Magíster en Ciencias de la Ingeniería, Mención Ingeniería Geotécnica / Ingeniera Civil / Debido al crecimiento de proyectos mineros de tipo subterráneo en Chile y el mundo, surge la necesidad de mejorar las metodologías de diseño geotécnico relacionadas a estos proyectos, específicamente asociadas al diseño de pilares, el cual no ha sido estudiado en profundidad, pero que es fundamental para el éxito de un proyecto minero. Así, el siguiente estudio consiste en realizar un análisis numérico orientado a determinar curvas de estabilidad de pilares. Esto permite mejorar la actual estimación de estabilidad de pilares, la que tradicionalmente se realiza mediante fórmulas empíricas desarrolladas con una base de datos acotada a sitios específicos, por lo que quedan limitadas según el tipo de roca, dimensiones de pilar, estado tensional y otras características individuales de la mina estudiada. Para estos efectos, se propone un criterio de falla para macizos rocosos, basado en el modelo de Mann y Müller para albañilería, dadas las similitudes entre ambos materiales. Este criterio de falla permite incorporar todos los mecanismos de falla que podrían afectar al macizo, lo que actualmente no ha sido considerado por otro modelo constitutivo. Este modelo considera explícitamente las propiedades de resistencia al corte de las discontinuidades presentes en el macizo rocoso y la resistencia a la compresión no confinada de la roca intacta. Así, una vez obtenida la envolvente de falla para macizos rocosos, se realiza un modelamiento numérico en el programa de diferencias finitas FLAC 2D de pilares tipo muro , de manera de resolver un problema bidimensional y obtener las curvas de estabilidad de estos pilares. Posteriormente, mediante el uso de factores de reducción (Esterhuizen, et al., 2011), se agrega el efecto de orientación y frecuencia de las discontinuidades en los resultados de resistencia de pilares, lo que se traduce en una reducción de la resistencia y de las curvas de estabilidad. Con el fin de validar estas curvas se comparan con las de Lunder y Pakalnis (1997), por ser una de las más utilizadas actualmente, obteniéndose resultados aceptables. Finalmente, los resultados entregados por la modelación numérica son consistentes cualitativamente con lo que se ha observado en la literatura, ya que: 1.- Al disminuir uno (o ambos) parámetros de resistencia al corte de las discontinuidades, la resistencia de los pilares también disminuye. 2.- Los pilares esbeltos presentan una falla tipo progresiva o de slabbing axial , pudiendo atravesar el eje central del pilar, mientras que pilares de geometrías más gruesas (mayor ancho) presentan slabbing axial progresivo , pero sin penetrar el eje central, esto se debe principalmente al confinamiento en el núcleo de pilares gruesos (Dirige & A. Archibald, 2006). 3.- Al aumentar el tamaño del pilar (para W_p/H_p constante) o al aumentar la esbeltez (para un mismo ancho de pilar), la resistencia disminuye, esto se conoce como efecto tamaño y efecto forma, respectivamente (Hudson, et al., 1972).

