Memoria para optar al título de Ingeniero Civil de Minas / Uno de los problemas que afecta a algunos yacimientos explotados por Block/Panel Caving, es la generación de bombeos o escurrimiento de mineral saturado. Estos se definen como una entrada repentina y violenta de una mezcla de agua y material fino hacia labores mineras subterráneas. Una de las formas de prevenir la generación de bombeos, es cerrar los puntos que presenten contenidos críticos de humedad y granulometría, quedando así un remanente no extraído. Por lo tanto, uno de los objetivos de esta memoria fue cuantificar dicho remanente, tanto el actual como aquel que quedará a futuro, para el sector Diablo Regimiento de la Mina El Teniente, Codelco. Respecto a la aparición de agua barro en el sector, surgen diversas dudas respecto a cómo ocurrió; principalmente concernientes a conocer la influencia de distintas prácticas operacionales. Por lo tanto, otro objetivo fue realizar un análisis de la aparición de agua barro en el sector, principalmente en términos de secuencia y altura de aparición de agua barro, evolución temporal de perfiles de alturas extraídas, tasas de extracción aplicadas y evolución de la uniformidad de la extracción mediante uso de índices de uniformidad. Un bombeo o escurrimiento puede desencadenarse una vez ocurrida la aparición de agua barro en un punto. Por lo tanto, el tercer objetivo fue realizar un análisis de 3 escurrimientos ocurridos en el sector, considerando los mismos aspectos que el análisis de la aparición de agua barro. Respecto la cuantificación del mineral saturado remanente, el resultado más conservador obtenido fue de 2.4 Mt de mineral con ley media de 0.68% CuT, que corresponde a aquel remanente actual. El mejor caso, considerando remanentes actuales a futuro, fue de 20.5 Mt con ley media de 0.55% CuT. Ambos casos representan 0.3 y 2.3 años de producción, respectivamente, a un ritmo de 25 ktpd. Respecto a la aparición de agua barro, se determinó que su ingreso inicial al nivel de producción ocurrió a alturas extraídas similares a la altura in situ de los puntos, por lo que se concluyó la importancia de los niveles antiguos superiores como acumuladores de agua barro. Además, se determinó que estos puntos fueron precursores de ingresos de agua barro hacia puntos vecinos, estableciéndose así la idea de migración lateral del agua barro como principal mecanismo posterior a los ingresos iniciales. Al respecto, se determinó que la extracción tele comandada redujo la tasa de afectación de puntos con agua barro mientras se aplicó. También se validó el uso de los estados Limitado y Barrera, como importante medida para mitigar el problema. Respecto al análisis de los escurrimientos, los 3 estuvieron asociados a vecindades con al menos 1 punto con presencia de agua barro, y a extracciones preferenciales en cierta dirección en términos de alturas extraídas y de evolución de perfiles de alturas extraídas. Por otro lado, se determinó que el Índice de Uniformidad Vectorizado no necesariamente es capaz de anticipar un escurrimiento, pero sí la aparición de agua barro en puntos de extracción.

Magíster en Minería / El Proyecto Nuevo Nivel Mina (PNNM), actualmente en etapa de ingeniería de detalles y construcción de sus niveles productivos, corresponde al nivel de operación más profundo actualmente en la División El Teniente permitiendo la continuidad operacional de esta en el largo plazo. Su proceso de manejo de materiales contempla LHD de 10 yd3 en el nivel de extracción, camiones de 60 ton en el nivel de transporte intermedio y correas de 84 en el nivel de transporte principal. El sistema de traspaso está compuesto por piques de producción y chancadores. La configuración del nivel de chancado considera en cada planta 4 correas de limpieza y 2 correas de traspaso que descargan a una correa principal que está compuesta por 4 correas en serie. Se detecta una problemática asociada a la operación del sistema Mina-Planta, considerando que detenciones prolongadas en la correa principal o en el chancador obligarían a detener la operación de los camiones en el nivel de transporte intermedio y por consiguiente, la operación de los equipos LHD. El proyecto debe estimar el cumplimiento de la capacidad productiva comprometida robusteciendo los parámetros de entrada al modelo de simulación del sistema de transporte y resolver la operación dinámica de los equipos considerando la interacción con el proceso de chancado y transporte por correa. Por lo anterior, se desarrolla la presente tesis de Magister que se basa en el desarrollo de un modelo calibrado de simulación computacional, que incluye parámetros de operación validados por muestreos estadísticos. Esta tesis utiliza técnicas de modelación mediante simulación de eventos discretos, intentando reproducir la dinámica de operación del sistema de manejo de mineral camiones/planta y dar respuesta a sus problemáticas. Adicionalmente, se determina la flota y los parámetros de rendimiento y utilización de los camiones considerados para la operación del Proyecto a Diciembre de 2021, período en el cual se requiere producir 56.000 t/d, producción cercana a la capacidad de diseño de la planta de chancado. Para asegurar que los resultados sean representativos, la simulación mediante el software Promodel consideró 372 días, los primeros 7 días sin estadística, en este periodo se alcanza su equilibrio o warm-up, obteniendo una estadística de 365 días de operación. La simulación registró los resultados de producción cada un día (24 horas), obteniéndose un promedio anual. Los resultados indican que se cumple el plan de producción base con 11 camiones operativos, lográndose un rendimiento de estos de 275 tph equivalentes a 5.102 t/d. Se sensibilizan incrementos en tiempos de mantención o inhabilitación de infraestructura operacional, determinándose que en todos los casos se genera pérdidas de producción, es decir, condiciones más extremas en mantención o inhabilitación de sistemas de operación afectarán los compromisos productivos.

