El presente trabajo tiene como objetivo realizar el diseño y planeamiento del sistema de extracción de mineral y desmonte del proyecto de profundización de la mina San Braulio Uno. Este sistema se basará principalmente en realizar un pique inclinado para transportar todo el material –sea desmonte o mineral- desde el nivel inferior a desarrollar, es decir el Nv. 3880, hacia el Nv. 3950, por donde se evacuará todo este material mediante locomotora y carros mineros hacia superficie, todo esto de acuerdo al plan anual de minado para el presente año. El desarrollo de este trabajo expone, en primer lugar, la determinación de todas las características el sistema de extracción, el cual incluye el izaje propiamente dicho, así como el transporte involucrado directamente al izaje. Por tanto, en cuanto al primero, se presenta el diseño del pique inclinado, el ciclo de trabajo del izaje y el cálculo de la capacidad del motor del winche eléctrico requerido. En cuanto al transporte, se determina también las características del motor de las locomotoras a usar, el tamaño del tren y por último, el diseño de las estaciones del pique. La segunda etapa consiste en el planeamiento operativo del sistema de extracción, es decir, de las actividades de izaje y transporte, en donde se determina los recursos necesarios y describe las secuencias de los ciclos de trabajo para ambas actividades. Finalmente, se realiza un planeamiento de la infraestructura mina necesaria para el sistema de extracción, que incluye un cronograma del laboreo, los costos de capital y operación. Asimismo, se presenta una evaluación económica global del proyecto de profundización, en donde se consideran adicionalmente las inversiones y costos estimados de la operación, con el fin de obtener indicadores económicos que contemplen la evaluación integral del proyecto de profundización. / Tesis

La presente tesis comprenderá el plantear las estrategias necesarias para controlar la dilución del mineral aplicando criterios geomecánicos en el método de minado de Tajeo por subniveles, estas se aplicarán a un caso de estudio con el fin de reducir el porcentaje de dilución secundaria. Un tema muy arraigado en la industria minera es que al mecanizar una operación minera y/o incrementar la producción resulta en costos menores y en mayores utilidades, esto es cierto en la medida de que la dilución se mantiene constante o en niveles aceptables. Este trabajo de tesis se inicia revisando la bibliografía específica existente sobre la dilución y los parámetros que influyen en ella, para tomar énfasis en los parámetros geomecánicos influyentes y desarrollar estos parámetros en la tesis. Con esto se formulan las estrategias a aplicar para controlar y reducir la dilución secundaria (dilución no planeada), del mineral. Posteriormente se procedió a levantar la información necesaria (mapeos y logueos geomecánicos), para la Caracterización y Clasificación Geomecanica, adicionalmente se contaba con información de ensayos de laboratorio lo que permitió definir las propiedades índices de la roca intacta, para luego con los mapeos y logueos geomecánicos correspondientes a la zona de estudio de la veta, poder definir las propiedades índices del macizo rocoso. Con esta información se procedió a usar herramientas de diseño empírico como son el Método Gráfico de Mathews para la estabilidad de tajeos (N extendido), el Equivalente Lineal de Sobrerotura (ELOS) de Clark & Pakalnis y la última versión ELOS de Capes para la estimación de la dilución, el Método de Carter para dimensionar los pilares puentes, y el método de Barton para el diseño del sostenimiento en las labores. Adicionalmente se utilizó métodos numéricos, a través del programa Phase2 de Rocscience, que utiliza el método de elementos finitos para calcular las deformaciones y esfuerzos con el fin de evaluar las condiciones de Estabilidad de los tajeos diseñados con los métodos empíricos mencionados previamente. Finalmente se plantean las conclusiones y recomendaciones que se lograron a través de la realización de la tesis. / Tesis