El principal objetivo de este trabajo de título es el estudio de los esfuerzos en roca hundida a través de la utilización de un software 2D UDEC (Universal Distinct Element Code) basado en el método de los elementos discretos. Esto involucra la simulación de los experimentos realizados en un modelo físico de block caving a escala y el estudio de la influencia de propiedades mecánicas (granulometría, forma y ángulo de fricción) y parámetros de diseño (ancho de punto de extracción y porcentaje de extracción) en los esfuerzos verticales obtenidos numéricamente. En este estudio se analizaron los resultados experimentales obtenidos de un modelo físico de flujo gravitacional (Castro, 2006) y se escogió parte de ellos para realizar la comparación con los resultados de las simulaciones. Así fue como se estableció una metodología para desarrollar los modelos en UDEC en cuatro etapas: i) modelos de prueba (a fin de establecer los parámetros más adecuados), ii) modelos sin extracción (para determinar el más representativo), iii) modelos con extracción aislada (con el objeto de estudiar la influencia del ancho del punto de extracción y el ángulo de fricción del material sobre los esfuerzos verticales) y iv) un modelo con extracción múltiple (para analizar la influencia del porcentaje de extracción de los esfuerzos en la base). Para todos ellos se definió la geometría, propiedades mecánicas, ley de comportamiento, condiciones de borde, condiciones iniciales y propiedades a evaluar. Con la realización de los modelos de prueba, se determinó que el tamaño medio de las partículas de grava del modelo se estableciera en el rango entre 12 cm y 20 cm, dado que no fue posible utilizar menores tamaños. De la modelación sin extracción se obtuvo que la granulometría media correspondiente a 16 cm (modelo 16cm_fill) fue la más representativa de los esfuerzos verticales medidos experimentalmente, con un error relativo medio de 28% y una desviación estándar de 14%. Por otra parte, en la modelación sin extracción se observó que el esfuerzo vertical podía aumentar o disminuir a medida que aumentaba el ancho del punto de extracción y no se produjo variación del esfuerzo sobre la base al cambiar el ángulo de fricción. Así mismo, a partir del modelo de extracción múltiple se obtuvo que el esfuerzo vertical sobre el centro de la base del modelo aumentó a una tasa constante hasta llegar a un máximo de seis veces el valor inicial. Se establece que la modelación en UDEC presentada en este trabajo permite replicar de manera aceptable los esfuerzos verticales medidos en el modelo físico de flujo gravitacional, observándose formación de arcos estables e inestables y concentración local de esfuerzos. Así mismo, se observa que la forma y granulometría de las partículas desempeña un papel relevante en la distribución de esfuerzos y el flujo desarrollado en las etapas de extracción. La mayor barrera de la modelación correspondió a la imposibilidad de alcanzar la granulometría media del material granular usado en el experimento (del orden de un centímetro), dada la cantidad de partículas que se requieren generar, lo que instaura un desafío al desarrollo futuro del software.

Magíster en Minería. Ingeniero Civil de Minas / La geomecánica y planificación minera son áreas de la minería a cielo abierto íntimamente relacionadas, ya que las restricciones geomecánicas limitan al diseño minero y, así, los planes mineros factibles. El diseño y los planes mineros han de empujar los límites de lo que la geomecánica permite, para asegurar operaciones mineras competitivas y mantener un nivel de riesgo al personal y operaciones aceptable. Luego, se requiere del monitoreo geotécnico para adquirir datos de calidad que permitan un diseño minero de alto nivel. Sin embargo, la relación entre geomecánica y planificación minera no se extiende al diseño e implementación de programas de monitoreo. En general, los programas de monitoreo de deformaciones superficiales son diseñados con posterioridad al inicio de la operación del rajo y cuando se han identificado signos de inestabilidad en la superficie de los taludes. El monitoreo de deformaciones del subsuelo permite alertar sobre fallas en desarrollo semanas antes de que estas se hagan notar en superficie. Luego, se debería diseñar campañas de monitoreo de deformaciones del subsuelo durante el proceso de planificación minera, considerando el diseño minero en la instalación de instrumentos geotécnicos previo a la construcción de la mina. Lo que permitiría registrar el proceso de relajación del macizo a medida que la construcción progresa y adquirir datos más exhaustivos del comportamiento del macizo rocoso (antes que con monitoreo superficial), con el fin de optimizar el diseño de taludes futuros y adoptar medidas correctivas para evitar fallas. En esta tesis, fueron diseñadas una serie de campañas de monitoreo de deformaciones del subsuelo usando In-Place Inclinometers, ShapeAccelArrays y Networked Smart Markers (NSMs) como equipos de monitoreo. Las opciones fueron aplicadas a una mina teórica desarrollada como parte de la tesis y comparadas en términos de costos, cantidad y calidad de los datos recopilados. Los resultados indican a la