Memoria para optar al título de Ingeniero Civil en Minas / Todo proyecto minero se sustenta en base a la elaboración de un plan minero. El cual se encarga de definir: las reservas mineras, la vida de la mina y la capacidad de producción, definiciones que permiten realizar la evaluación económica del proyecto. Estas definiciones, se apoyan en cálculos y estimaciones realizadas con software especializado que siguen metodologías diferentes que no han sido comparadas entre si para definir un estándar en la industria. El objetivo de este trabajo de título es evaluar la verosimilitud y robustez de los software de planificación de rajo abierto hoy día utilizados en la industria minera, con miras a definir el estado del arte de la planificación de rajo abierto. El ejercicio numérico realizado en este estudio consistió en definir: el pit final, las fases y el programa de producción para un modelo de bloques de 62,200 bloques de 20x20x20 m3 con contenido de cobre y oro. Para el ejercicio se utilizaron los software: Whittle, NPV Scheduler y el módulo Pit Optimiser de Vulcan, en este último sólo la correspondiente elección de pit final. Además, se efectuó una prueba de sensibilidad del pit final variando el precio y la consistencia del revenue factor como multiplicador del precio. El escenario económico definido fue igual para todas las herramientas. Se obtuvo los pit finales con un tonelaje total de 305 Mt en Whittle, 304 Mt NPV Scheduler y 327 Mt en Pit Optimiser. Para el ejercicio de comparación se determinó 4 fases en cada software de acuerdo al concepto asociado a cada herramienta: asociada a un pit anidado en Whittle, definidas bajo restricciones de tonelaje en NPV Scheduler. En tanto, para los planes de producción los resultados encontrados variaron entre los 253 y 270 MUS$ para Whittle y 230 MUS$ para NPV Scheduler, con una vida útil de 12 y 11 años respectivamente. Finalmente, se muestra que a partir de una misma metodología de trabajo en cada uno de los software, el resultado de definición de pit final cambia, a pesar de que en todos los casos ocupan conceptualmente el algoritmo de Lerchs-Grossman. Estas diferencias se observan por cómo se definen: las precedencias entre bloques, el ángulo de talud y la manera que se calculan los beneficios. Por otro lado, tras realizar la prueba de consistencia se observa que en NPV Scheduler no es posible recrear un mismo escenario económico mediante la utilización del revenue factor como multiplicador del precio.

La investigación y el desarrollo de modelos de flujo gravitacional de roca durante los últimos 100 años han sentado las bases del diseño y la planificación de minas que utilizan la metodología de hundimiento. Sin embargo, todavía no se ha comprendido por completo la física que define el flujo gravitacional. El presente trabajo de título tiene sus orígenes en la aparición de un cráter en un botadero ubicado dentro de la zona de subsidencia de la mina III Panel del yacimiento Rio Blanco, de la División Andina de Codelco, atribuible a la sobre extracción de un sector de la mina subterránea y la consecuente generación de un cono de extracción en superficie. Debido a esta interferencia operacional, se planteó la interrogante acerca de la relación existente entre la manera en que se produce la extracción de material y la ocurrencia de estos conos. Para abordar este problema, se propuso estudiar el desempeño de los Índices de Uniformidad sobre la extracción que reflejara la situación real y permitiera predecir eventos tales como el ocurrido en Andina. Como los resultados no fueron satisfactorios utilizando índices existentes, se desarrolló un nuevo índice de uniformidad denominado Slope Uniformity Index (SUI*), creado por el autor, el cual se define como la varianza de las tangentes entre la máxima diferencia de tonelajes de un punto y sus vecinos más cercanos. Utilizando datos históricos de Andina para el cálculo de este índice, se confirmó la hipótesis de la existencia de una estrecha relación entre el cono generado y la uniformidad de la mina, clasificando el índice SUI* a la extracción como desuniforme al momento de ocurrir el cono en Andina. Cuando SUI* es mayor a 0,02 la extracción es desuniforme, generándose un cono cuando se supera el valor 0,04. Entre 0,01 y 0,02 la extracción se determinó semiuniforme, mientras que para valores menores a 0,01, la extracción es uniforme. Adicionalmente, se propuso validar REBOP (Rapid Emulator Based on PFC), una reciente herramienta de modelación matemática que muestra el comportamiento del flujo en función de la extracción. Con el fin de evaluar su desempeño, se simuló la condición de conos ocurrida en Andina. Los resultados obtenidos determinaron que este modelo no fue preciso en identificar estos eventos, debido probablemente a la falta de componentes determinantes en el fenómeno de flujo gravitacional, como la gravedad. Sin embargo, REBOP requiere ser validado en otros aspectos, ya que representa una oportunidad interesante de aplicación en el desarrollo y planificación de minas de Block y Panel Caving. En escenarios como el del III Panel, el índice SUI* se proyecta como un parámetro adicional de entrada en el diseño y planificación minera, permitiendo anticipar eventos de extracción. Si bien los resultados obtenidos utilizando este índice son específicos para los datos y condiciones particulares de la mina en estudio, su aplicación se muestra prometedora para identificar este tipo de fenómenos. Se requieren pruebas adicionales con datos de otras minas para evaluar la generalización del uso de este índice en la predicción de eventos asociados a la extracción ante condiciones diferentes a las aquí evaluadas.

