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Magíster en Minería / En las minas a cielo abierto el manejo de materiales es crucial para determinar la capacidad de producción. Chuquicamata es hoy una de las minas a en operación más grande del mundo, con una profundidad cercana a un kilometro. El sistema de manejo de materiales incluye una flota de noventa y seis camiones y tres chancadores primarios. Hoy en día dos de ellos se encuentran en superficie y uno al interior del pit. El 2010 se debe tomar la decisión si se traslada uno de los chancadores en superficie al interior del pit. Considerando la complejidad del sistema de manejos de materiales se realiza un análisis detallado de alternativas usando la simulación dinámica de eventos discretos y cadenas de Markov. La simulación dinámica de eventos discretos permite cuantificar la variabilidad de los procesos junto con estudiar las variables de tráfico y congestión. Por su parte las cadenas de Markov son una alternativa analítica para resolver el problema de la confiabilidad de un sistema en función de la configuración y funcionamiento de sus componentes. La primera parte del trabajo consiste en una revisión bibliográfica relacionada con el desarrollo de los objetivos de este trabajo. Además se describen los procesos Markovianos y algunas técnicas de simulación de eventos discretos. Se continúa presentando la metodología utilizada para modelar el sistema de manejo de materiales a través de la simulación dinámica y de modelos de cadenas Markov. Finalmente se desarrollan, utilizando la metodología propuesta para cada caso, los modelos a escala mina de las distintas alternativas a estudiar. Operativamente se plantean dos condiciones: camiones pueden o no bajar cargados por las rampas. Para el caso en que los camiones no pueden bajar cargados, no se recomienda el traslado del chancador al interior del pit, ya que no se logra copar la capacidad de los dos chancadores al interior del pit. En el caso de que los camiones puedan bajar cargados, a pesar de la mejora en la evaluación económica, el beneficio asociado al traslado sigue siendo marginal y altamente sensible a la productividad alcanzada por el sistema de chancado al interior mina. El proyecto de traslado se volvería atractivo si el precio del cobre se acercara a los costos de producción, lo cual no se prevé en un futuro cercano. En el caso de los modelos de Markov se reafirma la decisión con respecto a no trasladar un chancador E4 al interior del pit.

Ingeniera Civil de Minas / Frente al actual escenario del precio del cobre y las proyecciones para lo que resta de 2016 se hace indispensable revisar los procesos de la cadena del negocio para identificar oportunidades de mejoras que permitan a la operación tener mayor eficiencia en términos de mejor productividad y menores costos, cumpliendo con los estándares de seguridad. En el negocio minero se tiene una serie de actividades para obtener como resultado los cátodos, dentro del proceso la primera operación unitaria es la perforación del macizo rocoso que permitirá junto con la tronadura, arrancar la roca para su traslado y posterior procesamiento. Por lo anterior, podemos deducir que los resultados de la actividad de perforación, generará efectos relevantes en las actividades que a este le siguen, y por ende, en el proceso global de la extracción de mineral. Este trabajo de título tiene por objeto identificar las interferencias de la operación de perforación de la División Radomiro Tomic (RT), para generar propuestas frente a oportunidades de mejora, así como establecer una metodología de estimación de los indicadores operacionales. La perforación en RT está compuesta por perforadoras: DML, PITVIPER y ROC L8. Para definir una línea base (LB), se estudia la data histórica de los indicadores operacionales en el periodo enero 2012- mayo 2015 de perforación, de la cual se puede concluir que es necesario actualizar los valores utilizados en planificación de largo plazo, pues hay brechas entre los resultados reales y lo programado a nivel de planes anuales y quinquenales. A fin de mejorar la estimación de la productividad de las perforadoras, se define que el rendimiento está afecto al tipo de roca y a la fase, mientras que la utilización efectiva es escrita en función de las demoras no programadas: traslado, tronadura, espera agua, cambio de aceros, corte de energía necesaria para la operación, espera de sitio para perforar y espera de energía/combustible. Así el cálculo de los metros es m=Disp_flota∙(24∙#_días∙#_(eq,flota)-DP_flota-Res_flota-∑_flota▒〖DNP∙F_x) 〗 La aplicación de esta metodología de cálculo que incluye las interferencias del proceso es realizada al mes de junio 2015 logrando una mejora en la estimación de un 23%. Finalmente, se utiliza la metodología LEAN-KAIZEN para propuestas de mejora que buscan una reducción global de un 20% en las demoras no programadas, estandarización y gestión visual. De acuerdo a la LB de 2015, de implementar estas propuestas y conseguir la meta es posible aumentar los metros perforados anuales en 60.500 m, equivalentes a un 75% de la producción anual de cada perforadora DML, lo que puede permitir prescindir de un equipo de la flota en arriendo para cumplir el plan. / Due to decrease of the copper price and its forecast for the second semester of the year, it is essential review the process value chain to identify opportunities to improve the efficiency in terms of major productivity and lesser costs, without affecting the standards on security. The first unitary stage of the cathode production is the rock mass drilling; this process, with the blasting, allow the rock extraction, its hauling and later treatment. According to this, better results in the drilling process, implies relevant effects on the subsequent stages, and then, an improvement in the global process of the mineral extraction. The goal of this work is identify the more relevant interferences in the drilling process of the Codelco-Radomiro Tomic (RT) mining company, to propose improvement chances to the production process and develop a methodology for the estimation of the effective use and the effective efficiency to the purpose of incorporate operational variables, e.g. designing parameters. The RT‟s drilling process has four (4) fleets: DML, PITVIPER and ROC L8. To stablish de base line is studied the historical data, from January 2012 to May 2015, of the drilling operational indexes. As result, is concluded the necessity of an update of the values used for the long term planning, since there are relevant gaps between the annual and quinquennial plans and the real results for the same periods. For the purpose of improve the estimation of the drilling productivity, is defined that the efficiency is a function of the rock type and the current cutback, meanwhile the effective use is a function of the seven (7) mainly unscheduled delays: hauling, blasting, pending water, steel change, energy cut, waiting for drilling site and pending fuel/energy. The function that calculate the drilling distance (in meters) is given by: Σ Where, is availability of each fleet, is average scheduled delays, is average reserve of each fleet, is average unscheduled delays and is bench saturation constant. The proposed calculation methodology is applied for June 2015, achieving an improvement of 23% of the distance drilling estimation. At last, based on the LEAN-KAIZEN methodology, are suggested a battery of proposal – based principally on standardization and visual management – aimed to reduce the unscheduled delays in a 20%. According to the base line of 2015, if the proposal are implemented, it will be possible increase the annual distance drilling in 60.500 m, which is equivalent to a 75% of the annual production of a DML drill; this would allow to dispense one (1) drill from the rented fleet. / Este trabajo ha sido financiado por División Radomiro Tomic, Codelco / 29/7/2021

