Memoria para optar al título de Ingeniera Civil de Minas / En operaciones de block caving el flujo gravitacional juega un importante rol en la recuperación y el control de dilución. Este tiene influencia en importantes decisiones como el diseño de mallas de extracción, la secuencia de extracción de puntos y en general en todas las variables que definen un plan de producción, en particular en leyes y tonelajes a extraer. En este contexto se presenta FlowSim, un simulador de flujo gravitacional basado en autómatas celulares. El desarrollo de la presente investigación, plantea y verifica la traducción del simulador a un lenguaje computacional más eficiente, C++. FlowSim 2.0 presenta importantes mejoras tanto en los tiempos de ejecución como en la capacidad de manejo de datos, permitiendo el desarrollo de proyectos masivos con planes de producción extensos. Como caso estudio se presenta una comparación entre datos muestreados y la simulación de dos sectores de la mina El Salvador. El foco se centra en evaluar la capacidad de FlowSim 2.0 para reproducir el ingreso de dilución. Los resultados de FlowSim 2.0 indican que este tiene la capacidad para pronosticar el ingreso de dilución en los puntos con dilución observada. Sin embargo, existe una inclinación por parte del simulador a incorporar área adyacente a la zona de dilución, sobrestimando el número de puntos con ingreso de material no deseado. En consecuencia a los resultados, el modelo numérico y la evidencia experimental, se sugiere que FlowSim 2.0 no representa todos los mecanismos de flujo. A partir de esta hipótesis se propone incorporar tres procesos; el efecto del hundimiento en superficie, la propagación de material quebrado en la columna y el flujo preferencial del material de acuerdo a una variable. Estos mecanismos son implementados en FlowSim2D, una versión del simulador en dos dimensiones. El objetivo es comprobar la lógica y aplicabilidad de los algoritmos planteados a través de casos hipotéticos y evidencia experimental del uso de modelos físicos. Es así como FlowSim 2.0 comprueba su potencial uso como una herramienta en la planificación minera. La simpleza del modelo permite rapidez en la ejecución y flexibilidad para incorporar variables de interés.

Ingeniero Civil Industrial / La planificación de las operaciones mineras subterráneas en el largo plazo es un problema con un alto nivel de complejidad debido a la gran cantidad de variables y restricciones que se deben tomar en cuenta. Es por esto que actualmente CODELCO utiliza un modelo de optimización de planes mineros para apoyar la toma de decisiones. Este modelo matemático es capaz de determinar el momento en que el mineral se debe extraer de los puntos de extracción, una vez estos han sido habilitados, con el fin de obtener el mayor beneficio económico. Sin embargo, este modelo no determina el plan óptimo de habilitación de puntos de extracción, sino que lo recibe como un dato de entrada. En este trabajo se expandió el sistema de planificación anterior, añadiéndole la capacidad de determinar el plan de habilitación de puntos de extracción, es decir, el periodo cuando cada punto de extracción debe ser comenzado a explotar (lo cual conlleva la realización de obras civiles de preparación), respetando una secuencia de apertura de puntos dada. Esto se logró mediante la modelación de la extracción de columnas como un flujo en redes. La formulación de la extracción de mineral de una columna como un flujo en redes se basa en crear estados posibles a lo largo de los periodos de planificación (nodos) y arcos que permiten pasar de un estado a otro en periodos consecutivos. Esta nueva formulación permitió fortalecer la solución relajada del problema de planificación, obteniendo resultados menos fraccionarios y con garantías de ser enterizados mediante heurísticas para obtener soluciones factibles aceptables. Además, permite implementar la capacidad de determinar el plan de apertura de puntos de extracción agregando más arcos o posibilidades de solución, al costo de elevar la dificultad del problema y, por lo tanto, los tiempos de resolución. Para paliar el aumento en los tiempos de resolución, se ha incorporado una metodología de agregación del recurso minero que puede generar reducciones importantes en estos tiempos sin afectar de manera significativa la evaluación económica del negocio. Esto se sustenta en la característica particular de la extracción por hundimiento, donde los puntos de extracción cercanos deben ser explotados de manera similar, por lo tanto, agruparlos en un mismo recurso no afecta de manera sustancial su explotación individual. Finalmente, los resultados arrojan que el modelo de planificación de área variable es efectivamente capaz de determinar el plan de habilitación económicamente más conveniente y que puede producir mejoras en los beneficios netos del negocio. En un ejercicio de prueba, se han contrastado las soluciones del modelo de área fija con el de área variable y este último ha producido mejoras en el VAN del orden del 3%. Estas mejoras son debidas principalmente al ahorro por postergación de los costos de habilitación de puntos de extracción y a la mejora de los ingresos por el aumento en la flexibilidad de la solución.

