La tesis titulada: “Incremento de la Altura de Corte del Tajo 120, en la Veta Mary en el Nv. 1180 para aumentar la Producción en la Mina Carahuacra de la Empresa Minera Volcan S.A.A. Yauli 2017”. Cuyo objetivo fue: Incrementar la altura de corte del tajo 120, en la veta Mary en el NV. 1180 para aumentar la producción en la Unidad Carahuacra perteneciente a la Empresa Minera Volcan S.A.A. Metodología: método general fue el científico, método especifico fue el analítico, el diseño fue pre experimental, la muestra estuvo constituida por la veta Mary en el NV. 1180, la técnica utilizada fue la observación y la muestra se utilizó una tabla de registro. Para ello, describiremos los detalles de esta operación, a la cual se ejecuta el para el desarrollo de la investigación. Con estos datos, haremos un análisis técnico - económico de este tajo para poder comprobar que esta sea ejecutable.

Magíster en Minería / El trabajo de tesis presentado tiene como objetivo desarrollar una metodología que permita incorporar elementos adicionales del diseño, en particular el fondo del pit; en la generación de fases y el plan de producción. Para lograr este objetivo se utiliza como herramienta un algoritmo genético, que es una técnica de optimización estocástica basado en la teoría de reproducción natural. El problema de la planificación de una mina a cielo abierto tiene dos componentes principales: una componente espacial que define la extracción de fases y una componente temporal que determina en que momento minar las reservas de mineral. Históricamente existen dos metodologías: una basada en pits anidados e impulsada por el algoritmo de L&G, que es la usada actualmente; y otra propuesta por Johnson en 1968, que es el agendamiento directo de bloques desarrollada solo a nivel académico. La metodología tradicional, basada en pit anidados, se centra en la componente espacial, mientras que la metodología de agendamiento directo de bloques se centra en la componente temporal, la solución óptima está relaciona con el valor actual neto del mineral explotable. Este trabajo busca un enfoque integral, definiendo volúmenes (fases), que respetan ciertas condiciones operacionales de la extracción a cielo abierto y el agendamiento que permita alcanzar el VAN máximo. Para esto se utiliza un algoritmo genético que permite la generación de volúmenes que satisfacen ciertas condiciones espaciales. El algoritmo considera restricciones de precedencia, restricciones de capacidad, así como restricciones espaciales de tipo operacional. Las precedencias se resolvieron a través de un cono truncado, el mismo que por su base radial facilita el diseño operacional y su ángulo externo constituye el ángulo de talud. Las restricciones de capacidad corresponden a las capacidades máximas de mina y de alimentación a planta. También se calculan los anchos de operación de carguío mínimos, en donde se pone especial atención al ancho mínimo en el fondo de una fase, este fondo corresponde a la base del cono truncado. Para el agendamiento se utilizó un agendamiento basado en programación matemática, denominada fase-banco-destino, donde se incorpora una restricción de desfase de banco entre fases (min_lead y max_lead). Dentro del trabajo, se consideraron diferentes configuraciones para los parámetros de algoritmos genéticos; tales como el tamaño de la población y el número de generaciones. El proceso de agrupación de conos truncados en fases se realizó a través del algoritmo K-means. Se aplicó la metodología a un caso estudio para comparar los resultados del algoritmo con el enfoque tradicional, se demostró que era posible generar automáticamente volúmenes más próximos a los diseños operacionales y que los valores de VAN eran comparables con los obtenidos a través de la metodología tradicional de pit anidados. Finalmente se incorporó diseño a las fases generadas a través del algoritmo genético, las mismas que incrementaron su cantidad de material y perdieron un 20% en valor con relación al VAN inicial.