El presente documento de tesis comprende el diseño del sistema motriz de un molino de martillos con capacidad de procesamiento de 4 Ton/h cal hidratada, el cual posee conexión fija de los martillos y tiene como objetivo principal fragmentar y reducir el tamaño del material hasta obtener una granulometría de malla N° 100. EL diseño del sistema motriz del molino comprende: árbol de transmisión; pines de soporte; martillos; disco porta ejes; disco asegurador; separadores de discos; selección de motor eléctrico; fajas de transmisión y rodamientos. Dentro del proceso de elaboración de la tesis se realizaron ensayos experimentales, tales como el ensayo de impacto y el ensayo para determinar el índice de trabajo (work index). Estos ensayos se realizaron con el fin de poder calcular la potencia de molienda: el ensayo de impacto nos arrojó un valor de velocidad de rotura de 7.67 m/s y por lo tanto una potencia de 36.2 kW; mientras que el ensayo de work index arrojó un valor de índice de trabajo de cal hidratada de 14.62 kw/Ton/h y por lo tanto una potencia de 194 kW. Finalmente se elige el valor de 36.2 kW para la potencia de molienda que nos garantiza el cumplimiento de la capacidad de procesamiento y la fragmentación de los granos de cal hidratada. Se realizó el dimensionamiento de todos los componentes. Destaca que el árbol de transmisión se verificó por resistencia, fatiga, deformación transversal y verificación dinámica. En la verificación por fatiga se obtuvo un F.S fatiga de 3.5, que es mayor al factor de seguridad recomendado de 2.5. El máximo valor de deformación transversal es de 0.064 mm/m que es inferior al máximo valor permitido para árboles 0.5 mm/m . En la verificación dinámica la velocidad del sistema en frecuencia natural resulta ser de 3574.8 rpm y como la velocidad del sistema es 1800 rpm se tiene que la zona de trabajo del árbol de transmisión es el lado subcrítico, lo cual es admisible. Finalmente, se puede afirmar que se realizó un correcto dimensionamiento del árbol de transmisión. El motor eléctrico se seleccionó de manera adecuada ya que el tiempo de aceleración, 2.4 segundos fue menor al tiempo de rotor bloqueado, 20 segundos. Además, se calculó la vida nominal en horas del rodamiento 2312k resultando ser 49 mil horas, lo cual supera el rango establecido (20 – 30 mil horas) para el tipo de carga. / Tesis

El presente trabajo consiste en el dise˜no hardware de un extractor de endmembers para im´agenes hiperespectrales en tiempo real empleando el algoritmo N-FINDR. Para comprobar la efeciencia de la arquictectura se utiliz´o la imagen hiperespectral Cuprite la cual tiene un tama˜no de 350 350 y fue capturada por el sensor aerotransportado AVIRIS, el cual escanea una columna de 512 p´ıxeles en 8.3ms. Por ende, el procesamiento de la referida imagen se realizar´a en menos de 1.98 segundos para alcanzar el tiempo real. En primer lugar, el algoritmo fue analizado por medio del entorno de programaci´on MATLAB® con el fin de identificar los procesos m´as costosos computacionalmente para optimizarlos. Adem´as, se realiz´o el estudio de una nueva forma de eliminaci´on de pixeles en el an´alisis por medio de un pre-procesamiento con la intenci´on de reducir el tiempo de ejecuci´on del algoritmo. Posteriormente, se analiz´o el proceso m´as costoso computacionalmente y se propuso un dise˜no algor´ıtmico para mejorar la velocidad del proceso. En segundo lugar, se realiz´o la s´ıntesis comportamental de la aplicaci´on software con la finalidad de obtener una arquitectura hardware del sistema. La arquitectura fue descrita utilizando el lenguaje de descripci´on de hardware Verilog. Finalmente, el dise˜no se verific´o y valid´o mediante la herramienta ISim de Xilinx, a trav´es del uso de testbenches, realizando la sintesis de la arquitectura dise˜nada sobre un FPGA Virtex 4 utilizado el software ISE de la empresa Xilinx obteniendo una frecuencia de operaci´on estimada de 69.4Mhz, que representa un 64% de mejora, respecto de la referencia [1], llegando a procesar una imagen hiperespectral en 17.98 segundos. Sin embargo, con esta frecuencia no es posible alcanzar el procesamiento en tiempo real esperado utilizando la familia Virtex 4. La arquitectura dise˜nada, fue optimizada utilizando paralelismo de operaciones, lo cual hace que se incremente el ´area de dise˜no, excediendo el l´ımite de slices disponibles en el modelo Virtex 4 utilizando en la referencia [1], por ello se identific´o mediante las hojas de datos de la familia Virtex que el FPGA m´as id´oneo para soportar la arquitectura dise˜nada es la Virtex 7 modelo XC7VX980T que supera los 71,096 slices que requiere la presente arquitectura, obteniendo una frecuencia de operaci´on de 112.819MHz. / Tesis