No autorizada por el autor para ser publicada a texto completo / El objetivo de esta memoria es evaluar los resultados de una prueba de terreno que se desarrolló en la mina El Teniente, sobre la aplicación de pernos Swellex como elemento de soporte. Se comparan estos resultados con el perno rosca lechado que actualmente se usa en fortificación de desarrollos de mina El Teniente. La prueba consistió en la instalación de 2.000 pernos Swellex en las galerías del nivel de hundimiento de Teniente 4 Sur. Los pernos Swellex se instalaron en condiciones similares a los pernos rosca lechado, con que se fortifican las galerías. La evaluación de la prueba fue hecha en base a los aspectos siguientes: operacionales, económicos, experimentales y teóricos. Se determinaron rendimientos y costos de instalación de los pernos Swellex y rosca lechado para comparar ambos elementos de soporte. Además, se realizaron ensayos en laboratorio y terreno para comprobar y conocer las características principales de estos elementos de soporte. Por último, se hizo una modelación y simulación de la excavación apernada con el objetivo de evaluar el efecto del perno Swellex como refuerzo inmediato al momento de instalarse. El rendimiento de instalación de los pernos Swellex fue mejor que el de los pernos rosca. Con respecto al costo de instalación del perno Swellex, este resultó mayor que el del perno rosca, debido al mayor precio de este elemento de soporte. El ensayo de tracción comprobó que las capacidades de anclajes de los pernos Swellex son del orden de 11 a 12 toneladas y la de los pernos rosca lechado son de 15 a 20 toneladas. La simulación confirmó el efecto de refuerzo inmediato del perno Swellex una vez instalado. Se concluye que el uso del perno Swellex es una buena alternativa, debido a su buen rendimiento de instalación que disminuye la exposición al riesgo de las personas y equipos y a que su capacidad de refuerzo inmediato, una vez instalado, permite el acceso inmediato a las galerías o lugares de trabajo. Su principal limitación es su costo de adquisición.

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 / Dentro de los hitos relevantes que deben ser estudiados en el contexto de la Ingeniería del Proyecto Nuevo Nivel Mina, se encuentra el análisis del sistema de extracción de mineral para calcular los indicadores de productividad y utilización de los equipos principales, tal que permitan determinar la flota de equipos y cumplir metas productivas, identificando las vulnerabilidades del proceso para el término del primer quinquenio de operación del proyecto. Como límite de batería del estudio se consideran los procesos mineros desde la etapa de extracción de mineral en zanjas hasta la descarga de mineral a los piques de traspaso, incluyendo las operaciones asociadas a la reducción secundaria en zanjas y parrillas. Se excluyen las operaciones aguas abajo de los piques. El análisis del sistema de extracción permitirá optimizar los rendimientos asociados con productividad e incrementar la eficiencia en los ciclos productivos que permitan asegurar el cumplimiento de las metas de producción, paralelamente permitirá definir la flota de equipos LHD para la toma de decisiones, factor importante en el momento de proceder con las adquisiciones. La primera etapa de este trabajo, consta de una definición de los objetivos y motivación que origina el estudio, para posteriormente realizar un análisis bibliográfico con temas relacionados principalmente con simulación dinámica y automatización. Luego se procede con la recopilación de información y estadística de los datos relacionados con el proceso de extracción de mineral, que entregarán la confiabilidad para la configuración y programación del modelo computacional. En el caso del Proyecto Nuevo Nivel Mina no existe una configuración similar para el manejo de mineral en el Nivel de Producción con piques de traspaso ubicados cada 120 m y equipos que cuenten con el mismo grado de automatización, tal que permita extrapolar datos de utilización y rendimientos, dada esta incertidumbre, considerando además que las herramientas analíticas se encuentran limitadas frente a la interacción de variables, se implementa un modelo computacional del sistema de extracción de mineral, utilizando simulación dinámica de eventos discretos. La segunda y última etapa, considera realizar la logística de operación, construcción, verificación y validación del modelo computacional, para luego proceder con la captura y análisis de datos estadísticos que permita responder los objetivos e interrogantes planteadas en este estudio. Junto con esto, se procede con los respaldos en la configuración y programación con software Promodel para profesionales de la industria. Respecto a los resultados, la flota estimada corresponde a 11 unidades de equipos LHD cumpliendo la capacidad productiva de 56.000 t/d específicamente para el término del primer quinquenio de operación.