Ingeniero Civil de Minas / La evaluación de un proyecto minero depende de diversas dimensiones técnicas que permiten encontrar una correcta secuencia de explotación del yacimiento, estas corresponden a la estimación de recursos, geomecánica, metalurgia y modelos técnicos-económicos. La generación de un plan estratégico depende de la toma de decisiones realizada en distintos aspectos de las dimensiones mencionadas, donde los criterios utilizados están basados en la experiencia técnica y el conocimiento del depósito. Esto es una práctica instaurada en la industria y su aplicación desencadena efectos no cuantificados en etapas posteriores de la evaluación del proyecto. Es por esto, que la metodología propuesta pretende incorporar sensibilizaciones en los parámetros críticos de las dimensiones aludidas, estableciendo variaciones de estos para concebir múltiples planes de producción, que permitan vislumbrar todos los escenarios posibles. El objetivo de este trabajo consiste en una metodología que logre realizar un análisis de sensibilidad múltiple que permita valorizar el impacto de todos los criterios considerados en el proceso de evaluación y planificación de minas a cielo abierto, incluyendo la interdependencia entre los diversos parámetros a emplear y los indicadores evaluados. El estudio pretende comprender la influencia de las variables dentro del marco de la planificación estratégica; si bien el trabajo se basa en los impactos en el VPN, es necesario fundamentar los resultados en los distintos indicadores técnicos (LOM, razón estéril-mineral, etc.) y económicos (TIR, payback). La metodología es aplicada en dos casos de estudio para comprender el efecto en dos depósitos con características disímiles, donde se obtienen cambios sustanciales en la valorización económica cuando se realizan sensibilizaciones del precio del cobre (del orden de 40% en VPN). Otro efecto importante está dado por las escalas de producción, ya que al variar estos se consigue aumentar el VPN en un 30-35%, mejorando parámetros técnicos como la razón estéril mineral y LOM. También, las alteraciones son percibidas en el plan de producción, donde varían los tonelajes de las fases, existiendo planes que no son totalmente operativos. Efectos significativos se dan en el caso de las perturbaciones realizadas en la geomecánica, donde alteraciones en la inclinación provocan resultados dispares, cambiando enormemente el tonelaje del pit final, VPN, etc. Además, es necesario recalcar la interacción entre la estimación de los recursos y la planificación, donde el impacto de los criterios geoestadísticos depende claramente del depósito, ya que, para yacimientos más heterogéneos, el impacto de la información utilizada es alta, originando alteraciones en el VPN (hasta un 7%) y en el resto de los indicadores estudiados. Incluso, la estimación genera cambios en la distribución de las leyes y esto es advertido en los distintos planes de producción, donde varía el uso de las pilas de stock, ya que en algunos modelos el acopio es aprovechado en los primeros años y en otros, su empleo es más homogéneo en los periodos o es guardado para alimentar la planta en periodos finales. Finalmente, es imperante recalcar que la metodología expuesta debe ser considerada en todos los proyectos mineros que están en etapa de evaluación, para poder entrever y comprender previamente todos los escenarios posibles a los que se enfrenta el planificador y también permite establecer el énfasis requerido en los criterios que impliquen una mayor incidencia en el valor y planificación de un proyecto.

