Ingeniero Civil de Minas / Uno de los métodos de explotación que permite la extracción de yacimientos minerales con cuerpos de grandes dimensiones es el método de Block Caving. En dicho método existen diferentes operaciones unitarias, que van desde que se extrae el mineral de la mina hasta que llega a su procesamiento metalúrgico. A partir de la confiabilidad y disponibilidad de los componentes del sistema de manejo de minerales, se puede evaluar la certeza del cumplimiento del plan de producción. Por ello, el objetivo principal de este trabajo es determinar la confiabilidad operacional del proceso de manejo de minerales al interior mina, a partir de un modelo de simulación integrado. Para ello se realizaron simulaciones de distintos escenarios con la variación de parámetros operacionales, obteniéndose la disponibilidad teórica del sistema y el impacto de las labores de mantención en el uso de equipos y recursos. Se tomó como referencia el sistema diseñado para Chuquicamata Subterránea, en particular, el macrobloque N5-1 ubicado en la cota 1841, para el cual se asociaron distintas interferencias operaciones y modos de falla a cada componente. El modelo consta de puntos de extracción, subcalles de producción, parrillas de reducción, piques de traspaso, tolvas de almacenamiento, alimentadores, chancadores y una correa transportadora. Para la simulación se utilizó el software Availability Workbench®, en su módulo AvSim, en el cual se consideraron 1.000 réplicas para un tiempo de 7.200 horas. Se evaluaron un total de 18 escenarios posibles, en los cuales se varió el criterio de ingreso de cuadrilla para la reparación de puntos de extracción, la implementación de mantenciones programadas e inspecciones preventivas y la cantidad de equipos y recursos disponibles para la realización de las labores de reparación y mantención. De los resultados obtenidos, se destaca que el criterio de ingreso de reparación de puntos fue el factor más determinante en la disponibilidad del sistema, mientras que la variación del stock de equipos y recursos y las mantenciones programadas no provocaron un impacto significativo en ésta. El criterio medio de ingreso fue el que entregó la disponibilidad más alta (del orden del 80%) y los componentes más influyentes fueron los puntos de extracción y la correa transportadora. Al comparar la producción planificada con la producción según el modelo de confiabilidad, se tiene resultados similares que fluctúan entre 6,8 a 7 millones de toneladas. Como conclusiones del trabajo realizado se tiene que es de suma importancia elaborar una estrategia que permita la reparación de puntos sin la necesidad de paralizar todo el funcionamiento de las calles, buscar una alternativa de transporte del mineral cuando la correa se encuentre fuera de servicio y, para evitar el deterioro anticipado de los equipos e infraestructuras, es necesario la implementación de una estrategia de mantenciones programadas que además permita optimizar los tiempos productivos y los tiempos detenidos.

