Ingeniero Civil / La gran minería en Chile y el mundo ha facilitado la generación de una extensa cantidad de materiales granulares mineros tales como relaves, lastres, y ripios post-lixiviación, entre otros, los cuales han dado pie a importantes iniciativas de investigación. Sin embargo, aún existen temas relevantes como la rotura de partículas generadas en estos materiales que no han concitado una debida atención. Por ejemplo, un tópico sumamente significativo en minería subterránea de Block Caving es el proceso de fragmentación de la roca, en la cual el macizo rocoso es hundido desde su interior, permitiendo la generación de materiales quebrados; bloques colpas, bolones, gravas y arenas. Estos materiales continúan un nuevo proceso de fragmentación (fragmentación secundaria) debido al movimiento descendente del material quebrado al estar siendo removido desde puntos de extracción. Esto trae consigo una serie de configuraciones de esfuerzos de compresión y corte a lo largo de la columna descendente de material. Así, el proceso de fragmentación secundaria tendría muchas similitudes al fenómeno de la rotura de partículas en materiales granulares. Aunque este último tema ha sido estudiado durante décadas por diferentes autores tales como Lee y Farhoomand (1967), Vesic y Clough (1968), Marsal (1973) y Hardin (1985) entre otros, estudios de este tipo que incluyan materiales quebrados o materiales granulares generados de proyectos mineros son muy escasos (D Espessailles 2014). Para profundizar en el entendimiento de la rotura de materiales granulares generados en minería de Block Caving, esta memoria contempla la realización de 3 ensayos triaxiales CID de grandes dimensiones (probetas de diámetro = 60 cm, altura = 120 cm y diámetro = 100 cm, altura = 180 cm) a 20kgf/cm2 de confinamiento. Además, dos ensayos de compresión triaxial CID (probetas de diámetro = 5 cm y altura = 10 cm) se compararán en términos de rotura con la obtenido en ensayos de corte simple (probetas de diámetro 7 cm). Se emplearán materiales de tronadura proveniente del Proyecto Minero Chuquicamata Subterráneo (PMCHS). Además, procedimientos para una correcta confección de probetas triaxiales de grandes dimensiones con granulometrías uniformes son presentados. En estos se obtuvo una alta cantidad de rotura evaluada con el parámetro Bg de Marsal (1967), presentando valores moderados al evaluarse con el parámetro Br de Hardin (1985). Además, desarrollaron una baja resistencia al ser comparados con una extensa data de triaxiales CID de grandes dimensiones. Durante el desmonte de las probetas se pudo observar los diferentes tipos de rotura generados, los cuales son explicados de acuerdo a los mecanismos de deformación desarrollados al interior de la probeta. En cuanto a la comparación de rotura de ensayos de pequeña escala (triaxiales CID y corte simple) los resultados no son concluyentes en el desarrollo de mayor rotura en ensayos de corte simple.

Ingeniero Civil de Minas / El presente estudio se origina en el marco de los requerimientos de la División Andina de evaluar mejores alternativas de producción; específicamente, en este caso, enfocados en el control de los taludes y cumplimiento de las líneas de diseño o límites finales de su mina a rajo abierto. El estudio apunta a obtener un mejor comportamiento de los taludes finales proyectados para el rajo, variando tanto los parámetros de diseño de las tronaduras de precorte y línea buffer, como asimismo las propiedades del explosivo. Se realizaron tres pruebas en la mina, las cuales consistieron en lo siguiente: Primera prueba: Modificación de la malla de perforación de la línea buffer, y reducción de la distancia entre la línea buffer y la línea de precorte. Segunda prueba: Modificación del diseño de perforación y tronadura, cambio de explosivo y disminución del espaciamiento entre los tiros de precorte. Tercera prueba: Cambios en el diseño de perforación de la línea de precorte y línea buffer. Reducción del ángulo de inclinación de los tiros de precorte y de la distancia entre línea buffer y la línea de precorte. A partir de los resultados obtenidos en estas pruebas se realizó una evaluación geomecánica del talud remanente y del cumplimiento de los límites de diseño del rajo. Las principales conclusiones se resumen a continuación: El banco 3468 obtuvo una calificación de 100% de grado de aceptabilidad, considerada como Muy Buena. La pared del banco evaluado presenta un aspecto sano y estable. Sin embargo, se observan algunas deficiencias como la presencia de sobrepiso en el banco superior y de cornisas en el banco intermedio. El banco 3596 obtuvo una calificación de 70% de grado de aceptabilidad, considerada como Buena. Las paredes del banco evaluado se presentan estables y con un buen saneamiento. Se observa presencia de deuda o remanente en la pata del banco. En suma, el análisis de los resultados de las pruebas realizadas permite concluir que los cambios introducidos fueron positivos. En los tres casos se observó una mejora con respecto a la situación concerniente a las prácticas preexistentes, en el sentido que con los nuevos parámetros de diseño es posible obtener taludes más estables. Dado los buenos resultados de estas primeras pruebas ya se están aplicando estos cambios en la faena. En todo caso, se recomienda realizar pruebas adicionales con el propósito de ratificar con mayores antecedentes la implementación definitiva de las modificaciones propuestas.

