la seguridad de los individuos, equipos y producción. Se pretende crear un método que agilice la creación de este tipo de modelos, ya que en la actualidad esta tarea toma tiempos que son inaceptables con los ritmos que lleva la industria minera. Para lograr lo anteriormente descrito, se recopiló información respecto a la teoría geomecánica y del método de los elementos finitos. También fue necesario hacer uso del lenguaje computacional Python para desarrollar herramientas que ayudaron en el proceso de mallado. La memoria consta de 7 capítulos en los cuales se ahonda tanto en teoría como también en técnicas de creación de modelos. En la parte final se muestran y se analizan los resultados obtenidos en un rajo seleccionado por la compañía del cual se tiene la información suficiente como para simular distintas etapas de su excavación.