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Ingeniera Civil de Minas / Uno de los principales problemas de la minería corresponde a la determinación de la dilución operativa, la cual genera un impacto en el beneficio económico, haciendo que muchas veces se incurra en menores retornos de los esperados. Existe un sinfín de causales de dilución, partiendo por las características inherentes de la roca mineral a explotar (como la geología y geomecánica del sector); la selección de equipos mina; la altura de los bancos del rajo (en el caso de minería a cielo abierto) y la inclinación del mineral respecto de la horizontal, lo que repercutirá en el desplazamiento producto de la voladura; la interacción con otras estructuras de la mina (fallas, cuñas y cavidades); y no olvidar la experiencia y conocimiento de los operadores de equipos. El objetivo general del presente trabajo es analizar diferentes focos de dilución en la mina El Soldado, cuantificando su importe en la dilución global y estudiando posibles soluciones para disminuirla. Asimismo, se pretende entender la forma de operar una faena a cielo abierto, donde existen muchísimas dificultades de operación (cuñas, poco mineral, cuerpos mineralizados aislados, etc.), además de complicaciones económicas por las pérdidas millonarias que se producirán en El Soldado en los próximos años. La metodología de la experiencia consiste en: presentación del problema, análisis de antecedentes operacionales de la faena, revisión bibliográfica de la temática en estudio, identificación y análisis de los puntos de dilución en la operación, finalizando con una evaluación económica. Los focos de dilución a estudiar son: modelo geológico, definición de polígonos de extracción operativos, tronadura, forma de carguío, selectividad de equipos de carguío, caserones rellenos, error de muestreo geológico, caminos y rampas y prácticas operacionales. La distribución inicial de la dilución en la operación es la que se muestra a continuación: Dilución Planificada (5%) - Definición de polígonos de extracción (40%) - Modelo geológico (60%) Dilución Operacional (5%) - Tronadura (29%) - Forma de carguío (31%) - Selectividad de equipos (10%) - Caserones rellenos (9%) - Muestreo geológico (11%) - Caminos (3%) - Prácticas operacionales (7%) Se concluye que, disminuyendo la dilución a un 5% (valor asociado al modelo geológico), se obtienen ganancias de $9,25 MUSD.

Ingeniero Civil de Minas / El proceso de planificación minera de largo plazo para minas de cielo abierto comúnmente se aborda en etapas, debido a la gran cantidad de variables que hacen del problema uno complejo de resolver. El objetivo de este trabajo es estudiar la etapa de diseño de fases para un depósito cuprífero, lo que consiste en operativizar los pits anidados que son generados ya sea mediante el algoritmo de Lerchs & Grossmann o el Modelo de Secuenciamiento de Bloques propuesto por Johnson, utilizando distintos criterios de diseño empíricos y cuantificando su impacto en desviaciones de tonelaje y el resultado económico del agendamiento de la producción mediante el algoritmo Milawa. De los resultados experimentales, se concluye que los criterios de diseño empíricos basados en tonelajes de fase no presentan por si solos una ventaja o desventaja desde el punto de vista operacional y económico, lo que queda demostrado al ser sobreseídos por el resultado del algoritmo Milawa. En segundo lugar, el proceso de diseño afecta en la evaluación económica, pero no de manera correlacionada con las desviaciones de tonelaje. Adicionalmente, se destaca que el modelo de Secuenciamiento de Bloques obtiene un mejor VAN que el de Lerchs & Grossmann para los planes de este yacimiento. Este trabajo refuerza la idea de que el enfoque de la planificación minera de largo plazo debe avanzar hacia metodologías que permitan integrar las variables del problema, para así reducir las distorsiones entre etapas, la necesidad de iteraciones entre éstas, y por sobre todo comprender el impacto económico de los criterios y decisiones que deben ser tomadas.

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.

