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.

La tesis desea demostrar la metodología de un estudio a nivel de Caso de Negocio para “El Análisis de Métodos Subterráneos en Operaciones a Tajo Abierto” en una operación actual a tajo abierto. La minera desea conocer la rentabilidad del minado subterráneo en su operación actual. El estudio le delimitara los potenciales métodos subterráneos a emplear y seleccionar el método de minado que genere mayor valor al proyecto. Además, definirá los targets de exploración, que sirve para focalizar en que áreas se debe realizar perforación diamantina para cuantificar los recursos que contienen material sobre la ley de corte económica, de esta manera se evita perforar en áreas mineralizadas que no aportan valor a la empresa. El recurso mineral donde se desarrolla el proyecto es el diferencial descontando la reserva del tajo abierto actual, la cual el recurso resultante tiene categoría indicado, inferido y potencial. El estudio tiene como objetivo un análisis de selección de los potenciales métodos de minado, que es el resultado de emplear la metodología de la Universidad British Columbia (UBC), donde se obtiene que los posibles métodos a emplear son el Sublevel Stoping (SLS), Sublevel Caving (SLC) y Block Caving (BC). Para este estudio se emplea un modelo de bloques de un proyecto polimetálico y una superficie del tajo final operativo. La comparación entre los métodos de minado se basará en parámetros económicos y técnicos. Se elaboran 3 casos analizados provenientes de tres métodos de minado como son el Sublevel Stoping (SLS), Sublevel Caving (SLC) y Block Caving (BC). Los valores de corte estimados para el SLS, SLC y BC son 51.56 US/t, 41.46 US$/t y 26.79 US$/t respectivamente. La metodología que se aplica para el cálculo de material mineralizado minable o envolventes económicas es la empleada por el Código Jorc, donde primero se calcula el material mineralizado y culmina en un análisis económico para comprobar la rentabilidad de los métodos de minado propuestos y seleccionar el método que agregue mayor valor a la empresa. En el análisis de los riesgos se desarrolla un análisis de value drivers y sensibilidades a los ingresos, costo de minado, costo de planta, gastos administrativos, capital inicial y capital de sostenimiento.

La mina viene explotando desde 1961 por lo que en la actualidad busca continuar con el proceso de extracción de sus reservas lo que a su vez genera la mayor necesidad de flujo de aire en la profundización de sus labores, para ello se necesita ejecutar chimeneas de ventilación con longitudes superiores a 80 m. El objetivo del presente estudio es desarrollar una chimenea de ventilación mediante el sistema de perforación Raise Boring evaluando la factibilidad operativa de la ejecución del proyecto para la mina (parámetros de ventilación) y la factibilidad técnica – económica del sistema (rendimiento y costos). En primer lugar, se recopiló información para el desarrollo del caso de estudio (CM RB 650) donde se midieron parámetros operativos durante la ejecución. En segundo lugar, se realizó la medición de parámetros de ventilación antes y después de la construcción de la chimenea RB 650. Finalmente se realizó un análisis técnico comparativo frente a otras alternativas de ejecución y se realizó un análisis de costos entre los sistemas viables. En referencia a los resultados obtenidos, la ventilación de la labor del Nv.20 después de la conexión de la chimenea RB 650 mostró condiciones de temperatura y flujo de aire adecuados para que el personal operativo trabaje en ambientes óptimos y que cumplan con la base legal de la normativa peruana en temas de seguridad minera. En la parte técnica – económica, se analizaron 4 sistemas de perforación: Raise Boring, Convencional, VCR y Alimak para la construcción de la chimenea CM RB 650, donde se descartó el sistema Alimak y VCR por las limitaciones operativas (Ø de 1.5 m y longitud de 110 m). El costo total obtenido de la ejecución del proyecto CM RB 650 para el sistema Raise Boring fue de 147,637 US$ mientras que para el sistema convencional se esperaría un costo total de 143,075 US$. Además, el tiempo de ejecución obtenido para el primer sistema fue de 15 días y para el sistema convencional fue de 35 días. Finalmente, luego de haber analizado los resultados se demostró la viabilidad del sistema Raise Boring para la ejecución del proyecto CM RB 650, dado que el rendimiento fue superior en un 57 % y representó el sistema más seguro frente al convencional; incluso teniendo un costo ligeramente superior.

El presente trabajo tiene como objetivo diseñar un sistema que ayude a evaluar los peligros que existen dentro del campo de la minería subterránea y resaltar el índice de accidentabilidad que tienen sobre todo los proyectos de exploración. Esto es consecuencia de que aún no se ha logrado implementar el uso de la tecnología adecuada para las inspecciones de rutina, que sean capaces de detectar potenciales peligros, principalmente centrándonos en casos de ventilación deficiente, identificado por la concentración de oxígeno, altos niveles de radiación, ocasionada por ciertos gases tóxicos, entre este el radón; y finalmente posibles deslizamientos y derrumbes dentro del lugar de operaciones en minería subterránea. La presente tesis se centra en el diseño de un vehículo híbrido terrestre-aéreo no tripulado, que pueda desarrollar las labores de exploración de rutina y que sea controlado a distancia por un operario. El vehículo, debe estar equipado con los sensores y actuadores para el correcto movimiento sobre el entorno difícil, además para la adquisición de datos relevantes que a veces pasan desapercibidos por el sentido humano. Se precisa una autonomía del sistema de 1 hora como mínimo. Se logró cumplir con los objetivos planteados para este proyecto, logrando así un vehículo hibrido de autonomía de desplazamiento terrestre de una hora aproximadamente y 10 minutos de autonomía para desplazamiento aéreo, este siendo usado en puntuales ocasiones. Se logro un diseño estructural adecuado para las condiciones de trabajo, así como, el correcto arreglo de diversos módulos de potencia, arreglo de sensores, controladores y motores eléctricos, para lograr un óptimo control de ambos módulos de desplazamiento. De la misma forma, se estableció un sistema adquisidor y transmisor de datos para el vehículo, de manera que se puedan ser notificados de los peligros de manera oportuna para el operador.