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.

Magíster en Gestión de Operaciones / Ingeniero Civil Matemático / En el primer Capítulo se describe el problema el cual consiste en modelar la planificación de una mina subterránea considerando la componente de riesgo sísmico, es decir, se busca encontrar cual es la capacidad a considerar para extraer con el fin de maximizar la utilidad incluyendo la sismicidad inducida por la propia minería. La aplicabilidad de este estudio es estratégica, con este trabajo se fundamenta la necesidad y valor agregado de invertir en estos temas. Además, sirve para tomar decisiones políticas a largo plazo. El Capítulo 2 es una Revisión Bibliográfica, donde se observan trabajos que abarcan distintos enfoques de modelos de planificación minera que van desde programación lineal, considerando incertidumbre en el precio del cobre, otros que consideran incertidumbre en la demanda, derrumbes, huelgas, desastres naturales, entre otros, hasta modelos bajo el marco teórico del Control óptimo Estocástico. Luego se formula un Marco Teórico, donde primero se repasan los avances que han sido desarrollado en Codelco El Teniente relativos a la sismicidad inducida, cuales son las medidas que se han ido aplicando, los datos que se han medido, etc. Segundo se revisa la Distribución de Pareto, la cual ha sido la ley más aceptada para representar la distribución de tamaños (momento) de los eventos. El Desarrollo de los Modelos se hace en el Capítulo 4, se comienza con un modelo simple, en el cual no se considera incertidumbre en ninguno de sus parámetros. A partir de este, los modelos se van complejizando al considerar incertidumbre en la demanda, en el riesgo y dependencia en la sismicidad a través de la capacidad a construir. El Capítulo 5 corresponde al Análisis de los Modelos, se analiza y comparan los resultados obtenidos en el desarrollo de los modelos, como el comportamiento de las capacidades óptimas obtenidas, los límites del negocio según el modelo considerado, los distintos casos a ocurrir y sus relaciones, entre otros Análisis de los Modelos. Finalmente a partir de datos reales en el contexto de la mina Codelco El Teniente, se realizan en el Capítulo 6 ejemplos numéricos que concuerdan con lo esperado según lo desarrollado en los capítulos anteriores, es decir, los modelos que consideran mayor incertidumbre en sus variables obtienen capacidades óptimas a construir menores y por ende, producciones promedios diarias también menores. Además se analizan los límites en los cuales el negocio deja de ser rentable. Se concluye que lo óptimo es considerar la incertidumbre inducida por la sismicidad con una relación entre sus parámetros lo más realista posible, que considerar modelos deterministas.