El presente trabajo de tesis se enfoca en elaborar, a partir de los resultados obtenidos de los estudios previos del proyecto minero UG MINING, un plan de minado a largo plazo que genere el mayor valor económico posible, para ello se decidió aplicar una estrategia de ley de corte variable a lo largo de la vida del proyecto de forma conjunta con un minado mixto alternado, inicialmente subterráneo y posteriormente superficial. Se han determinaron tres momentos claves en la vida del proyecto donde se planteó emplear valores de ley de corte diferentes de acuerdo con la situación de la mina. En la primera etapa, se aplicó minado subterráneo con una ley de corte selectiva de 3.15 g/t Au a los niveles más cercanos a la superficie y que coinciden con los de mejor ley, con lo cual se extrajo una ley de cabeza de 5.79 g/t Au y 5.05 g/t Au durante los primeros 5 años. La segunda etapa corresponde cuando la explotación subterránea desciende por debajo de la cota del límite del eventual pit final, ante lo cual se aplicó una ley de corte de 2.12 g/t Au para poder extraer la mayor cantidad de mineral económico, lo cual implicó un cambio en la ley de cabeza que descendió a un rango entre 4.21 g/t Au y 3.22 g/t Au, esta etapa tiene una duración de 11 años. Finalmente, culminado el minado subterráneo se realizará el minado del mineral remanente por minado superficial. Para llevar a cabo los objetivos de la presente tesis se realizó una estimación del OPEX para el minado subterráneo, con lo cual se determinó la ley de corte de cada etapa y con estos a su vez se elaboraron modelos minables (mineable shape) en Datamine para las dos primeras etapas, así como un diseño preliminar de la infraestructura de mina. Por otra parte, se empleó el software NPV Scheduler para realizar la evaluación por tajo abierto con el cutoff de la última etapa. Finalmente, se creó un plan y secuencia de minado que integre todas las etapas y se realizó la evaluación económica de todo el proyecto.

Las empresas mineras buscan crear valor para los accionistas de la empresa a través de la mejora continua al implementar proyectos, realizar exploraciones y reduciendo sus costos para situarse en una ventaja competitiva frente a otras empresas. Dentro de las acciones a realizar para poder generar valor en la empresa se encuentra la optimización de los procesos operativos, implementación de tecnología y la gestión de los recursos. Los procesos operativos en común de las operaciones de tajo abierto y operaciones subterráneas son las de perforación, voladura, carguío y acarreo. En específico, los costos de carguío y acarreo representan el porcentaje mayor en los costos operativos anuales de las unidades mineras y esto se debe a la cantidad de mineral que se extrae anualmente y al rendimiento del sistema de transporte de cada mina. Los sistemas de transporte de mineral cumplen un rol importante desde el punto de vista operativo pues es el encargado de que el mineral explotado sea llevado hasta la planta procesadora y que se cumpla el tonelaje diario transportado de mineral; además, desde el punto de vista económico el hecho de reducir los costos en el transporte de mineral representara una utilidad mayor anual que se reflejara en el flujo de caja de la empresa. Comparar y elegir qué tipo de sistema de transporte seria el adecuado para cada empresa dependerá de las características propias de la mina debido a las condiciones distintas que se tengan y a las restricciones específicas. Esta tesis compara dos sistemas de transporte de mineral dumper y volquete en una mina subterránea bajo las mismas condiciones para tres rutas de transporte distintas. Asimismo, se compara los costos y rendimiento de cada uno de los sistemas de extracción considerando los factores operativos que influyen en el rendimiento.