Memoria para optar al título de Ingeniera Civil de Minas / Al definir fases en rajo es trascendental la intervención del planificador, mas no existe un respaldo teórico o lineamientos documentados para tomar esta decisión, lo que se traduce en la aplicación de criterios subjetivos o comunes conocidos como reglas de dedo . El objetivo del trabajo es estudiar el impacto del uso de este tipo de criterios de definición y diseño de fases comunes en la industria y concluir acerca de las preconcepciones asociadas existentes versus sus reales efectos. Para esto el trabajo se divide en dos partes, la primera concierne a la definición de volúmenes de fases para dos rajos, que cumplan con criterios de control de tonelaje (mineral cte. o tonelaje total cte.) por fase, siguiendo la secuencia de Lersch y Grossman, REM constante o REM creciente para tres periodos de tiempo distintos. Con ellos se generan 32 escenarios diferentes indicados en la figura inferior. FIGURA - ESCENARIOS DE ESTUDIO (X: 1.5,2,3 AÑOS) PARA CADA YACIMIENTO Se realizan los planes de extracción de los 32 escenarios con envolventes suavizadas y sus evaluaciones cualitativo-económicas para comparar el desempeño que cada criterio tiene en los distintos casos, identificando el mejor para cada yacimiento. Como segunda parte, se realiza sobre estos últimos el diseño minero y su plan operativo. Finalmente se evalúan los resultados obtenidos entre la disposición teórica de fases y los diseños finales, comparando su interrelación, fidelidad, alteración y los efectos de la integración del diseño minero. De los escenarios generados se concluye que definir fases con REM cte. es técnicamente difícil, requiere alta inversión de tiempo con un producto que no promete necesariamente un mejor negocio comparativo, genera planes con menor flexibilidad, menor y más errático número de fases en extracción por periodo y de más alto riesgo económico. Al contrario, el criterio de REM creciente se evidencia beneficioso en estos mismos ámbitos. Por otra parte, el control de mineral contribuye positivamente a la economía del proyecto, muy por sobre el control de tonelaje, al asegurar una cantidad de mineral en cada fase y vuelve el plan más robusto ante imponderables. Mientras el criterio de REM libre presenta resultados menos predecibles y sin tendencia clara. De los escenarios diseñados se concluye que generar un mayor número de fases contribuye positivamente al VAN siempre que sus contenidos de mineral sean más bien homogéneos, sus tamaños no sean distalmente diferentes y el diseño permita su operatividad efectiva.

Memoria para optar al título de Ingeniera Civil de Minas / En el Proyecto Mina Chuquicamata Subterránea, que nace a raíz de la transición de un método vía rajo abierto a un método de explotación subterránea, surge la oportunidad de analizar el uso de material de relleno en la excavación superficial dejada por dicho rajo. Esto debido a razones ambientales principalmente, pues permitiría re-utilizar este pasivo minero y con ello, eventualmente evitar la construcción de un nuevo tranque, a causa del agotamiento de la capacidad del actual tranque Talabre. Frente a este escenario, es importante cuantificar el impacto que podría tener el depósito de este material de relleno en la planificación minera, debido a que al tratarse de un material en principio más fino, se puede generar un efecto considerable en términos de dilución. Para llevar esto a cabo, se realiza un estudio de flujo gravitacional mediante el software REBOP, para luego representar estos resultados de dilución en un modelo de planificación que funciona según la metodología de Laubscher y que permitirá obtener el plan minero que muestre la variación de las leyes debido a la presencia de diluyente. Se realizan dos escenarios de simulación: uno utilizando la fragmentación dada por la curva granulométrica de Chuquicamata y otro, considerando parámetros calibrados con un modelo experimental que busca representar físicamente el efecto del depósito de material en el rajo. Dentro de estos escenarios, se representa un caso base y uno con material de relleno para un macro bloque representativo de las zonas norte, centro y sur del yacimiento, de manera de comparar la variación entre uno y otro caso. Con respecto a los resultados, se tiene que en el primer escenario, se detectó el ingreso de material de relleno en las reservas pero en un porcentaje bajo en comparación al caso base, mientras que en el escenario calibrado con el modelo físico no se percibe ingreso de este diluyente, tal como sucedió con los resultados obtenidos del experimento. Se procede entonces a realizar la comparación sólo con el primer escenario, de manera de evaluar económicamente esta entrada de material de relleno. Luego de la calibración de los resultados de REBOP, se obtiene que el punto de entrada de dilución (PED) efectivamente disminuye en el caso con diluyente, lo que significa que este material más fino ingresa antes por los puntos de extracción. Gracias a estos valores de PED zonificados, se construyen los planes mineros, en donde se obtiene una pérdida de 77.010 [ton] de finos en el caso con relave, de los cuales, el 95% ocurre durante la explotación del nivel 2 (en el nivel 1 no hay efecto debido a la temporalidad y la secuencia del depósito de material). Cuantificando económicamente, el ∆VAN se traduce en 60 MUS$, lo que significa una pérdida del 1.1% del VAN. Bajo las condiciones simuladas, el impacto global (nivel 1 y 2) del ingreso de este material de relleno en las reservas es prácticamente nulo, lo cual lleva a la conclusión de que una disminución de aproximadamente 10 puntos de PED no tiene mayor efecto en la recuperación de leyes según el modelo de Laubscher. Se reconoce entonces que la entrada de diluyente podría ser irrelevante bajo las hipótesis consideradas en este estudio, sin embargo, debe ser reevaluado recopilando nuevos antecedentes de parámetros para la calibración de REBOP y para el desarrollo de un nuevo modelo experimental que replique características como una razón de granulometría relave/mineral no constante o un tiraje no uniforme de los puntos.