Ingeniero Civil de Minas / El agua-barro es uno de los principales riesgos asociado a la minería de Block/Panel caving, ya que son operaciones inherentemente susceptibles al ingresos súbitos de barro a través de los puntos de extracción, esto debido a que este método de explotación permite la acumulación de agua y genera mineral fino. Para evitar el riesgo de bombeos de agua-barro en DET se ha tomado la decisión de cerrar aquellos puntos de extracción que presentan ingreso de agua-barro en su columna, muchas veces dejando mineral con valor económico sin extraer. El objetivo de esta investigación es determinar las reservas comprometidas por ingreso de agua-barro de puntos que se encuentran en estado operativo y futuro hasta diciembre del 2015, en las minas Reservas Norte, Diablo Regimiento y Esmeralda Bloque 1 de DET. Esto se realiza mediante modelos de predicción de ingreso de agua-barro a puntos de extracción, construidos con la técnica estadística de regresión logística. La metodología utilizada en este estudio se basa en un análisis de los sectores en estudios para comprender el comportamiento del agua-barro, posteriormente se lleva a cabo la construcción de los modelos de ingreso de agua-barro y finalmente se evalúa el PND 2016 para estimar las reservas futuras comprometidas por ingreso de agua-barro. El análisis del ingreso de agua-barro, indica que existen dos mecanismos de ingreso: uno vertical, que hace referencia a agua-barro que proviene de la parte superior y otro mecanismo lateral, el que se produce por extracción a puntos vecinos que poseían agua-barro con ingreso vertical, por consecuencia de esta extracción se produce una migración lateral de barro. Se modela el ingreso de agua-barro con regresión logística, este tipo de regresión es utilizada para predecir el resultado de una variable categórica, que en este estudio es el ingreso de agua-barro a las columnas de extracción, en función de variables independientes. De los modelos de ingreso de agua barro, se tienen que las principales variables son: Porcentaje de extracción de columna in-situ , Canalón , Altura de roca primaria , Estación del año y Vecinos barro . La calibración de los modelos consiste en disminuir la diferencia entre el tonelaje recuperado antes del ingreso de barro por el modelo y el real según los datos mina. Los modelos de ingreso de agua-barro poseen un error medio de: 0,24 % en ES (B1), 13,2% en DR y 13,8% en el caso de NN. El plan PND 2016 considera la extracción de 14 Mton para ES (B1), 61,6 Mton para DR y 80,9 Mton para RENO. Considera la extracción desde el año 2016 hasta 2037 en ES (B1), para DR la extracción es desde 2016 hasta 2029 y en RENO desde el año 2016 hasta 2027. La recuperación del tonelaje planificado en el plan, para cada sector es la siguiente: 77% para ES (B1), 90,4% para DR, y un 90,7% para NN. El tonelaje remanente respecto al tonelaje económicamente extraíble considerando el criterio de agua-barro de DET, al evaluar el PND 2016 es de: 3,6 MTon en ES (B1), 6,3 MTon para DR, 7,8 MTon en RENO. Por lo cual se dejaría de extraer mineral valioso por ingreso de agua-barro. Se recomienda incorporar en los modelos de ingreso de agua-barro variables dependientes de la operación, como uniformidad del tiraje o velocidad de extracción. También incorporar modelos de ingreso de agua-barro en la planificación de largo plazo de DET, para cuantificar de mejor forma el riesgo de este fenómeno.

Geólogo / El objetivo del presente trabajo fue replicar, mediante simulación computacional, los resultados de dos ensayos de tensión directa y cinco de corte directo, realizados en muestras con vetillas con distinto relleno mineralógico, pertenecientes al Complejo Máfico El Teniente (CMET). Los mencionados ensayos fueron encargados por CODELCO, División El Teniente, al SP Technical Research Institute of Sweden, durante el año 2010. Actualmente, Itasca ha desarrollado un programa computacional, llamado PFC3D (Particle Flow Code in Three Dimensions), el cual es capaz de simular ensayos de laboratorio, y entregar resultados casi idénticos a los reales. La simulación que efectúa utiliza los siguientes componentes, considerando el modelo de SRM (Synthetic Rock Mass): Roca intacta, mediante el modelo BPM (Bonded Particle Model), en donde el material es representado por esferas que interactúan entre sí y su comportamiento se rige por los enlaces existentes entre ellas. Discontinuidades, abiertas o cerradas, mediante los modelos de DFN (Discrete Fracture Network) y SJM (Smooth Joint Contact Model). Para este trabajo, se simularon vetillas selladas. Durante la calibración de la roca intacta, se estableció una relación entre el comportamiento macroscópico de la muestra ensayada y el valor del microparámetro que lo rige (correspondiente a uno de los modelos antes descritos; en este caso, BPM). En particular: Resistencia a la tensión a nivel macroscópico (σt) relacionado con la resistencia a la tensión microscópica, de los enlaces (σn). Módulo de Young (E), relacionado con el parámetro microscópico (Ball E). Compresión uniaxial (UCS), relacionado con la cohesión microscópica Adicionalmente, en el proceso de simulación de los ensayos de laboratorio, fue posible determinar el comportamiento de diversos microparámetros considerados en el modelo SJM y decidir cuáles eran los influyentes en cada caso. En particular, para los ensayos de tensión directa, son especialmente importantes la rigidez normal de los contactos (k ̅_n) y la resistencia a la tensión (σ_c); mientras que en los ensayos de corte directo, son la resistencia al corte de los enlaces (k ̅_s), la cohesión de contacto (c_b) y el coeficiente de fricción microscópica entre las partículas (μ). También, con la realización de esta fase, se trazó una posible ruta a seguir en el proceso de calibración, dejando parcialmente de lado la metodología de ensayo y error , a la cual se debía acudir anteriormente. Cabe destacar que, con todo el proceso de simulación de los ensayos geotécnicos, se consiguieron resultados similares a los obtenidos en laboratorio, con diferencias menores al 5-10%, tanto para las simulaciones de ensayos de tensión directa como de corte directo.