La mina subterránea del norte actualmente cumple con el tonelaje de producción planeada, el cual es de 1,500 t/día, la problemática surge porque se está obteniendo leyes de cabeza muy por debajo de lo planeado, tal como lo muestran los reportes de la planta concentradora mediante los balances metalúrgicos, por lo tanto esto está comprometiendo seriamente en la producción de finos estimada para este año. El presente trabajo demuestra que tanto la dilución estimada y la sobre dilución son factores principales que originan la disminución en la ley de cabeza, para el cálculo de la sobre dilución, se tuvo en cuenta la diferencia entre dilución operativa real y la dilución operativa de diseño, para lo cual se realizó un seguimiento puntual en campo durante un periodo de tres meses, de tres labores de explotación cuyo método es el de corte y relleno ascendente. Al realizar el cálculo de las leyes y tonelajes tanto de lo planeado y lo ejecutado se nota una gran diferencia entre las leyes de cabeza y tonelaje, esto debido principalmente a la sobre dilución, la cual ha sido medida en campo. Con el objetivo de lograr una mejor ley de cabeza sin alterar el ritmo de producción actual de 1,500 t /día, surge la necesidad de elaborar el presente proyecto, el cual presenta algunas alternativas de mejora puntuales pero muy significativas como realizar un ajuste en la sección de diseño, se propone la sección de 3.5x3.5m con lo cual la explotación sería más selectiva, esto lleva a un nuevo análisis en los equipos de producción, ciclo de minado, estimación de reservas, inversiones y análisis económico del cual se obtendrá un nuevo Valor Presente Neto que corrobore esta alternativa de mejora que se está proponiendo. Finalmente, se realizó una evaluación (trade off) de productividad actual vs selectividad (propuesta), poniendo en práctica lo descrito en el proyecto. El resultado de ambos análisis económicos nos ayudó a poder determinar la mejor alternativa y tomar una decisión.

Ingeniero Civil de Minas / El objetivo principal de este trabajo es realizar una post evaluación técnica- económica de la recuperación de pilares mediante el método Front Caving en la mina El Teniente . La post evaluación se basó en la recolección, filtración y análisis de información y en un análisis económico del método, dada las condiciones de los sectores Teniente 1 Retram y Sector K de la mina El Teniente . Mina El Teniente decidió aplicar este método para explotar pilares mineralizados ubicados entre los niveles de ventilación y producción, en sectores en que se suspendió la extracción de mineral por colapso del nivel de producción. De los análisis y resultados operacionales se concluye que el método se caracteriza por ser adaptable a diferentes cuerpos mineralizados. Un gran porcentaje del mineral obtenido es producto de la tronadura, debido a lo cual un buen manejo operacional del proceso de perforación y carguío de tiros así como el control de la dilución son factores de mayor importancia para el éxito del método. En cuanto a la seguridad, es un método en que se extrae el esponjamiento del mineral tronado y que necesita una fortificación y control operacional riguroso en los puntos de extracción para limitar los riesgos. El análisis de los resultados económicos indica que es un método viable en las condiciones particulares de su aplicación en El Teniente. Dado que se ocupan obras preexistentes, se requiere una inversión menor, básicamente desquinches de túneles y otras obras menores. Es importante destacar que con adecuados controles operacionales se lograron índices económicos aceptables. Otro punto a considerar es que el método permite asegurar planes de producción pues es un método ágil y flexible y su puesta en marcha requiere de corto tiempo. Con ello se logró el reemplazo de producción de sectores con imprevistos operacionales. Resumiendo, el Front Caving es un método de explotación adecuado para recuperar sectores afectados por colapsos, e incluso podría ser competitivo en situaciones normales.