Esta tesis se titula "Reducción de los Costos Operativos en mina, mediante la optimización de los estándares de las operaciones unitarias de Perforación y Voladura" y tiene como objetivo exponer la factibilidad de la reducción de los costos operativos en una empresa minera, aplicando para ello estándares óptimos de trabajo en las principales operaciones unitarias de minado que son la perforación y voladura, asegurando de esta manera el éxito de todo el ciclo de minado. Éxito que se logra con un sistema de control y medición exhaustiva de las operaciones y que se sintetizan en la supervisión y capacitación continua en lo concerniente a la aplicación de estándares óptimos de trabajo en la operación. La implementación y aplicación continua de estos estándares de trabajo aseguran una operación económicamente más rentable, permiten tener un orden y estandarización de las operaciones e intensifica la seguridad en los trabajos. Sumándose a ello un "cambio" y compromiso del personal por mejorar el desempeño de su trabajo. El desarrollo de este trabajo expone inicialmente la situación de una mina ejemplo donde no existe un adecuado sistema de productividad, control y reducción de costos operativos mina y de optimización de las operaciones de minado en función a estándares objetivos de trabajo, obteniéndose un primer diagnostico de la situación mediante la supervisión y control en campo de las operaciones y la revisión de los presupuestos existentes de las operaciones y proyectos. La segunda etapa consiste en la propuesta de estándares objetivos de trabajo en función a estudios y pruebas ingenieriles relacionados al método de explotación de minado, la perforación y voladura idónea, el análisis de costos, la mecánica de rocas y a la seguridad laboral, considerando a todas las etapas del trabajo en mina como procesos que integran un solo sistema en el cual las operaciones de perfo.ración y voladura son el núcleo básico del sistema. Finalmente se exponen los beneficios que se obtienen con la implementación y el control continuo de los estándares adecuados de trabajo, beneficios reflejados en una reducción de los costos directos operativos y en general de todos los costos de las diversas áreas que integran una mina, acotándose como una de las recomendaciones la vital importancia que representa la capacitación continua al personal en las técnicas de perforación y voladura y sobretodo el rol que juegan estas como el núcleo de todo el sistema, del mismo modo la importancia de la motivación y retroalimentación al personal que ejecutan este núcleo sobre los avances que se obtienen y lo importante de su desempeño. / Tesis

Geólogo / Este trabajo estudia numéricamente el mecanismo de acuñamiento inducido térmicamente, con el fin de reproducir y analizar casos reales. Se pone especial énfasis en el estudio del Monte Masada en Israel, donde se ha medido acumulación de desplazamientos de un sistema compuesto por un bloque acuñado con fragmentos de roca cuando es sometido a ciclos de temperatura. La metodología del estudio contempla la generación de un modelo de elementos finitos, una etapa de validación analítica, comparación con resultados de un modelo físico disponible, análisis de sensibilidad de los parámetros termomecánicos de los materiales y las discontinuidades y finalmente la evaluación del mecanismo considerando tipos de roca más abundantes en la corteza terrestre. Los resultados de los modelos numéricos correlacionan favorablemente con la teoría y los modelos experimentales. Además, las tendencias del comportamiento ante los cambios en las variables constitutivas del sistema y las propiedades de los materiales evidencian que la física del mecanismo se reproduce satisfactoriamente. Se identifica que la acumulación de desplazamientos aumenta con la difusividad térmica de los materiales, disminuye con el coeficiente de roce y la distancia crítica de las discontinuidades y aumenta con el del ciclo térmico (periodo). Adicionalmente, se evidenció la importancia del ciclo estacional sobre el ciclo diario en la activación del mecanismo. Finalmente, se concluye que los resultados del modelo numérico del mecanismo para el Monte Masada aproximan con bastante precisión los desplazamientos medidos por Hatzor (2003). / Este trabajo ha sido financiado por el Proyecto Fondecyt de Iniciación N° 11130363