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

Magíster en Minería / Las excavaciones mineras subterráneas, específicamente aquellas usadas para la entrada de personas y equipos, requieren de condiciones de diseño que garanticen su funcionalidad y seguridad. Para este fin, resulta indispensable el uso de sistemas de fortificación que además de garantizar sus dimensiones, brinden ambientes seguros que resguarden la operación. Es así como el diseño de fortificación en minería subterránea supone un problema de estabilidad complejo, ante la incertidumbre asociada con los parámetros ingenieriles y el comportamiento del macizo rocoso. Si bien en la literatura existen metodologías, teóricas y analíticas, que sugieren técnicas de diseño para diferentes etapas de ingeniería, no existe un método generalizado debido a que cada caso supone de un análisis específico de las variables de mayor impacto sobre la estabilidad. El objetivo de esta tesis, es desarrollar una herramienta de diseño para el análisis de estabilidad de excavaciones subterráneas, en etapas de pre factibilidad. Para este fin, se revisaran en detalle los métodos más representativos y aceptados dentro de la industria, identificando sus principales ventajas y desventajas. Posteriormente se plantea el uso de herramientas empíricas y de modelación numérica aplicadas en la evaluación de estabilidad. Entre las ventajas que ofrece este trabajo, se encuentra la aplicación del Método de Reducción de Resistencia al Corte, SSR por sus siglas en ingles. Si bien inicialmente fue desarrollado como una técnica de análisis de estabilidad en taludes mineros, cuenta con recientes investigaciones que lo plantean como una innovadora herramienta en minería subterránea (Konietzky and Le 2008). Es así como a lo largo de este trabajo, se plantea su uso junto a un criterio de estabilidad, que permite cuantificar la estabilidad que brindan sistemas de fortificación (compuestos de pernos y shotcrete) a macizos rocosos con diferentes características geotécnicas. Mediante el uso del software de elementos finitos en dos dimensiones Phase2, desarrollado por Rocscience. Se construyeron 162 casos representados mediante una galería estándar de 16 [m2], cuyos datos geomecánicos de entrada variaron en profundidad (desde 250 hasta 1000 [m]), relación de esfuerzos horizontales y verticales (de 1 a 2), calidad de roca (mala, regular y buena expresada en GSI), resistencia a la compresión uniaxial (desde 50 a 150 [MPa]) y tipos de pernos (adherencia y fricción). La metodología propuesta permitió establecer una relación entre el factor de seguridad (expresado como SSR) y la estabilidad de excavaciones subterráneas. Esto se llevó a cabo mediante una validación entre los resultados obtenidos y las categorías de estabilidad propuestas a partir casos históricos recolectados en la proposición del método de luz critica (Ouchi 2002). Como resultado final de este trabajo, se resaltan las limitaciones de los software actuales para el modelamiento numérico en el análisis de elementos de soporte y refuerzo. Además se presenta un gráfico actualizado del método empírico del índice Q (Barton et al. 1974), en el cual se definen fronteras de estabilidad e inestabilidad en función del método SSR, que a su vez establecen las zonas de calidades de roca que resulta adecuado o no el soporte diseñado mediante este método empírico. Finalmente, a modo de recomendación a trabajos futuros se plantea una metodología complementaria para la calibración de esta herramienta, que se espera sea de utilidad a la hora de evaluar su desempeño en casos de estudio.

Ingeniera Civil de Minas / Actualmente existe un sinnúmero de yacimientos que son explotados mediante minería de cielo abierto pero cuyos costos de extracción aumentan considerablemente a medida que el pit se profundiza, dando paso a la factibilidad de cambiar de método de extracción. Debido a lo anterior, muchas empresas han comenzado a evaluar la alternativa de considerar una mina subterránea en la planificación y los planes de producción, introduciendo el concepto de transición. Este trabajo desarrolla la aplicación de una metodología de selección de envolventes que optimiza la transición desde minería de cielo abierto a subterránea, enfocándose en la etapa de planificación conceptual de un proyecto. Para el cálculo de las envolventes, se utiliza como base el algoritmo de Lerchs y Grossman, por lo que no se considera una tasa de descuento para obtener los pits finales. Para el caso de la envolvente de cielo abierto, el algoritmo es utilizado directamente sobre el modelo de bloques en estudio, mientras que para la envolvente subterránea se mantiene el concepto, pero se aplica al modelo traspuesto (en z), por lo que se obtiene un pit final invertido. La metodología considera un espaciamiento mínimo entre envolventes para garantizar la estabilidad de la explotación, llamada Pilar de Estabilidad o Crown Pillar. Esta distancia es calculada como una función lineal de las variables geomecánicas del yacimiento. Por último, la envolvente subterránea incluye la variable dilución, la cual es modelada según parámetros de mezcla de Laubscher. Como resultado de la metodología, se obtiene la combinación óptima de envolventes y la ubicación del piso óptimo de la envolvente subterránea, asegurando una distancia mínima de estabilidad. Con el fin de estudiar el efecto de la variabilidad geológica, la metodología incorpora la incertidumbre a través de modelos de bloques simulados y el posterior análisis de riesgo, donde se observa la probabilidad de cada bloque de pertenecer a cada método, y en consecuencia, la sensibilidad de las envolventes conjuntas frente a la incertidumbre geológica. La validación de la metodología muestra que para un modelo de cobre, la transición entrega un beneficio 28.5% mayor al beneficio entregado si se considera únicamente la explotación por cielo abierto, una disminución en la cantidad de estéril de un 7.23% y un aumento en la ley promedio en un 19.6% (de 0.53% para el caso del pit final a un 0.66% para la combinación). Respecto a la dilución, su no consideración lleva a una sobreestimación del 19.8% de las reservas. Finalmente, el trabajo se enfoca en el cálculo de envolventes óptimas, por lo que una de sus debilidades es la no incorporación de una secuencia de extracción y por lo tanto, un plan de producción, quedando como recomendación para trabajos futuros.