opción de NSMs cada 2[m] como la más eficiente en cuanto a costos ya que: (1) presenta el menor costo por unidad de datos adquiridos (US$57.21) y (2) 5 veces mayor vida útil, lo que permitiría obtener el doble de datos que la siguiente mejor opción, (3) se financia con un aumento de 2° en el ángulo de talud y (4) aumenta el VAN del proyecto en 3.2%. / Open pit geomechanics and mine planning are two closely related areas in the development of an open pit mine since geotechnical constrains limit the possible mine designs and, thus, the feasible mine plans. Mine designs and plans have to push the limits of what rock mass geomechanics allow to assure competitive mine operations, while maintaining acceptable levels of risk to operations and personnel. Therefore, geotechnical monitoring programs are required to acquire good quality data to be used as input for mine design. However, the relation between geomechanics and mine planning does not extend to monitoring programs design and implementation. Generally, surface deformation monitoring programs are designed after the project is in operation and signs of slope instability have been identified on the surface. Subsurface deformation monitoring can alert about developing failures weeks before any sign of instability is noted on the surface. Therefore, subsurface deformation monitoring campaigns should be designed along the mine planning process and considering the mine s design to install geotechnical instrumentation prior to the construction of the slopes. This methodology would allow to register the rock mass relaxation process as construction progresses and to acquire more comprehensive data about rock mass behaviour, in advanced of surface monitoring, towards future slope design optimization and adoption of remedial measurements to avoid failure. In this thesis, a series of subsurface deformation monitoring campaign were designed using In-Place Inclinometers, ShapeAccelArrays and Networked Smart Markers as monitoring devices. All options were applied to a theoretical open pit developed as part of this work. The campaigns were compared in terms of cost, quantity and quality of gathered data. The results showed that the campaign using NSMs installed every 2 meters was the most cost-efficient option as it represented: (1) the lowest cost per unit of gathered data (US$57.21), (2) five times longer lifespan, which allowed to gather twofold the amount of data compared with the next best option, (3) be financing of the campaign through steepening of the slopes by 2° and (4) increase in project s original NPV by 3.2%.

Geólogo / La geometría o rugosidad de las superficies de las estructuras geológicas es uno de los parámetros más relevantes en la determinación de su resistencia al corte o trabazón frente a los movimientos de cizalle. Por lo mismo, la influencia de esta característica en la calidad geotécnica del macizo rocoso es de primera importancia. Un macizo rocoso con estructuras geológicas con altos índices de rugosidad lo haría más competente y trabado que uno que contenga estructuras geológicas con bajos índices. A pesar de lo anterior, la medición de este parámetro es compleja. En el yacimiento El Teniente, a la fecha, la forma de medición y estimación de la rugosidad en labores de la mina subterránea conlleva tres problemas fundamentales: 1) La medición de la rugosidad se realiza a escala de probetas (hasta 0.3m), habiendo sido demostrado que esta cambia con el tamaño de la observación. 2) Las mediciones solo se hacen en 2D, siendo la rugosidad una propiedad 3D. 3) El historial de medición se basa determinaciones cualitativas pudiendo cambiar de observador a observador. En este trabajo se utiliza el coeficiente de rugosidad JRC (Joint Roughness Coefficient) que permite cuantificar la rugosidad de una manera objetiva, en una escala que varía entre 0 y 20, a través de la medición de la amplitud máxima que definen las asperezas para el largo de perfil observado. Para el estudio se utilizaron modelos 3D de los frentes mineros con resolución de 3 mm, generados a partir de un sistema de fotogrametría digital, basada en los principios de estereogrametría, implementada por la Superintendencia de Geología de la División El Teniente. Sobre la base de esta técnica fue posible obtener mediciones de la rugosidad de las superficies de las estructuras geológicas en trazas mayores a 0,3m. Además de estudiar sus características geométricas en 3D. El análisis de resultados revela que al utilizar esta técnica, se amplió la ventana de muestreo de rugosidades desde 0,3m hasta 4m. Los valores JRC para las estructuras geológicas de la mina El Teniente, para la escala descrita, van desde un mínimo de 4 a un máximo de 20, con el 60% de los datos sobre JRC 10.Por otra parte, los datos demuestran que la ley de escalamiento propuesta por Barton y Bandis (1982) se ajusta. Los datos sobre el JRC en múltiples direcciones demuestra que las estructuras geológicas presentan una rugosidad anisótropa. La razón de espesor/amplitud observada en las vetillas resultó ser menor a 1, se infiere con esto que la resistencia al cizalle de estas estructuras estará gobernada fundamentalmente por la rugosidad de estas.