Ingeniero Civil de Minas / El proceso de fragmentación en minería de Block/Panel Caving es muy importante pues este influye fuertemente en el éxito y rentabilidad del proyecto a través de criterios de diseño, productividades, costos y rendimientos en la operación. Para el caso de mina el Teniente, esto es de particular importancia debido a la presencia de una roca masiva y competente. Esta roca se caracteriza por prácticamente no presentar discontinuidades abiertas aparte de las que conforman los sistemas de fallas, sin embargo, posee un enrejado polidireccional de vetillas o Stockwork en una alta frecuencia. Estas vetillas poseen un efecto importante en la resistencia y deformación del macizo, en particular, en el proceso de desarme de roca durante el hundimiento. Esto ha sido corroborado por diversos estudios de fragmentación en puntos de extracción, en donde se observa que la mayor parte de caras de colpas corresponden a estructuras geológicas preexistentes. Dentro de este marco, este trabajo propone el estudio del modo de ruptura de una configuración de probetas de material tipo Stockwork para distintas litologías, con el fin de observar la influencia de las vetillas en una condición de carga multicontacto similar a la ocurrida durante el proceso de fragmentación secundaria en la columna de material quebrado. Para esto, se desarrolla un total de 5 ensayos, 4 de estos sobre probetas de 10 cm de largo sobre las unidades CMET FW, CMET HW, Dacita y Diorita y un quinto ensayo sobre la unidad CMET HW con probetas de 3.9 cm de largo. Cada ensayo involucra la carga vertical de 16.52 MPa a 35 probetas en una configuración compacta, confinadas por un medio granular al interior de un cilindro de acero. Los resultados muestran que bajo las mismas condiciones de esfuerzos ciertas unidades presentan una mayor ruptura de probetas que otras y una mayor o menor influencia de las vetillas en su ruptura, generalmente a través de rupturas mixtas con participación de vetillas y matriz (tipo B). De esta forma se observa que la unidad CMET FW es el ensayo que logra la mayor ruptura de probetas seguidas por las unidades Dacita, CMET HW y Diorita, sin embargo, las vetillas poseen mayor relevancia en la unidad CMET HW con un 75% de las rupturas con influencia de vetillas seguidas por las unidades CMET FW y Diorita con un 66.7% y 63.1% respectivamente. Para el caso de la unidad Dacita se observa un 44% de las rupturas con influencia de vetillas. Junto con esto, se observa que para probetas con una razón de aspecto menor, disminuye la ruptura por vetillas y aumenta en gran medida la ruptura por roca, teniendo una gran influencia las zonas de contacto entre estas. Relativo a la ruptura de vetillas, no se observa una gran influencia de parámetros geométricos como son el JRC y el espesor en la ruptura, tampoco se observa alguna relación clara respecto del tipo o subtipo de vetilla, sin embargo, la mineralogía y la orientación de las vetillas en el ensayo presentan una gran relevancia. Respecto a la mineralogía, se observa una disminución del porcentaje de Cuarzo y un aumento en el porcentaje de Calcopirita, Anhidrita y Bornita en las vetillas con ruptura en comparación a estos valores para la población total de vetillas presentes en los ensayos. En relación a la ruptura de vetillas según el porcentaje de minerales duros presente en su relleno, se observa que en los ensayos CMET FW, CMET HW y CMET HW 2 existe una tendencia clara de ruptura de vetillas blandas, la cual es algo menos notorio para la unidad Diorita y que no es posible apreciar para la unidad Dacita. Respecto a la orientación, se observa una tendencia a la ruptura de vetillas con una disposición vertical por sobre vetillas sub horizontales dentro de la disposición del ensayo. De esta forma, este ensayo posee el potencial de ser una metodología complementaria para el estudio de la fragmentación secundaria.