La zona de Pablo que se encuentra dentro de la unidad minera Pallancata no cuenta con anchos de veta constantes (entre 0.8 metros a 10 metros de ancho), por lo que resulta necesario buscar nuevos métodos para poder explotar el yacimiento de forma eficiente. La presente investigación tiene como objetivo disminuir la dilución actual que se tiene en los tajeos de breasting, mediante el uso de voladura diferenciada, la dilución actual es de 250%, para secciones de 3.5m x3.5m con potencias de veta menores a 2 metros. Se realizó el estudio con los recursos y materiales que ya se contaban dentro de la empresa para evitar incurrir en gastos adicionales, más específicamente, se realizó dentro de dos tajeos pilotos (GL 2087 y BA 1905) dentro de la veta Pablo, los cuales estuvieron acondicionados para la correcta medición de datos. La veta Pablo presenta una zona baja con potencias entre 2 a 5 metros con buzamientos entre 70 a 90 grados donde se realiza Bench and fill y una zona alta donde presenta potencias entre 80 centímetros a 2 metros con buzamientos entre 50 a 70 grados donde se realiza corte y relleno mecanizado, siendo esta ultima el foco de la tesis y en la cual se logró reducir la dilución cerca de un 80%. La maquinaria necesaria para los procesos unitarios de perforación, voladura y acarreo fue brindada por la compañía minera en coordinación con distintas empresas tercerizadas. Las mallas y resultados obtenidos solo podrán ser aplicables a operaciones que cuenten con las mismas características geológicas y geomecánicas. Se plantearon nuevas mallas que se adecúen de mejor forma a los datos obtenidos anteriormente, generando nuevos estándares. / The deposit that currently exists at the Pallancata mining unit does not have constant vein widths, so it is necessary to look for new methods to be able to exploit the deposit efficiently. The objective of this research is to reduce the current dilution in breasting stopes, using segregation blasting, reduce the current dilution from 250% on average to 100%, for sections of 3.5m x3.5m with width vein less than 2 meters. The study was carried out with the resources and materials that were already available within the company to avoid incurring additional expenses, more specifically; it was carried out within two pilot pits (GL 2087 and BA 1905), at Pablo vein. The Pablo vein presents a low zone with potencies between 2 to 5 meters with dips between 70 to 90 degrees where Bench and fill is carried out and a high zone where it presents potencies between 80 centimeters to 2 meters with dips between 50 to 70 degrees where it is carried out mechanized cutting and filling, the latter being the focus of the thesis. This vein which was conditioned for the correct measurement of data. The necessary machinery for the unit processes of drilling, blasting and hauling was provided by the mining company in coordination with different outsourced companies. The meshes and results obtained may only be applicable to operations that have the same geological and geomechanical characteristics. New meshes were proposed that better fit the data obtained previously, generating new standards.