Magíster en Minas / En sistemas mineros como Block y Panel Caving, es extremadamente importante realizar la tronadura de bateas de forma efectiva. Existen importantes beneficios en productividad si la misma se lleva a cabo en una sola fase, también llamada en un disparo. Además, la tronadura de bateas en una fase elimina los riesgos en los operadores de trabajar con explosivos bajo material fragmentado. Existen ciertas dudas acerca del diseño de la tronadura en el Sector de Minería Continua - Andina (MCA), las cuales surgieron en la etapa de ingeniería de detalle, principalmente relacionadas con la tronadura de las bateas de producción. El objetivo de la tesis es realizar una evaluación de los diagramas de disparo, considerando la tronadura en una sola fase, para su futura implementación en el MCA. La primera etapa comienza con el análisis de las propiedades del macizo rocoso. Este primer paso es importante para determinar los parámetros necesarios para la calibración empírica del modelo de daño. En este estudio, se utiliza el modelo de Holmberg y Persson (Persson et al., 1994). La segunda etapa consiste en definir las propiedades del explosivo, en particular la densidad. La tercera etapa consiste en la definición de los parámetros de diseño preliminares, tales como: burden, espaciamiento y longitud del taco. Esto basado principalmente por geometrías y reglas estándar de diseño. Antes de realizar las simulaciones para las zonas de daño, el modelo de Holmberg y Persson es calibrado a través de la determinación de las constantes de intensidad principal (K) y de atenuación (alfa). En este caso las constantes de calibración se obtienen a partir de los análisis realizados a las zonas de daño generados en las galerías de producción del módulo de Minería Continua. Durante el estudio, la simulación se realizó con el software JKSimBlast (2DRing). El análisis dio una estimación de las zonas de daño para perfiles horizontales y verticales, destacando los posibles daños de la tronadura en los pilares adyacentes y la interacción de los tiros con la cara libre. En este proceso un criterio de daño definido por la experiencia en terreno se aplica para el análisis. Esto se basa en la zona de daño y el esponjamiento (swell factor) resultante. La presente investigación tiene como principal resultado una metodología para evaluar la extracción de bateas en una sola fase través de la incorporación del simple criterio de daño. El modelo se verifica inicialmente con el análisis de la tronadura en el Canalón de Andina y luego se aplica un diseño alternativo de tronadura de bateas. Se propone un nuevo diseño de tronadura para un layout de producción específico. El análisis indica que el diseño alternativo tiene una zona de rotura significativa. Los tiros se distribuyeron con el fin de aumentar la interacción entre las zonas de fractura. El diseño sugiere una fragmentación fina del material. El porcentaje de sobre-quiebre llega a 58.5%, muy por encima del 53.01% que presenta el caso base, Canalón Andina. El resultado es consistente con el análisis realizado en otras operaciones mineras. El análisis, no obstante, indica la posibilidad de un aumento de la zona perturbada en los pilares zanja. Con el fin de reducir el daño a los pilares, se recomienda el uso de cargas explosivas de menor densidad en las filas cercanas al perímetro de la batea. Durante el análisis también se indicó la importancia de llevar a cabo un estudio detallado de la estabilidad de los pilares, considerando los posibles aumentos en la magnitud del daño. Finalmente, se está trabajando para validar el diseño y análisis propuestos para definir los parámetros de permitan la tronadura de bateas de producción en una fase.