Magíster en Minería / La determinación de los componentes geométricos de un talud minero está basada en algún criterio de aceptabilidad del diseño en conjunto con los requerimientos de la operación minera. Normalmente el criterio de aceptabilidad está expresado en términos del factor de seguridad (FS) aceptable. Un problema que resulta interesante de estudiar es la determinación del impacto que se produce en la envolvente del rajo final, en el diseño minero de fases, en el programa de producción, y en la valorización de los planes mineros, al variar el factor de seguridad aceptable de los taludes pertenecientes a un rajo abierto. Como parte de la metodología, se realizó un análisis conceptual que permitiera entender los fundamentos geomecánicos para el cálculo del FS en un talud minero y el impacto en el beneficio económico y en la altura de la envolvente económica que se produce al considerar distintos factores de seguridad aceptables en un ejemplo en 2 dimensiones. Posteriormente, a través de un caso de estudio se determinó el efecto que se produce en todas la etapas del proceso de planificación minera al considerar distintos factores de seguridad aceptables. En el análisis conceptual, se concluyó que el criterio más apropiado para la determinación de la resistencia de un macizo rocoso perteneciente a un talud minero explotado a cielo abierto es el criterio de Hoek-Brown para el caso de un macizo rocoso perturbado (D=1). Como parte del ejemplo conceptual desarrollado, se obtuvo que en el escenario asociado a un FS aceptable de 1.2 tanto el beneficio económico como la altura de la envolvente económica fueron considerablemente mayores en relación al escenario asociado a un FS aceptable de 1.4. En el caso de estudio usado para este trabajo, la diferencia de altura de las envolventes económicas entre los escenarios asociados a distintos factores de seguridad aceptables fue prácticamente nula. De lo anterior se pudo concluir que las diferencias de alturas de las envolventes económicas al considerar distintos criterios de aceptabilidad van a depender de las características intrínsecas del modelo de bloques. Tanto en las etapas de optimización como de diseño minero se obtuvo que las principales diferencias entre los escenarios asociados a distintos factores de seguridad aceptables se presentaron en la razón estéril-mineral y en el beneficio marginal. Se pudo apreciar que la razón estéril-mineral aumenta a medida que se incrementa el FS aceptable, mientras que el beneficio marginal disminuye a medida que el FS aceptable es mayor. Además de obtener una disminución en el Valor Presente Neto y en las reservas mineras al considerar un factor de seguridad aceptable mayor con respecto a uno menor, se pudo concluir que el FS de los taludes de fases contiguas cuyas paredes no forman parte del rajo final fue considerablemente mayor al FS aceptable. A raíz de este resultado se puede plantear que existe la posibilidad de incrementar el ángulo de talud en aquellas paredes que no formen parte del rajo final.