En la industria minera la planificación sustenta la renta posible de capturar a través de la explotación de un recurso natural, según los lineamientos de cada empresa. Las directrices de una operación de extracción, deben ser eficaces y eficientes en la utilización de los recursos con los que se cuenta, de modo de cumplir con los requerimientos de producción y así capturar la renta objetivo. En este esquema, la misión de los sistemas de despacho es servir de herramienta para acercar los procesos de carguío y transporte al nivel óptimo de utilización de recursos, el cual se denomina como la frontera de producción. Este trabajo detecta el potencial de mejora que existe en la utilización de los sistemas de despacho de minería a cielo abierto, donde se pone en evidencia la brecha entre la realidad y la frontera de producción, lo que permite evaluar la forma en que se está operando y reformular la gestión si es necesario. El análisis diagnostica las deficiencias en la utilización de los sistemas de despacho. Además, se desarrolla una metodología que permite cuantificar el costo de oportunidad asociado a las consecuencias de una utilización ineficiente del sistema. La metodología se aplica en un caso de estudio, en el cual se observa el nivel de costos asociados a la brecha entre las configuraciones reales y el nivel óptimo para algunos turnos. Luego, mediante una simulación se evalúa el costo sobre periodos más extensos con correspondiente impacto en el flujo de caja. Este trabajo permite concluir que existen oportunidades en la utilización de los sistemas de despacho, junto con la importancia de considerar este costo y de reducirlo reevaluando la forma en que se configura la flota de transporte.

No autorizada por el autor para ser publicada a texto completo / Las actuales condiciones de operación de la minería por hundimiento producen bajas velocidades de extracción y costos operacionales que progresivamente han ido en aumento, lo cual impacta directamente en la rentabilidad de los proyectos. Los sistemas de altas velocidades de extracción (SAVE) surgen como una respuesta tecnológica de alta productividad, considerando equipos estacionarios de extracción y acarreo que funcionan en forma continua y simultánea. La planificación de los SAVE es diferente al sistema LHD tradicional, a causa de los disímiles montos de inversión que requieren y estructura de costo fijo y variable. El objetivo principal de éste trabajo es cuantificar el impacto económico que genera la implementación de un SAVE, para lo cual se considera el efecto que genera los SAVE en las variables que influyen en la planificación minera, principalmente en el método de explotación (Block/Panel Caving), estructura de costos, secuencias de explotación, alturas de columna y área activa. Las restricciones aplicadas al Panel Caving limitan la velocidad media de extracción del método, principalmente durante el proceso de propagación del quiebre (extracción del 30% de la columna mineralizada). Por el contrario un SAVE, aprovechando la simultaneidad de la extracción y aplicación del pre-acondicionamiento, puede ser explotado mediante un esquema de block caving, puede triplicar los rendimientos del área. La estructura de costos es completamente distinta al sistema LHD tradicional, siendo el costo fijo (preparación) el de mayor incidencia. El costo operacional se reduce considerablemente con respecto al sistema LHD tradicional (50%), lo cual genera un aumento de las alturas de columnas extraíbles debido a la disminución de las leyes de cierre. Finalmente se realiza una evaluación económica comparativa entre un SAVE y un sistema LHD tradicional, obteniendo un aumento de VAN del 18% que se debe principalmente a la reducción del gasto operacional y de preparación.