En el presente trabajo de tesis se presenta un análisis de sensibilidad económica acerca de los ingresos, costos e inversiones involucrados en un negocio minero, tomando como caso práctico una mina aurífera de vetas angostas en la zona sur del Perú (mina Esperanza) propiedad de la empresa minera Titán del Perú S.R.L. Se analiza el incremento del 30% en la producción total con la entrada en operación de la veta Dulce (zona Coila), continuando con la cuota de mineral que normalmente aportan la zona de Aurora (veta Aurora) y la zona de Gisela (veta Gisela y veta Carmen). Se programa para el año 2012 incrementar paulatinamente la producción mensual con el objetivo de cubrir la capacidad instalada y autorizada de la planta de beneficio (6, 000 ton/mes). Para el año 2013 y 2014 se plantea continuar con dicha producción, dando prioridad a los trabajos exploratorios, ante la existencia de 09 vetas adicionales a las mencionadas líneas arriba y que podrían significar un adecuado sustento para proyectos futuros de crecimiento. Por consiguiente en el presente trabajo después de mencionar un alcance geológico local del yacimiento se presenta un cálculo actualizado acerca de los recursos y reservas del yacimiento. Posteriormente se presentan, de manera sucinta los estudios geomecánicos que permiten diseñar el método de minado de Corte y Relleno Ascendente. Se presenta de manera resumida los aspectos de ventilación dado que altas temperaturas existentes en la zona determinan la necesidad de ventilación forzada; y asimismo se enumeran los equipos y servicios auxiliares mineros requeridos. Tomando toda esta información técnica, se presenta el programa de avances y producción sobre las vetas tomadas en cuenta con el fin de cubrir el tonelaje requerido por la planta de beneficio. Una vez obtenido el programa de producción y leyes mensuales para dichos años, se procede a la valorización del mismo, con precios de mercado, para los distintos metales; obteniendo los ingresos por ventas de concentrado y de Doré respectivamente. iv Conociendo los ingresos y habiendo calculado los costos, se realizará la evaluación económica de la mina Esperanza, conocida como la determinación del Cash Cost, el cual nos definirá el margen operativo de la empresa. A su vez realizaremos un análisis de las inversiones involucradas (Capex) para alcanzar dichos objetivos. Finalmente se mostrará un análisis de sensibilidad unidimensional, obteniendo conclusiones y recomendaciones acerca de los resultados obtenidos. / Tesis

La presente investigación analiza la problemática de las emisiones de gases de efecto invernadero vinculadas a la industria minera. La investigación revisa el estado del arte e identifica oportunidades, sus ventajas y desventajas, para la reducción y compensación de emisiones de gases de efecto invernadero (GEI) del sector minero, con el objetivo de ser declaradas carbono neutrales, antes se necesita calcular el nivel de GEI que una mina emite al medio ambiente, por esta razón, se desarrolla el proceso de cálculo de huella de carbono. / The present investigation analyzes the problematic of the emissions of greenhouse gases linked to the mining industry. The research reviews the state-of-the-art, advantages, disadvantages and identifies opportunities to reduce and compensate the levels of greenhouse gas (GHG) emissions from the mining activity, with the company’s main objective of being declared carbon neutral. In order to measure the level of a mine’s GHG emission to the environment, a process of calculation of carbon foot print was developed. / Tesis

El presente trabajo tiene como objetivo identificar las causas raíces de los principales accidentes en Minería a Pequeña Escala (MPE) la cual abarca la minería artesanal y pequeña minería, así como también, proponer soluciones a ellas. Estas soluciones tienen que ser aplicables a la realidad en la que se encuentra la minería artesanal y la pequeña minería. La primera parte explica los motivos y la importancia del tema de la seguridad en la minería en el Perú. Además se muestra el estado situacional de la MPE actualmente. En la segunda parte se describirán los estratos que se están evaluando, minería artesanal y pequeña minería, así como su participación en la economía del país, su aporte social, forma de explotación y los principales peligros a los que se están expuestos. También, se describirán las características de la mina que se utilizó en este caso de estudio, en donde se desarrolló una auditoría en SSO, basada en el International Safety Rating System (ISRS 6ºedicion), para efectos de contrastar los datos con un ejemplo perceptible. En la tercera parte se presentarán conceptos teóricos necesarios para el desarrollo y comprensión de las causas raíces de los principales peligros para MPE, así como términos necesarios que serán de utilidad para realizar la auditoria correctamente. La cuarta parte hace referencia a la realización del proyecto en sí. Se identificarán las causas raíces de los peligros en MPE y se propondrán soluciones explicando el motivo y desarrollo de estas. También, se mostrarán los resultados de la auditoria, la cual consistió en evaluar íntegramente el sistema de seguridad de la Minera Yanaquihua S.A.C. para efectos de conocer el nivel en el que se encuentra y contrastar los resultados con los peligros inherentes en MPE. En la parte final, se expondrán las conclusiones del trabajo y resultados analizados, acerca de los beneficios de aplicar las ideas propuestas para solucionar los problemas en seguridad en la MPE. / Tesis