La adecuada selección del procedimiento y equipos para la extracción y procesamiento de un mineral es influyente en el impacto ambiental que este proceso ocasiona, afectando de manera directa e indirecta. La primera se refiere concretamente a los residuos del proceso, por ejemplo, relaves y polvos. La segunda es el impacto ambiental que generan el suministro de insumos como agua o energía eléctrica. Se sabe que, la adecuada caracterización de un material permite seleccionar y optimizar la extracción y el procesamiento de un mineral. Parámetros característicos como el índice de trabajo brindan una primera apreciación sobre el consumo de energía necesario para procesar el mineral. Asimismo, la curva de moliendabilidad permite inferir el comportamiento del mineral durante un proceso real de molienda, siendo este el proceso que implica el mayor consumo de energía en la planta. Es por esto que, el presente trabajo de investigación tiene como objetivo obtener el índice de trabajo y la curva de moliendabilidad para realizar la caracterización mineralógica de mineral de cobre con mena principal de calcopirita en dos molinos de laboratorio. Por ellos se implementaron procedimientos e instrumentos estandarizados de acuerdo a lo recomendado por la bibliografía especializada. Finalmente, como resultado se obtiene la curva de moliendabilidad (característica de un mineral duro) y el índice de trabajo que varía entre los valores de 15,4 o 15,23 kW-h/tonelada métrica procesada.

En la actualidad, la mina subterránea en estudio viene explotando vetas de poca potencia (menores a 2 metros) y calidad de macizo rocoso regular por el método de corte y relleno ascendente, método que si bien es cierto nos da una mayor seguridad en la planificación puesto que se tiene un aporte de mineral más constante que otros métodos, presenta ciclos de minado bastante largos, uso de mano de obra extensiva y una productividad media en comparación a otros métodos. En ese sentido el presente trabajo de investigación busca determinar el método más económico, con mayor productividad y seguridad para explotar la Veta Thalia, una veta con características similares a las descritas anteriormente. De acuerdo a lo mencionado, nace la idea de realizar un análisis para comparar el método de explotación actual con otro de carácter masivo. Es así que se usó el método de Nicholas para determinar posibles métodos tentativos, los cuales fueron contrastados con los métodos que viene aplicando la empresa minera en estudio; dando como resultado a los más óptimos el método de taladros largos y corte y relleno ascendente. Realizando un Trade off entre los métodos mencionados anteriormente, se determinó que el método de corte y relleno ascendente es la mejor opción para explotar la Veta Thalia puesto tiene un VPN de $11,149,460, un monto mayor en 9% a lo obtenido por el método de taladros largos.

La presente tesis se basa en la Mina Ayacucho, se trata de una mina subterránea de vetas con potencias promedio de 10 metros. Esta mina produce Plata (como mineral principal) y Au (como subproducto). Esta tesis tiene como objetivo principal Establecer un plan de minado a largo plazo hasta el agotamiento de reservas de la Veta Pablo y Pablo Piso. Para ello, se empleará una metodología de trabajo la cual consiste en realizar el cálculo de la estimación de reservas de las vetas pablo y pablo piso; elaborar un plan de avances a largo plazo; realizar un plan de producción a largo plazo y por ultimo realizar la evaluación económica del plan de minado, en la cual se utilizará el método de Montecarlo. Se recalca la importancia de la presente tesis debido a que cada vez nos encontramos en un panorama donde la volatilidad de los precios de los metales, guerras comerciales (como es el caso de EEUU y CHINA), profundización de las minas, factores sociales, ambientales (como es el caso de CHINA que se encuentra en una regulación para la emisión de gases generados por la industria), mayores cobros de impuestos especiales para la minería, hacen que las evaluaciones económicas (donde el plan de minado es parte principal) de los proyectos mineros deban ser más exhaustivas y con menos riesgo para que se genere mayor beneficio para los stakeholders y shareholders.