La socavación es una de las operaciones críticas dentro del proceso productivo en una mina explotada por hundimiento de bloques o paneles. El conocimiento del proceso de socavación proviene en gran medida de la experiencia operativa, sin un mayor conocimiento teórico. Por lo tanto, resulta fundamental mejorar el entendimiento de este proceso, y apuntar hacia la confección de guías de diseño ingenieril. La revisión del estado del arte a la fecha mostró que la tendencia actual en el diseño se orienta a la selección del hundimiento avanzado como estrategia de socavación, en general optando por geometrías de corte basal alto, en particular corte inclinado o hundimiento frontal. En el presente trabajo se muestra una comparación geotécnica relativa entre las técnicas de socavación que fueron consideradas con mayor potencial de aplicación dentro de las identificadas en la revisión de diseños: por un lado, hundimiento convencional, y por otro, las variantes de hundimiento avanzado, corte plano e inclinado. Modelación numérica elástica mediante el software Map3d fue realizada para entender el impacto de las distintas geometrías de corte basal, sobre dos aspectos críticos: los esfuerzos inducidos en la frente de socavación y la condición de los pilares de los niveles de producción y hundimiento. La estrategia de modelación desarrollada fue del tipo paramétrica, modificando una variable de interés a la vez: la secuencia de socavación, la geometría del corte; la razón entre los esfuerzos horizontal y vertical in situ y la profundidad. Para comparar entre las variantes, se utilizaron dos indicadores: la razón entre el esfuerzo vertical inducido, medido en los pilares del nivel de hundimiento posterior a la socavación, y el esfuerzo vertical in situ; y un factor de seguridad, asumiendo el criterio de falla de Mohr-Coulomb, aplicado sobre los pilares de los niveles de producción y hundimiento. Los resultados obtenidos muestran que la estrategia que parece ser más robusta corresponde a la de corte inclinado avanzado, debido a que en la mayoría de los escenarios analizados, ofrece las condiciones de diseño más benignas: mayores factores de seguridad sobre los pilares y bajos esfuerzos inducidos en el nivel de hundimiento, en particular con respecto al caso de corte plano.