Magíster en Minería / Ingeniera Civil de Minas / En la mayoría de las operaciones mineras modernas que utilizan métodos por hundimiento predomina la roca primaria. En el caso de la mina El Teniente, la roca de mena primaria es muy competente y masiva con pocas discontinuidades abiertas, pero con una alta frecuencia de vetillas a pequeña escala junto con fallas muy espaciadas. En un estudio previo se concluye que existen discontinuidades relevantes en el macizo rocoso que afectan al hundimiento, destacando la importancia de considerar no sólo el efecto que tiene la roca intacta en el hundimiento, sino que también la interacción del sistema roca intacta discontinuidades. Actualmente existen métodos empíricos que permiten determinar las propiedades de hundibilidad de un material. Una alternativa es crear modelos numéricos que permitan reproducir el comportamiento constitutivo del material. La técnica de modelamiento numérico Synthetic Rock Mass (SRM) se desarrolla con el objetivo de mejorar el entendimiento que se tiene sobre el comportamiento del macizo rocoso durante la propagación del caving, incluyendo en el análisis la influencia de las discontinuidades. El objetivo principal de este trabajo de tesis es contribuir a la validación de la técnica SRM, mediante su aplicación en ensayos de compresión uniaxial a escala de laboratorio en muestras de la unidad litológica CMET (Complejo Máfico El Teniente) del yacimiento El Teniente. Esta técnica se basa en el modelamiento mediante elementos distintos que se encuentra implementado en PFC3D (Particle Flow Code), y utiliza el modelo de partículas Enhanced Bonded Particle Model (BPM) para representar roca intacta, y el modelo Smooth Joint Contact Model (SJCM) para representar las propiedades de las vetillas. Las discontinuidades se modelan como discos de espesor despreciable mediante el Discrete Fracture Network (DFN). Los datos de entrada del modelo se estiman a partir una recopilación de ensayos de laboratorio, determinándose así los macro parámetros que representan a la roca CMET y a las vetillas observadas en la mina El Teniente. Luego, las propiedades de la roca intacta se escalan al tamaño del bloque promedio de roca intacta dentro de las probetas y las vetillas a la escala del largo promedio en que se encuentran en las muestras. Se ajustan leyes de escalamiento que representan al tipo de roca y mineralogías utilizadas. Los micro parámetros obtenidos de la etapa de calibración representan adecuadamente el escalamiento realizado a la roca intacta y a las vetillas. Al reproducir estas propiedades en una muestra con DFN, no se obtienen los resultados esperados. Por esta razón, se recalibran los micro parámetros de las vetillas manteniendo fijos los obtenidos para la roca intacta, obteniéndose como resultado micro parámetros dos órdenes de magnitud mayores a los estimados inicialmente. Finalmente, las discrepancias entre las simulaciones del SRM y los ensayos de laboratorio, obtenidas al comparar las curvas de esfuerzo deformación y modos de falla, se deben principalmente al arreglo estructural (DFN). Como esta técnica aún se encuentra en etapa de validación, existen puntos en los que se necesita seguir investigando basándose especialmente en resultados de casos de estudio, y en ensayos de laboratorio bien documentados.

Ingeniero Civil de Minas / La fragmentación primaria en los métodos de hundimiento es uno de los parámetros más relevantes en el diseño y operación. Su importancia reside principalmente en que todas las operaciones posteriores, ya sea extracción, conminución, reducción secundaria y transporte son afectados directamente por el tamaño de los bloques extraídos. Esto motiva a investigar su estimación, además de registrar empíricamente su comportamiento. El objetivo general de esta memoria es aplicar la técnica de modelamiento numérico de macizos rocosos sintéticos (SRM) para estimar el comportamiento y la fragmentación primaria producto de la propagación del caving, para el dominio geotécnico Complejo Máfico El Teniente (CMET). Para calibrar la técnica SRM es necesario disponer de resultados de ensayos