Con el presente trabajo se presenta el incremento de la producción y la productividad de una mina subterránea convencional; implementando un método de explotación subterránea de recuperación de pilares y rellenos antiguos de la parte alta de Mina Reliquias (+Nv.480), denominada zona alta, y posteriormente la explotación de mineral fresco en la parte baja de la Mina (-Nv.480), denominada zona baja, para lo cual, se plantea implementar métodos de minado masivo mediante la perforación de taladros largos. Se programa para el primer semestre del 2011, obtener el 100% en la producción de la zona alta; y en el segundo semestre se programa obtener la mitad de la producción de la zona alta y la otra mitad de la zona baja, el objetivo es contar sólo con material fresco de la zona baja para el año 2012 en adelante. Por consiguiente en el presente trabajo después de mencionar un alcance geológico global del yacimiento se presenta un estudio realizado acerca de los recursos y las reservas del yacimiento. Posteriormente se presenta, de manera suscinta los estudios geomecánicos tanto para la zona alta, como para zona baja; que permite diseñar un método de minado masivo y seguro en el largo plazo. Tomando esta información técnica, se realizará el programa de avances, y producción sobre los clavos mineralizados identificados, con el fin de cubrir el tonelaje requerido por planta concentradora. Una vez obtenido el programa de producción y de leyes mensuales para dichos años, se procede a la valorización del mismo con precios de mercado para los distintos metales, obteniendo los ingresos de las ventas de concentrado. Conociendo los ingresos y habiendo calculado los costos, se realizará la evaluación económica de Corporación Minera Castrovirreyna, conocido como Cash Cost, el cual nos entregará el margen de operativo de la empresa. A su vez se realizaremos un análisis de las inversiones involucradas (Capex) para alcanzar dichos los objetivos. Finalmente se mostrará una tabla de Ventas esperadas según distintos escenarios de recuperación, sensibilizando el precio de la Plata, principal ingreso de la empresa (+80%). / Tesis

El proyecto de mina Chuquicamata subterránea perteneciente a la División Codelco Norte, se encuentra ubicado al norte de Chile y actualmente se encuentra en la etapa de pre factibilidad desarrollando obras tempranas. Este proyecto tiene estipulado el método de minado “Block Caving” y cuenta con una configuración de macro bloques emplazados en cuatro niveles de hundimiento: 1841, 1625, 1409 y 1193, considerando un modelo de bloques de 10x10x9 [m3]. Dichos macro bloques serán extraídos de manera secuencial mediante hundimiento convencional y avanzado. La presente tesis analiza un plan de producción alternativo en el que se agregan reservas debido a una mayor recuperación de recursos minerales en el nivel de hundimiento 1841. Dicho análisis se realiza dentro de la Gerencia de Desarrollo de Minería Subterránea (GDMS) del proyecto Chuquicamata subterránea y emplea la herramienta PCBC del software Gemcom ®, utilizando los mismos parámetros estipulados en la Ingeniería Básica, los cuales fueron utilizados en el caso base en el programa Block Cave ® por la Vicepresidencia de Proyectos (VP). La elaboración del plan de producción alternativo se lleva a cabo gracias a la información base brindada en la empresa, la cual consiste en el modelo de bloques geológicos, topografía actualizada, parámetros económicos, orientaciones comerciales vigentes, información geomecánica e información técnica del diseño minero. Dado la planificación minera realizada se concluye que el periodo de extracción de la mina Chuquicamata subterránea aumenta en 3 años mediante la incorporación de puntos de extracción en las zonas centro y sur. De esta manera se mantiene la capacidad de la planta de 140 ktpd cuando la mina entra en régimen estable y se extraen alrededor de 143.8 millones de toneladas más, representando un incremento del 7.6% del total de reservas. Se presenta un análisis de la evaluación económica basándose en el precio del cobre, el cual es uno de los parámetros que tiene mayor influencia, y se realiza una comparación con la evaluación económica actual cumpliendo así uno de los objetivos específicos de la GDMS. En esta evaluación se llega a la conclusión que el Valor Actual Neto (VAN) disminuye en un 4.5% con respecto al VAN actual del proyecto que es de 4,608 MUSD$, dando como resultado 4,402 MUSD$. El plan alternativo propuesto involucra zonas con altas y bajas leyes de cobre, pero deberán evaluarse otros escenarios estratégicos en donde las áreas a incorporar no se vean afectas por la dilución del material. Además deberán hacerse evaluaciones geomecánicas adicionales para su validación, dado que se ve involucrado la recuperación del rib pillar (franja entre la falla oeste y el límite de explotación) el cual presenta riesgo de derrumbe y/o deslizamiento de roca. / Tesis