Magíster en Minería / Ingeniera Civil de Minas / La elaboración de planes de producción es una labor que, dada su complejidad, se ha tenido que realizar de manera desagregada, es decir, no se evalúan en conjunto la totalidad de los componentes del proceso minero para su elaboración. Esto ha traído como consecuencia que los resultados obtenidos tengan dificultades a la hora de llevarlos a la operación, ya que se asumen consideraciones que se escapan de las reales condiciones del proceso. Este problema se ve reflejado con más fuerza cuando se habla de la extracción minera mediante el método de minería selectiva, donde la alta cantidad de factores involucrados en el proceso hacen muy difícil su integración. Es así, como la elaboración de los planes de producción se ha transformado en una labor que tiene un alto costo de tiempo con resultados que no necesariamente se acercan a la solución óptima del proceso y que está fuertemente influenciada por la experiencia del usuario que lo realiza, impidiendo además la posibilidad de generar mayor análisis de los procesos involucrados. Por tanto el siguiente trabajo tiene como objetivo establecer una metodología que provea de distintas alternativas de secuenciamiento para minería subterránea selectiva, en función de multicriterios para su evaluación. Cuando se habla de multicriterios se refiere a poder integrar diversas variables propias del proceso en una misma evaluación, permitiendo así analizar su interacción y comprender de mejor manera el comportamiento del proceso minero. Es así como se evalúa para el estudio una serie de casos que permitan observar la tendencia del plan de producción y su respectivo secuenciamiento. Para ello se realizan planes de producción limitados por el tonelaje de extracción, m3 de relleno y metros a perforar, en diferentes periodos de tiempo mensuales, buscando responder al objetivo planteado. Se considera en forma particular el criterio correspondiente a la dilución, el cual se evalúa en función del ELOS de acuerdo a la variación del tamaño de los caserones. Los resultados demuestran que efectivamente existe una interacción entre los criterios a evaluar en un mismo plan de producción, ya que imponiéndose restricciones específicas para cada criterio de manera independiente se suele llegar a soluciones infactibles, siendo necesario ajustar los distintos factores de manera que interactúen entre si y logren cumplir con las restricciones impuestas y la secuencia de extracción establecida. Además es posible integrar la dilución como un criterio más dentro de la evaluación, pudiendo analizar su impacto en base a dimensiones del caserón, donde se llegó al resultado que la decisión de diseño (largo caserón) varía al evaluar la dilución en el plan. Finalmente, es posible establecer una metodología de elaboración de planes de producción, que integra diferentes criterios en su evaluación, entregando resultados en base a evaluaciones de modelos matemáticos y que proporcionan al planificador una herramienta de análisis, comprensión y toma de decisiones del proceso de planificación.

Ingeniero Civil de Minas / Debido a los altos costos experimentados por Minera Michilla durante la explotación de la mina Estefanía por el método de cut & fill post room and pillar, dicha empresa se ve en la necesidad de buscar métodos alternativos técnicamente factibles a la realidad del yacimiento. Es así como se plantea la aplicación del método bench & fill en los sectores más profundos de la mina (D4 y ABW inferior). El método de Bench & Fill en estudio consiste en una variación del tradicional Cut & Fill, en donde la explotación de se hace por medio de banqueo y relleno. La secuencia de explotación sigue dos direcciones: siempre se realiza en retroceso dentro de un mismo nivel, y se efectúa de manera descendente dentro de un mismo sector. El diseño a ejecutar en el sector D4 de la mina subterránea se encuentra compuesto por 3 bloques, abarcando profundidades desde la cota 51.5 hasta la cota -31.5. El método considera dos tipos de cámaras, primaria y secundaria. Ambas cámaras poseen una altura de 15m, siendo el ancho de estas 7m y 9m respectivamente. Además se considera la presencia de pilares de 6m entre dos cámaras continuas y una losa de 8m de altura entre dos niveles para asegurar la estabilidad de las labores. Las galerías del sector poseen una sección de 7x5m. Tomando en cuenta los parámetros de diseño anteriormente planteados, se procede a generar un modelo