de laboratorio y observaciones de terreno. Se presentan y discuten las metodologías utilizadas para estimar los parámetros input que permiten calibrar la técnica SRM. De manera de obtener tiempos de simulación razonables y acercarse lo más posible a escala de macizo rocoso, se selecciona una probeta con un diámetro igual a 10 veces el bloque promedio de roca presente en el arreglo estructural de vetillas entregado por la Mina El Teniente. A esta escala se realizan ensayos virtuales para estudiar el comportamiento mecánico de la muestra y la fragmentación primaria resultante con la propagación del caving. Es posible concluir que la técnica SRM es consistente con los fundamentos de la mecánica de rocas. La principal ventaja del método es que permite estimar el comportamiento y parámetros del macizo rocoso como resultado de los datos de entrada de una caracterización geotécnica estándar. El comportamiento de vetillas y los parámetros mecánicos que las describen ha sido identificado como uno de los inputs con mayor incerteza. A partir de ensayos virtuales se estimaron envolventes de falla y parámetros del macizo rocoso los cuales fueron consistentes con metodologías convencionales basadas en sistemas de clasificación y con otras técnicas de modelamiento numérico (Modelo Numérico Continuo a Escala Mina). Los ensayos de fragmentación presentaron resultados poco realistas, ya que, estos privilegiaron la producción of finos y un cambio muy brusco en la distribución granulométrica, con la formación de dos bloques principales de gran tamaño. Los factores y variables que hicieron que estos resultados fueran desfavorables se atribuyen al tamaño de las muestras empleadas en las simulaciones y al uso de un ensayo muy simplificado para reproducir el fenómeno de propagación del caving. Este estudio, ha permitido dar los primeros pasos en la aplicación de la técnica de macizos rocosos sintéticos a un ambiente stockwork tipo de la Mina El Teniente, y tratar de comprender de una mejor manera los procesos de ruptura y fragmentación durante la propagación del caving. Considerando todas las complejidades que esto involucra, los resultados son prometedores. Es importante realizar estudios adicionales a través de ensayos a escala de laboratorio, evidencia en terreno y un mayor número de simulaciones.

El presente trabajo de tesis muestra un estudio de la quebrada San Antonio de Pedregal del distrito de Chosica en Lima-Perú, la cual a lo largo de los últimos años ha sido el escenario de eventos de flujo de escombros. Se realizó un modelamiento hidráulico con el objetivo de evaluar las características morfológicas e hidrológicas de la quebrada que originan flujos de escombros, así como de obtener las zonas de riesgo. Las investigaciones de Takahashi y Bagnold identifican y establecen los parámetros y su relación para el análisis de los flujos de escombros, por lo que la metodología utilizada en el presente trabajo se basó en realizar una visita de campo a la quebrada para recopilar información del lugar, complementándola con datos obtenidos de estudios y proyectos desarrollados por instituciones como el Centro de Estudios y Prevención de Desastres (PREDES), el Servicio Nacional de Meteorología e Hidrología del Perú (SENAMHI) y la Autoridad Nacional del Agua (ANA) de la zona de estudio. Para desarrollar el modelamiento, se realizaron estudios topográfico, geológico, geotécnico e hidrológico, un modelo hidrológico con el software HEC-HMS y con ArcGIS y su extensión HEC-GeoHMS, y la simulación de flujos de escombros con el modelo matemático Kanako-2D para Tiempos de Retorno de 2, 5, 10, 20, 25, 50, 100, 200 y 500 años. A partir de ello, se obtuvieron valores de tirantes y velocidades en distintos puntos, los cuales se analizaron relacionándolos con las características morfológicas e hidrológicas de la quebrada. Asimismo, los flujos de escombros se clasificaron de acuerdo con el Número de Reynolds y Bagnold, calculados a partir de los resultados. Adicionalmente, se realizó una evaluación cualitativa que permitió elaborar los mapas de peligro, vulnerabilidad y riesgos de la zona de estudio.