Magíster en Ciencias, Mención Geología / Este trabajo describe, modela y analiza la ocurrencia de un deslizamiento en roca de un talud ubicado en el Cerro Catedral en el sector del cajón del Maipo, Chile. Además, analiza la factibilidad que el deslizamiento haya sido gatillado por un sismo cortical superficial. La metodología del trabajo contempla una campaña de terreno para obtener muestras que se ensayan en laboratorio e información estructural de la zona, una fase de reconstrucción geométrica para generar un modelo 2D acorde a la topografía del cerro y finalmente una fase de modelamiento numérico para analizar la estabilidad estática del talud y su respuesta dinámica, considerando registros sísmicos de terremotos superficiales. Los resultados evidencian que el talud es inestable estáticamente si la resistencia del plano de falla es puramente friccional y que requeriría la presencia de al menos un puente de roca para ser estable. Por otro lado, los análisis dinámicos muestran que los registros evaluados amplifican considerablemente en el talud con respecto a su base (por un factor mayor a 2) y que los registros que gatillan la remoción son compatibles con la actividad sísmica esperable para la zona de estudio. Además, los análisis muestran que los desplazamientos asociados a la remoción correlacionan mejor con la aceleración y velocidad máximas en el centro de masa y en la base del talud y que el umbral de aceleración que gatilla la remoción es altamente sensible a la resistencia a la tracción de la roca.

Ingeniera Civil de Minas / Los esfuerzos in situ son aquellos que son intrínsecos del macizo rocoso y se dividen en esfuerzo tectónico y gravitacional. Estos son una de las condiciones iniciales más importantes para estimar las solicitaciones que pueden desarrollarse en una obra de ingeniería de rocas. El buen conocimiento permite diseñar adecuadamente las labores mineras, obteniendo así excavaciones estables y más seguras. El objetivo general de este trabajo es desarrollar una metodología que permita ajustar estadísticamente un modelo representativo de una base de datos de mediciones de esfuerzos in situ, junto con relacionarlo con el tectonismo de la región. La metodología propuesta para establecer el modelo de esfuerzos in situ queda dada por cuatro partes: 1. Filtrar la base de datos, usando el criterio de Chauvenet para la carga litostática y la regresión lineal del criterio de Mohr-Coulomb. 2. Formar el modelo sujeto a tres restricciones: intervalo de confianza del criterio de Mohr-Coulomb, primer invariante de esfuerzos y razón de esfuerzos b=(σ_2-σ_3)/(σ_1-σ_3). 3. Plantear una serie de modelos que se diferencian en su cantidad de parámetros. La función objetivo se define a partir de los errores cuadráticos entre los esfuerzos principales del modelo y la base de datos. Para identificar el modelo óptimo se utiliza selección estadística de modelos. 4. Calcular las orientaciones para el modelo seleccionado. Los modelos obtenidos se comparan con modelos propuestos por otros autores y aceptados en la literatura. Esta comparación entrega magnitudes y orientaciones de los esfuerzos consistentes, lo que permite concluir que la metodología presentada estima adecuadamente el comportamiento de la base datos. La siguiente tabla presenta el tensor de esfuerzos obtenidos para Chile y Canadá. Chile Canadá Grad. [MPa/m] Inter. [MPa] Grad. [MPa/m] Inter. [MPa] EN 0,002 0,000 0,002 0,121 EV 0,010 0,309 0,005 0,000 NV 0,007 0,235 0,006 0,000 EW 0,021 9,462 0,020 10,387 NS 0,011 5,648 0,028 18,200 V 0,027 0,000 0,026 0,000 Se evalúa el impacto de los esfuerzos in situ en el diseño de diversas labores mineras subterráneas, tales como pilares, caserones y galerías. Las variables utilizadas para medir el impacto son: la carga promedio sobre el pilar, la magnitud de la sobre-excavación en caserones, la zona fracturada en túneles y el impacto en el diseño de soporte en galerías. Los resultados ilustran que cuando los esfuerzos presentan un comportamiento hidrostático la estabilidad de las excavaciones es mayor. Se aprecia que las tendencias obtenidas en función de la razón de esfuerzos horizontales y verticales (k), son lineales para pilares, caserones y túneles. En el caso del soporte el espaciamiento de los pernos disminuye y el espesor de shotcrete aumenta, a medida que aumenta la razón de esfuerzos k. Parte de este análisis demuestra que existen diversos factores que afectan el diseño de labores mineras, sin embargo, es importante como paso inicial y base conocer el estado preexistente en la roca y sus propiedades geomecánicas.