computacional que permita estimar los costos directos asociados al método de explotación. Los costos se dividen dentro de ocho clases: costos de tronadura, perforación, fortificación, carguío, transporte, relleno, administración y servicios. Para determinar los costos asociados a cada una de las áreas mencionadas, se procede de la siguiente manera: - Determinar los principales insumos necesarios en los distintos trabajos. - Haciendo uso de la metodología Asarco para obtener los índices operacionales de los equipos, y tomando en cuenta los índices de costos operacionales de los equipos se obtiene el costo operacional de las distintas aéreas. - Considerando el tiempo de trabajo necesario para cumplir las labores se estima el costo de mano de obra asociado. - Sumando los tres costos mencionados, y tomando en cuenta los metros de preparación necesarios para extraer el sector en estudio se obtiene el costo mina del método. De acuerdo a la metodología plantead, se estima el costo mina para el bench & fill sin tomar en cuenta los costos distribuibles de otros departamentos. Es así como se obtiene un costo mina de 34,3 US$/ton asociados al método. Al tomar en cuenta el plan minero proporcionado, se obtiene un costo total de desarrollo para el sector de 18,46 [MUS$], siendo comparable de manera favorable con el cut & fill post room and pillar (46,5 [US$/ton] y 31,2 [MUS$] respectivamente). Es así como se concluye que el método de Bench & Fill resulta ser atractivo de acuerdo a los objetivos planteados, proporcionando menores costos que el actual Cut & Fill y a su vez mejorando la seguridad del personal presente en la mina.

Geólogo / El desarrollo de la tecnología minera subterránea en los últimos años ha permitido un rápido avance en la construcción de túneles y labores, lo que ha llevado a tener una menor cantidad de tiempo para levantar información geológica relevante. Esto último ha producido la existencia de zonas sin información de estructuras, lo que constituye potencialmente un riesgo no solo a la infraestructura sino también a la vida de las personas. En este contexto se enmarca la presente memoria de título, en la cual se busca, a partir de estructuras mayores mapeadas en zonas con alta resolución de información, calcular la densidad de estructuras (P21) para así poder complementar la información de aquellas zonas con baja resolución en la mina El Teniente. Los parámetros utilizados para los cálculos de P21 fueron: densidad de mapeo, largo de estructuras, espesor típico, amplitud, ondulación y efecto de la litología. La información fue obtenida de los mapeos históricos de las minas Reservas Norte (ReNo) y Esmeralda, en sus respectivos niveles de producción y hundimiento. Para analizar los resultados de P21 obtenidos, se dividió el problema en 3 casos comparativos: entre nivel de producción y hundimiento de una misma mina, entre dos zonas de una misma mina en un mismo nivel y entre dos minas distintas del yacimiento. Los resultados muestran que entre los niveles de producción y hundimiento ubicados a una diferencia de cota de 17 metros, se encuentran las mismas familias, orientaciones y espesores de estructuras. Sin embargo, lo anterior no se traduce en que los valores de P21 sean similares, lo que sugiere que estos dependen de variables estadísticas como número de mapeos y/o densidad de mapeos y no de variables geológicas. Por otra parte, las variaciones de P21 dentro de un nivel, estarían controladas por la cercanía a los sistemas de fallas y/o a los contactos litológicos, donde aquellos en que se involucra el Complejo Máfico El Teniente (CMET) suelen poseer valores más altos. Además, las dos minas a pesar de presentar litologías y características geométricas similares poseen densidades distintas (0,08 m/m2 y 0,15 m/m2 promedio). Si a lo anterior se le suma que la mina con mayor número de estructuras mapeadas (Esmeralda) posee un menor largo interpretado, indicaría que las diferencias se deben a una interpretación que subestima o sobrestima la información existente. En cuanto a relaciones geométricas, se obtuvo una relación lineal entre espesor y largo de fallas, que mejoró aquella creada anteriormente en El Teniente y que se acerca más a la existente en la literatura. Utilizando dicha curva y ocupando la información de diferencias de P21 en distintas minas es posible concluir que mina Esmeralda subestima la información, por lo que se recomienda realizar nuevos estudios que permitan mejorar dichas interpretaciones.