La presente tesis se basa en una propuesta de reducción de costos unitarios de perforación y voladura mediante la implementación de un equipo de perforación Mini-jumbo Muki FF en labores subterráneas (galería y crucero) de una mina modelo, que denominaremos San Andrés, en la cual evaluaremos rendimientos de perforación de una máquina perforadora manual (Jackleg) y de un equipo mecanizado (Mini-jumbo Muki) con el fin de realizar un análisis comparativo de estos dos equipos. Se evaluarán los precios unitarios actuales y demás rendimientos que influyen en los costos de perforación y voladura. La perforación de una labor lineal se viene realizando con una máquina perforadora Jackleg, la cual presenta deficiencias no sólo en su bajo rendimiento horario sino también en sus altos costos unitarios de perforación y voladura, por lo que este estudio busca una propuesta de implementación de un equipo mecanizado para reducir dichos costos. Para alcanzar estos propósitos se realizará un trabajo de campo para lo toma de tiempos en dos escenarios, el primer escenario será la perforación con una máquina perforadora (Jackleg) y otro en un escenario con un equipo mecanizado (Mini-jumbo). El estudio de tiempos nos proporcionara rendimientos, velocidades de perforación, tiempos de perforación por taladro y longitudes efectivas de perforación y voladura. Todos estos datos nos ayudarán a calcular costos de aceros de perforación, costos de perforación (costo por pie perforado), costo horario del Mini-jumbo y costos de avances por metro lineal, con la finalidad de realizar una comparación entre estos dos equipos y analizar si es rentable económicamente, sin obviar la parte de seguridad y salud del trabajador. Además, se realizará un análisis de voladura, en el cual se hará una propuesta de malla de perforación con el fin de reducir el costo de consumo de explosivos. Finalmente se tendrán conclusiones y recomendaciones de los análisis que se realizarán para demostrar nuestra hipótesis.

El presente documento expone las condiciones geomecánicas de un yacimiento del tipo Mississippi Valley en el cual se ubican zonas de explotación y desarrollo propensas a liberaciones abruptas de energía denominadas “Estallidos de Roca”; Los daños ocasionados por estos eventos de alta exigencia en deformación en el terreno se han documentado, caracterizado e interpretado con el objetivo de robustecer el sistema de soporte actualmente utilizado. El análisis de estos eventos, estallidos de roca, parte desde una descripción de los acontecimientos previos al mismo hasta la interpretación de la historia sísmica y los daños en el sistema de soporte instalado; Posterior a esto y en base al análisis en conjunto de los estallidos de roca documentados , se proponen dos zonas en los que se considera existe un comportamiento sísmico definido, estos se encuentran catalogados según su riesgo sísmico, el cual será controlado mediante los sistemas de soporte propuestos para cada una de las condiciones de sismicidad evaluadas ; Así mismo, se incluyen dentro de las conclusiones y recomendaciones aquellas acciones de deben acompañaran a la selección de un adecuado sistema de soporte.

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.

El sistema de ventilación de una mina subterránea debe ser el óptimo para permitir el correcto desarrollo de las operaciones. El diseño actual de la mina y las simulaciones de los diferentes escenarios de trabajo son realizados empleando el software de simulación de sistemas de ventilación de minas subterráneas Ventsim, el cual recibe diferentes parámetros que permiten la generación automática de los caudales de aire y temperatura que circulan a través de los conductos de la mina. Entre los parámetros mencionados están: los datos de infraestructura de la mina, las dimensiones y formas de las secciones transversales de los conductos internos, la longitud de éstos, la rugosidad de las paredes, la altitud (sobre el nivel del mar) de la ubicación de la mina, las curvas de funcionamiento de los ventiladores que se emplean en campo, entre otros. Mediante una minuciosa calibración del sistema, y teniendo en cuenta los datos de las velocidades y áreas medidas en campo, se logra obtener un balance de flujos másicos muy aproximado al real. Para alcanzar dicha aproximación en los resultados, se ajustan características de los conductos en el modelo virtual de la mina, tales como las condiciones de rugosidad y fricción. Luego de este proceso, se puede afirmar que el sistema diseñado es técnicamente aceptable y puede ser empleado para simular escenarios o proyectos futuros. De este modo, las variaciones de la magnitud de los caudales, así como las direcciones del flujo de aire, podrán ser detectadas y analizadas. Para los cálculos de este estudio se tomó como referencia las especificaciones del D.S. 1886 de Colombia “Reglamento de seguridad en labores mineras subterráneas”.

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%).

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.