Ingeniero Civil de Minas / Existen en la actualidad diversos estudios empíricos que definen los anchos basales mínimos para inducir el hundimiento de la columna según la calidad del macizo rocoso. Sin embargo, muchos de ellos han perdido validez debido a que se realizaron para bajas alturas, bajo régimen de esfuerzos y mala calidad de roca en comparación a los escenarios en los que se encuentra la minería de hoy, siendo la minería por hundimiento la que se posiciona como el método por excelencia para la extracción de yacimientos cada vez más resistentes, más masivos y de menores leyes. En este nuevo escenario, una de las principales necesidades productivas es la necesidad de hundir mayores alturas de columna, objetivo cada vez más complejo de lograr debido a los mayores confinamientos y calidades de roca de los yacimientos modernos. Para entender mejor esta problemática se usa el modelamiento numérico, herramienta computacional que mejora año a año y ayuda a entender fenómenos geomecánicos sin la necesidad de ensayos reales. En particular, el software Abaqus muestra ser una gran herramienta computacional para modelar casos conceptuales y reales de la minería actual. Utilizando estas dos herramientas (empíricas y numéricas), es que se construyen modelos numéricos conceptuales con el fin de entender el impacto que provoca la geometría de la cavidad: el concepto de radio hidráulico basal y la geometría del cave-back, en el régimen de esfuerzos y la altura de columna máxima posible a hundir. La metodología consiste, para determinados radios hidráulicos, geometrías del cave-back y calidades de roca (MRMR), en construir modelos para diferentes razones de ancho y altura de la cavidad con el fin de entender el comportamiento de los esfuerzos principales y las condiciones de hundimiento para cada caso y luego definir las alturas máximas alcanzadas para los distintos escenarios. El mejor criterio encontrado para establecer estas condiciones fue el de la razón de los esfuerzos principales S1/S3 en función de la razón de altura y ancho h/B de la cavidad. Los resultados muestran, como se esperaba, que a mayores radios hidráulicos y menores valores de MRMR las alturas de columna alcanzadas serán mayores. Sumado a esto, se observa que una geometría más plana de la zona del cave-back provoca una disminución de la magnitud de los esfuerzos principales, en particular del esfuerzo principal menor S3 registrando mayores alturas de columna. Es por esto que, para una cavidad de RH y calidad del macizo fija, un cambio en la geometría del cave-back (y valores de los esfuerzos principales en su superficie para tal condición) provocará un aumento importante en las alturas de roca alcanzadas y por ende una mejora en la producción.

Geólogo / El presente trabajo de título tiene por objetivo analizar el comportamiento de la estructura de sostenimiento en túneles construidos en macizos rocosos de distintas calidades de roca afectadas por cargas sísmicas. Para lograr este fin, se crean modelos numéricos en 3D en el software FLAC3D de Itasca S.A., elaborados según una secuencia de modelamiento, la que representa la etapa estática, y afectados por la aplicación de un registro sísmico, la cual corresponde a la etapa dinámica. Se escoge este software y este tipo de modelos en 3 dimensiones, en vez de los métodos cinemáticos tradicionalmente utilizados en 2 dimensiones, ya que permiten obtener un historial de resultados durante cada etapa resolutiva en cualquier punto de control del modelo, en vez de solo una sección de la estructura en un momento determinado. Los análisis se realizan para tres distintas calidades de roca, en las que principalmente varía su GSI, factor D de perturbación, Módulo de elasticidad E y los parámetros geotécnicos necesarios según el criterio generalizado de Hoek & Brown. El registro sísmico utilizado en la etapa dinámica es el medido en roca en la estación sísmica del Centro Sismológico Nacional de la Universidad de Chile, ubicado en el cerro Santa Lucía, el 27 de Febrero del 2010. Se analizan principalmente las deformaciones y los esfuerzos axiales, de corte y momento longitudinales y perpendiculares al eje de los túneles en la estructura de soporte, los cuales se estudian en cada etapa de la secuencia de modelamiento y durante el tiempo que se aplica el registro sísmico. Se concluye, que el efecto dinámico sí debe ser considerado, dependiendo de la calidad de la roca y la profundidad de emplazamiento del túnel. Como comportamiento general en los modelos elaborados, el efecto dinámico afecta en mayor medida a las rocas de calidad mala y en menor medida a las rocas de calidad buena. Además, el efecto dinámico disminuye en la medida que el punto de control en la estructura de sostenimiento se encuentra a mayor profundidad.