La presente tesis comprenderá el plantear las estrategias necesarias para controlar la dilución del mineral aplicando criterios geomecánicos en el método de minado de Tajeo por subniveles, estas se aplicarán a un caso de estudio con el fin de reducir el porcentaje de dilución secundaria. Un tema muy arraigado en la industria minera es que al mecanizar una operación minera y/o incrementar la producción resulta en costos menores y en mayores utilidades, esto es cierto en la medida de que la dilución se mantiene constante o en niveles aceptables. Este trabajo de tesis se inicia revisando la bibliografía específica existente sobre la dilución y los parámetros que influyen en ella, para tomar énfasis en los parámetros geomecánicos influyentes y desarrollar estos parámetros en la tesis. Con esto se formulan las estrategias a aplicar para controlar y reducir la dilución secundaria (dilución no planeada), del mineral. Posteriormente se procedió a levantar la información necesaria (mapeos y logueos geomecánicos), para la Caracterización y Clasificación Geomecanica, adicionalmente se contaba con información de ensayos de laboratorio lo que permitió definir las propiedades índices de la roca intacta, para luego con los mapeos y logueos geomecánicos correspondientes a la zona de estudio de la veta, poder definir las propiedades índices del macizo rocoso. Con esta información se procedió a usar herramientas de diseño empírico como son el Método Gráfico de Mathews para la estabilidad de tajeos (N extendido), el Equivalente Lineal de Sobrerotura (ELOS) de Clark & Pakalnis y la última versión ELOS de Capes para la estimación de la dilución, el Método de Carter para dimensionar los pilares puentes, y el método de Barton para el diseño del sostenimiento en las labores. Adicionalmente se utilizó métodos numéricos, a través del programa Phase2 de Rocscience, que utiliza el método de elementos finitos para calcular las deformaciones y esfuerzos con el fin de evaluar las condiciones de Estabilidad de los tajeos diseñados con los métodos empíricos mencionados previamente. Finalmente se plantean las conclusiones y recomendaciones que se lograron a través de la realización de la tesis.

El presente documento de tesis comprende el diseño del sistema motriz de un molino de martillos con capacidad de procesamiento de 4 Ton/h cal hidratada, el cual posee conexión fija de los martillos y tiene como objetivo principal fragmentar y reducir el tamaño del material hasta obtener una granulometría de malla N° 100. EL diseño del sistema motriz del molino comprende: árbol de transmisión; pines de soporte; martillos; disco porta ejes; disco asegurador; separadores de discos; selección de motor eléctrico; fajas de transmisión y rodamientos. Dentro del proceso de elaboración de la tesis se realizaron ensayos experimentales, tales como el ensayo de impacto y el ensayo para determinar el índice de trabajo (work index). Estos ensayos se realizaron con el fin de poder calcular la potencia de molienda: el ensayo de impacto nos arrojó un valor de velocidad de rotura de 7.67 m/s y por lo tanto una potencia de 36.2 kW; mientras que el ensayo de work index arrojó un valor de índice de trabajo de cal hidratada de 14.62 kw/Ton/h y por lo tanto una potencia de 194 kW. Finalmente se elige el valor de 36.2 kW para la potencia de molienda que nos garantiza el cumplimiento de la capacidad de procesamiento y la fragmentación de los granos de cal hidratada. Se realizó el dimensionamiento de todos los componentes. Destaca que el árbol de transmisión se verificó por resistencia, fatiga, deformación transversal y verificación dinámica. En la verificación por fatiga se obtuvo un F.S fatiga de 3.5, que es mayor al factor de seguridad recomendado de 2.5. El máximo valor de deformación transversal es de 0.064 mm/m que es inferior al máximo valor permitido para árboles 0.5 mm/m . En la verificación dinámica la velocidad del sistema en frecuencia natural resulta ser de 3574.8 rpm y como la velocidad del sistema es 1800 rpm se tiene que la zona de trabajo del árbol de transmisión es el lado subcrítico, lo cual es admisible. Finalmente, se puede afirmar que se realizó un correcto dimensionamiento del árbol de transmisión. El motor eléctrico se seleccionó de manera adecuada ya que el tiempo de aceleración, 2.4 segundos fue menor al tiempo de rotor bloqueado, 20 segundos. Además, se calculó la vida nominal en horas del rodamiento 2312k resultando ser 49 mil horas, lo cual supera el rango establecido (20 – 30 mil horas) para el tipo de carga.