En la construcción de la carretera Kimbiri-Kepashiato, tramo Cielo Punku-Quebrada Honda (km 1+000 al km 5+000), se encuentran zonas totalmente inestables con presencia de rocas sedimentarias (Arenisca y Limolita), ubicadas en las progresivas km 1+380 y km 3+280 respectivamente. Para lo cual se tuvo que realizar un estudio geotécnico detallado, trabajos de campo (calicatas) y los respectivos ensayos de laboratorio, con aplicación de los softwares RocData v 4.0 y Slide en su versión 6.0, fijando condiciones geotécnicas estables, y los principales resultados son: valores del ensayo de corte directo para la arenisca su cohesión = 0.93 kg/cm2, fricción= 23.4º y para la limolita, su cohesión = 0.61 kg/cm2, fricción = 21.2º .Cabe resaltar que, estos valores de Cohesión y fricción, corresponden a una superficie de discontinuidad. Con la aplicación del Software RocData v 4.0, se obtuvieron los valores de Resistencia equivalentes de cohesión y fricción, arenisca disturbado 299.5 kpa ,57.3° y limolita 47.5 kpa, 34.5° y arenisca no disturbado 416.3 KPa, 63.7º y limolita 59.7 KPa, 45.9º respectivamente, utilizados en los cálculos de Factor de Seguridad (modelamiento numérico). Para los trabajos de voladura de rocas se tomaron en cuenta el Índice RMR (Bienawski, 1989). Arenisca = 50 y limolita = 40, los cuales se encuentran dentro de la clase de roca III, macizo de regular calidad. Se ha realizado el análisis de estabilidad y el cálculo de factor de seguridad, como se muestra en la tabla n° 7, donde los resultados del factor de seguridad (FS) con valores altos cumplen con los criterios de estabilidad FS mín. Estático ≥ 1.40 y FS mín. (Pseudo) ≥ 1.10 que es la condición actual en la que se encuentra el talud, sin perturbaciones de voladura. Las dos unidades litológicas (arenisca y limolita), junto con las propiedades asignadas a cada una de ellas, conforman el modelo geológico-geotécnico, resulta fundamental y ser aplicado para la planificación y diseño de campañas de investigación, previa a la ejecución de obras viales. / Tesis

El objetivo principal de este proyecto de tesis frente a la problemática de los altos esfuerzos es evaluar las condiciones geológicas, geomecánicas de la mina y la actividad sísmica presente, con el propósito de optimizar el diseño de los sistemas de sostenimiento de las labores de una mina subterránea. La metodología del proyecto inicia con la revisión bibliográfica sobre los mecanismos de origen e implicancias de eventos sísmicos, las características de la sismicidad inducida, diseño de sostenimiento principios de sostenimiento. Después, se realiza el estudio de la geología, la caracterización geomecánica de la mina y el análisis numérico de esfuerzos. Luego de ello, se recopila toda la información sísmica existente de la mina, en función a la ubicación y magnitud del evento sísmico, lo que va a ayudar a determinar la probabilidad de ocurrencia de estos eventos en las labores. Asimismo, se efectúa la velocidad pico partícula y la energía liberada del evento sísmico. Finalmente, estos resultados permiten zonificar las labores que presentan condiciones críticas y no críticas de sismicidad. De la evaluación de la sismicidad inducida se determina que, la zona de Inferior y la zona de Central se encuentran bajo condiciones de sismicidad críticas, y la zona Superior y las vetas Jorge, Mariano y Kimberly se encuentran bajo condiciones de sismicidad no críticas. Asimismo, del diseño de sostenimiento se concluye el uso de pernos hydrabolt por su gran capacidad dinámica de absorción. En la zona Central se propone la implementación de pernos hydrabolt más doble malla electrosoldada. En la zona Inferior, la zona Superior y las vetas Jorge, Mariano y Kimberly se propone la instalación de pernos hydrabolt, pernos helicoidales con resina más una y doble malla electrosoldada, según el tamaño de labor evaluado. El impacto en los costos es favorable para todas las labores en la zona Inferior, la zona Superior y las vetas Jorge, Mariano y Kimberly. Por otra parte, en la zona Central los costos son favorables para las labores de anchos menores o iguales a 4 m, pero para las labores de anchos por encima de los 4 m, los costos son ligeramente mayores que el sistema actual de sostenimiento; sin embargo, el nivel de riesgo es menor para el diseño propuesto de sostenimiento y posee un mejor costo-beneficio que el sistema actual de sostenimiento.