Geólogo / En minería subterránea, los problemas de inestabilidad de las excavaciones dependen esencialmente de los esfuerzos y de las características del macizo rocoso. Los esfuerzos se asocian a la condición in situ (profundidad, tectonismo, otros) y a los inducidos por las mismas excavaciones (tamaño y forma). En relación al macizo rocoso, son importantes las características del material o roca intacta, pero sobre todo las características geométricas y mecánicas del arreglo estructural. Se ha observado que en las grandes inestabilidades geomecánicas en mina El Teniente (explosiones de roca y cuñas) existe un importante control estructural, en muchos casos definido por estructuras geológicas sub paralelas a las excavaciones (González & Brzovic, 2015), de trazas menores a los estándares de mapeos mina y/o muy difíciles de observar en ellos. Dentro las características mecánicas y geométricas de las estructuras geológicas, el tamaño o largo también es una de las más importantes y a su vez más difíciles de observar por su intrínseca característica 3D (observaciones en sondajes 1D, afloramiento rocoso o cara de una excavación 2D). Para resolver el tamaño de las estructuras geológicas en torno a las excavaciones, la literatura especializada en geología estructural ha avanzado con el desarrollo y la construcción de lo que se ha denominado el Arreglo Estructural en 3D o Discrete Fracture Network (DFN). El DFN, en relación a largo de las estructuras geológicas, se basa en las relaciones matemáticas de observaciones en 2D y la propiedad 3D tamaño de las mismas, desarrollada por Warburton (1980). Trabajos previos realizados en Mina El Teniente, basados en la construcción de modelos estocásticos del arreglo estructural, han establecido un tamaño medio de las estructuras geológicas (vetillas tipo stockwork) de 1,0 m para una distribución lognormal y de 0,9 m para un distribución exponencial en la roca dacita (Brzovic y Herrera, 2011). Es de esperar que esta característica geológica del stockwork presente variaciones a lo ancho y largo del yacimiento. En este trabajo se presenta una metodología que permite la construcción de modelos de DFN a partir de la información obtenida del mapeo de estructuras mediante el uso de la fotogrametría digital en el software 3DM Analyst. En otras palabras, se construye un modelo DFN, definido por parámetros básicos, que se ajusta a las propiedades observadas en fotografías digitales 3D de los desarrollos (Mapeos). Estos parámetros básicos corresponden a: i) Distribución de Orientaciones, ii) Distribución de Tamaños, e iii) Intensidad de Fracturamiento P_32 (m^2/m^3). La distribución de orientaciones se simula mediante la técnica de remuestreo estadístico Bootstrap (Efron, 1979), la distribución de tamaños mediante la aplicación del método Simulated Sampling (La Pointe et al., 1983), y la Intensidad de Fracturamiento mediante la correlación existente entre distintas medidas de intensidad, P_21 (m/m^2) y P_32 (m^2/m^3) (Dershowitz & Herda, 1992). Los análisis de detalle para 70 fotografías o imágenes 3D de los túneles en mina El Teniente en los niveles actuales de explotación (Mina Reno y Esmeralda) se realizaron para distintos tamaños de corte de largo de traza observado de las estructuras geológicas (Truncation bias). Los resultados permiten decir que la intensidad de fracturamiento, orientación y distribución de largos de las estructuras geológicas varían disparo a disparo con rangos específicos de P32 entre 2 y 7 m2/m3 para un tamaño de corte mínimo de 0,5 m en roca Cmet. Estos resultados permiten estudiar también las características geológicas propias del stockwork y su aplicación a la estabilidad de las excavaciones. De hecho, la metodología propuesta entrega además un criterio para definir las características del arreglo estructural (DFN) entorno a las excavaciones.