Ingeniera Civil de Minas / Actualmente, bajo las condiciones de costos en que se encuentra la industria minera, ésta requiere más que nunca que sus recursos sean utilizados eficientemente. Dentro de los factores que están en juego para aprovechar estos recursos, el costo de extraer mineral de un yacimiento es clave, ya que influye en la determinación del tonelaje total a remover. La necesidad de este análisis radica en que algunos proyectos mineros que han sido planificados con un valor fijo, muestran al término de la evaluación una notoria diferencia con los resultados de los costos obtenidos en los últimos años de la vida mina, lo que podría generar que se extraiga más tonelaje que aquel que maximiza el beneficio de los interesados. La metodología desarrollada propone distintos escenarios para definir pit final, secuencia y programa de producción para dos yacimientos. Estos escenarios se obtienen de combinar algunos factores en la evaluación: dos costos mina distintos como input, utilizar o no una tasa de descuento y considerar o no un ajuste del costo mina a medida que la extracción se profundiza. Luego de determinar los escenarios, se continúa con etapas de planificación minera, donde en forma simplificada se diseñan las fases y se construye un plan de extracción del material. Finalmente, se realiza una evaluación económica de los distintos casos, teniendo como resultado por un lado, un perfil de costos por año mejor estimados que los valores fijos usados como input y por otro lado, un valor de beneficio descontado, el cual sólo considera las inversiones asociadas a la mina. Los principales resultados muestran que el costo mina, en todos los casos, presenta un patrón similar en su evolución, teniendo una tendencia creciente a lo largo de los años. Este efecto del aumento del costo mina se ve afectado, principalmente, por la disminución del tonelaje de los últimos años y no por un aumento en el costo total. Además, se observa que las principales diferencias entre los distintos casos se dan en los últimos años. Por otro lado, al analizar la recuperación de metal y el beneficio descontado a lo largo del tiempo, se tiene que en periodos intermedios de la vida mina, los casos con menor volumen presentan un beneficio mayor, al extraer antes las reservas. Sin embargo, esta diferencia se pierde al tener que costear la extracción de estéril de las fases posteriores, disminuyendo la brecha de beneficio en los últimos años, ya que si bien agregan valor, no son de gran impacto dado el efecto de la tasa de descuento y el largo plazo que se está considerando. Para los proyectos en los distintos escenarios se tiene que las diferencias entre los VAN fluctúan, para un caso, entre 5% y 8% y para el otro entre un 3% y 13%, donde esta diferencia se puede atribuir al efecto sobre los ingresos y no debido al aumento del costo mina, ya que los costos totales descontados son similares en todos los casos a lo largo de la vida mina. Según los objetivos planteados y en base a la metodología realizada, no es posible afirmar que el aumento del costo mina en los últimos años, respecto del valor fijo utilizado como referencia, genere un impacto en la determinación del tamaño de una mina. Sin embargo, dado a que los ingresos sí presentan cambios bajo los escenarios evaluados, se recomienda para trabajos posteriores determinar qué factores son los más influyentes en este efecto. Además, se sugiere aumentar el número de yacimientos a estudiar con el fin de concluir sobre una mayor cantidad de casos.