Magíster en Minería / Los bombeos de barro son un ingreso repentino de mineral barro dentro de instalaciones mineras subterráneas. Pueden causar daños a personas y equipos, retrasos de producción, dilución, y cierre de minas. El objetivo de este trabajo es caracterizar a través de ensayos geotécnicos de laboratorio el barro de una mina de block/panel caving para proporcionar razones mecánicas para la falla fluida de este material mientras es extraído. Además se busca desarrollar un método para establecer pautas de decisión y aplicarlas a muestras de barro. Se ha utilizado muestras de mineral proveniente de puntos de extracción cerrados por potencial riesgo de bombeos de barro en la mina Diablo Regimiento, El Teniente, las muestras representan tres tipos de mineral barro presentes en la mina. De la caracterización se obtiene que las muestras tienen tamaños de partícula correspondientes a grava, arena, limo y arcilla, en donde las partículas finas se clasifican como limo y arcilla de baja plasticidad. Las muestras presentan leves diferencias una de otra en cuanto a contenido de finos, densidad y empaquetamiento. La resistencia del mineral a condiciones no confinadas es evaluada variando la densidad y el grado de saturación, esto permite observar que la densidad relativa es la variable más importante que gobierna la resistencia no confinada. Ensayos triaxiales consolidados saturados muestran una relación lineal entre la resistencia deviatórica y el esfuerzo confinante efectivo, esta relación es encontrada para las muestras evaluadas. La resistencia deviatórica se relaciona con la capacidad de fluir ante condiciones triaxiales, en consecuencia podría estar relacionado con los bombeos de barro. Ensayos triaxiales no consolidados saturados muestran una baja resistencia deviatórica máxima muy baja, seguida de licuación estática, lo que resulta en valores de resistencia residual cercanos a cero. Llevados a la minería estos resultados se relacionan con la tasa de extracción y las condiciones de saturación: Una alta tasa de extracción puede generar condiciones no consolidadas, haciendo que la resistencia del mineral tenga valores cercanos a cero, mientras que una baja tasa de extracción generaría condiciones consolidadas, en donde el mineral puede expulsar la presión de poros y tener mayor resistencia. Si el mineral se encuentra en condiciones no saturadas presenta un riesgo menor, ya que desarrolla incluso resistencia uniaxial. El cono de Abrams se utiliza para desarrollar ensayos de asentamiento a muestras de barro y caracterizar la consistencia del mineral ante distintas condiciones de saturación y densidad. La resistencia no confinada también se evalúa para distintas condiciones de saturación y densidad. Estos resultados permiten establecer una relación entre la consistencia y la resistencia no confinada: las condiciones para una consistencia fluida en el cono de Abrams son las mismas que generan una baja resistencia no confinada. También se encontró el contenido de humedad al cual cada muestra cambia su consistencia de plástica a suave de acuerdo a los ensayos de asentamiento. Estos valores fluctúan de 12.2% a 16.9% de humedad dependiendo de la muestra. Finalmente se define un factor de seguridad a la fluidez para diseñar una pauta de extracción basada en humedad a las muestras evaluadas. Se concluye que un mineral altamente compactado no tiende a fluir, además las propiedades fluidas del mineral dependen fuertemente de las propiedades específicas de cada tipo de mineral, en consecuencia un criterio específico debe ser desarrollado para cada tipo de mineral en una misma mina.

Se propone restablecer los taludes de la zona de la Costa Verde en el tramo Barranco, ciudad de Lima, mediante la técnica de la hidrosiembra, con la finalidad de proteger de los efectos climatológicos y de la meteorización, así como embellecer el entorno paisajístico. Para ello se realizará por una parte, la mejora de la calidad visual del paisaje y por otra, la reducción del impacto ecológico y la estabilidad del talud del acantilado adyacente a la vía costera. Esta tesis plantea que el tramo en estudio fallaría en condiciones sísmicas importantes, poniendo en grave peligro vidas humanas y propiedades privadas en proyectos para un futuro no muy lejano, por lo que es necesario proponer soluciones para evitar la meteorización, mejorar la estabilidad, y recuperación del paisaje del talud de la Costa Verde en las zonas en estudio. / Tesis