Ingeniero Civil de Minas / El método empírico de diseño de excavaciones subterráneas de Mathews predice la estabilidad de un caserón en función de su tamaño y la competencia del macizo rocoso en un contexto minero. Una de las ventajas del método es que es simple de utilizar y se considera como una herramienta práctica, ampliamente utilizada en la industria para estudios conceptuales y de pre factibilidad. El objetivo de esta memoria es la evaluación estadística de los factores de ajuste del método y el impacto en el diseño empírico de caserones utilizando una base de datos que contiene un número suficiente de casos históricos (465) con información respecto al radio hidráulico, factores de ajuste, calidad de macizo rocoso y condición de estabilidad entre otros. La metodología propuesta consiste en cuatro etapas: 1. Definir una matriz de contingencia que discrimina entre casos reales versus casos hipotéticos. Esta matriz permite construir indicadores estadísticos que miden el desempeño de la(s) frontera(s) que define(n) a los estados de clasificación ( Estable , Falla y Falla Mayor ). El indicador estadístico utilizado en este estudio es el PSS (Pierce Skill Score) el cual toma valores entre 0 para un clasificador totalmente aleatorio y 1 para un clasificador perfecto. 2. Proponer una serie de análisis a realizar que contemplan configuraciones de factores de ajustes propuestos que deben ser sometidos a la metodología. Cada análisis entrega por resultado indicadores de desempeños y una frontera de clasificación asociada. 3. Definir un criterio para seleccionar un nuevo factor, este consiste en escoger aquellos factores que mejoren el desempeño de la línea base, la cual queda definida al aplicar la metodología a las fronteras más recientes disponibles en la literatura. 4. Medir el impacto en el diseño empírico de caserones que tendrían nuevas propuestas de factores. Un primer resultado del estudio indica que se deben agrupar los casos Falla y Falla Mayor en un solo estado de clasificación denominado Inestables . El indicador del estado Falla es deficiente en relación a los de los estados restantes y no permitiría su predicción. Un segundo resultado es que si ciertos factores no influyeran en el método, el desempeño que se obtiene sería el mismo que el de la línea base, lo que contradice la función de los factores de ajuste por tanto resulta indispensable encontrar mejoras al desempeño base. Se encontraron cinco factores que aumentaron el desempeño base. De estos factores es clave destacar que son menos conservadores que los originales en su forma, sin embargo esto no resta un argumento suficiente para establecer que los diseños también lo serían. Por esta misma razón, se cuantificaron los cambios en radio hidráulicos admisibles. Para ello se simularon 1000 casos respetando las distribuciones originales de los inputs de método. Los resultados señalan que solamente una propuesta de factor (Nuevo Factor A) entrega radios hidráulicos en promedio un 20% mayores con una desviación estándar del 20% respecto a los que otorgaría la línea base. Por lo tanto los diseños son, en su mayoría, menos conservadores lo que implicaría un aumento de reservas en un yacimiento a explotarse mediante un método de excavaciones subterráneas sin soporte.

No description available.

Magíster en Minería / Ingeniero Civil de Minas / La planificación minera en su práctica usual, está basada en un enfoque determinista en los términos de referencia a utilizar, ignorando las incertidumbres presentes en los datos de entrada. Siendo la incertidumbre en las leyes de mineral una de gran importancia, debido a su impacto en la estimación de reservas y en el negocio. Usualmente ésta es modelada mediante simulaciones geoestadísticas, dejando en evidencia la existencia de resultados más confiables que los obtenidos mediante métodos convencionales. Muchos trabajos de investigación que consideran la incertidumbre en las leyes minerales, están aplicados a minería a cielo abierto, dejando de lado cálculos en minas subterráneas, y en particular para minas de block/panel caving que son de interés para el presente trabajo. La metodología tradicional del cálculo de reservas, para este último método de explotación, se realiza mediante el cálculo de la ubicación del piso económico o footprint y la envolvente económica, comúnmente calculadas en la industria por el software PCBC de Geovia, el incorporar incertidumbre en este software, requeriría de múltiples iteraciones manuales. Motivado por lo anterior, este trabajo muestra una metodología que permite calcular la envolvente económica de una mina a ser explotada por el método de block/panel caving incorporando la incertidumbre geológica, permitiendo elegir la ubicación del nivel de producción mediante el cálculo del piso económico y estimar las reservas presentes en la envolvente, esto último se realiza, utilizando el algoritmo de pit final inverso y considerando un cierto porcentaje de confiabilidad. La metodología implementada, es aplicada a un yacimiento real a partir del cual se generan los casos de estudio determinista y bajo incertidumbre. La herramienta creada fue validada contra el software PCBC, caso determinístico, obteniendo una diferencia del orden del 10% en términos de valor económico del footprint, traduciéndose en diferencias de hasta 50 metros en la cota de ubicación del piso económico. El caso bajo incertidumbre considera 1,000 simulaciones geoestadísticas del yacimiento, sobre las cuales se realizó el cálculo, pudiendo evidenciar que tanto la forma de la envolvente como la ubicación del piso económico varían en cada escenario de leyes, observando una tendencia a ubicar el piso económico en los cinco niveles más profundos. De este último caso, en promedio se obtuvieron reservas del orden de 500 Mton con una ley media de 0.954% de cobre, y un área productiva del orden de 462,000 m2, correspondiendo a un valor de envolvente mayor que 7,000 MUSD. Realizando un análisis de riesgo a estos últimos resultados, se tiene que el valor de la envolvente puede ser 2,600 MUSD mayor, o 1,800 MUSD menor que el valor predicho con un 5% de probabilidad.

Motivado por los nuevos proyectos de block caving a realizarse en Chile, y ante las demandas crecientes de ventilación, sumado al aumento del costo de la energía, se ha decidido revisar la tecnología de recirculación controlada de aire. La cual consiste en usar parte del aire viciado, sacando parte del principal contaminante, el polvo, y reintroducirlo a la alimentación del circuito de ventilación, mezclando con aire fresco, proveniente del exterior de la mina de manera de movilizar menos aire desde el exterior de la mina, aumentando localmente el caudal en los lugares donde se necesita, manteniendo los niveles de las concentraciones de los distintos contaminantes en la inyección a las frentes de trabajo, como una fracción de los límites establecidos en la normativa, y alrededor del límite ponderado permisible en la salida. Debido a que en los trabajos revisados sobre recirculación controlada, no se planteó explícitamente como principal objetivo el reducir el caudal en la entrada, fue necesario establecer un modelo de concentraciones y caudales, que permitiera identificar las variables relevantes. Se identificaron tres variables sobre las cuales el planificador tiene que decidir: Caudal de entrada, Fracción Recirculada y Eficiencia de filtrado. Planteando un caso de estudio sintético, en el cual se revisarían los caudales, consumos energéticos, costos e inversiones para la ventilación de un bloque de un nivel de producción de una mina de block caving. Se encontró que el caudal de entrada no puede ser disminuido mas allá de cierto punto, debido a las restricciones de concentraciones impuestas para el monóxido de carbono, el segundo contaminante en importancia que además no puede ser filtrado, sino que solamente puede ser controlado mediante dilución con el caudal de entrada. Esta reducción de aproximadamente un 20% en el caudal de entrada, para todos los casos revisados, supone un ahorro en el costo energético de un 51,2% por concepto de menor movimiento de aire desde la frente. La diferencia entre una alternativa de filtrado y otro, hace que, a partir de cierto punto llamado eficiencia crítica, a mayor eficiencia de filtrado, menor es la fracción recirculada necesaria para alcanzar la misma reducción de caudal de entrada. Esta eficiencia de filtrado, se relaciona de una manera no explícita con los costos de inversión, operación y mantención de dicha alternativa, por lo cual el problema de que sistema de filtrado escoger, no puede ser resuelto de manera analítica como un problema de optimización, por lo que se debe investigar cada alternativa por separado. Paralelamente, se investigaron características propias del funcionamiento de los distintos sistemas de filtrado, para lograr obtener algunos indicadores claves. Se puso especial cuidado en la investigación de las cámaras decantadoras, debido a su casi nulo costo de operación, y en el estudio de los precipitadores electrostáticos, para lograr aislar los distintos consumos energéticos involucrados. Los resultados muestran que a partir de cierto punto en cuando a distancia de la entrada de la mina, o costo energético de llevar el aire desde la entrada de la mina, hasta el nivel de ventilación, el ahorro energético debido al menor movimiento de aire desde la frente, las alternativas de recirculación controlada, comienzan una a una a ser más atractivas desde el punto de vista económico que la ventilación tradicional.

No description available.