Ingeniero Civil de Minas / Una de los grandes desafíos que un proyecto minero debe enfrentar es el manejo de la incertidumbre asociada a los factores que lo definen, entre estos se encuentra la estimación de la cantidad y calidad de los recursos, el escenario económico en el que se desenvolverá, la realidad política y social en la que estará inmerso, entre otros. Estas fuentes de incertidumbre externa, ajenas a la organización y sus activos, impactan en la viabilidad del proyecto y son parte de las causas de las vulnerabilidades de estos, que generan un alto riesgo a la inversión a realizar. El objetivo de este trabajo es proponer una metodología de evaluación de escalas de producción (capacidad de minado, capacidad de procesamiento y ley de corte) que permita obtener un valor económico competitivo frente al resto de las escalas, y que presente un valor agregado explicado por la incertidumbre del precio del cobre. Además, la configuración seleccionada aumenta la certeza con la que se conoce el valor del proyecto cuando este se enfrenta a un escenario de precios bajos, y otorga una mayor holgura a los retornos cuando los niveles de precio son elevados. Para esto, se desarrolló un modelo de pronosticación del precio del cobre, que permitió representar la variabilidad de su comportamiento en el tiempo, para luego ingresarlo a un escenario de planificación donde se evaluó el desempeño económico de cada escala de producción sometida a la volatilidad del precio. Por último, mediante una serie de criterios basados en la estadística de las distribuciones encontradas, se definió la combinación de escalas de producción que cumplió con los requisitos antes mencionados. Se evaluaron 480 combinaciones de escalas de producción, en 100 escenarios de precios distintos, lo que permitió evaluar 48.000 planes mineros en función de su valor económico y comportamiento frente a la incertidumbre del precio. La configuración seleccionada correspondió a 75 [Mton/año] de capacidad de mina, 16 [Mton/año] de capacidad de procesamiento y una ley de corte de 0,75% de cobre. Esta combinación de escalas de producción presentó una mediana de VPN equivalente a 3.700 [MMUS$] donde 167 [MMUS$] se justifican a raíz de la incerteza del precio considerada. La metodología propuesta en este trabajo sugiere una nueva forma de planificación estratégica, en la que se utiliza la incertidumbre del precio del cobre para posicionar al proyecto en un escenario ventajoso con respecto a un escenario determinista del precio. De esta forma, la incerteza del precio pasa de ser un obstáculo para los proyectos mineros, a ser un factor generador de valor para estos.

Magíster en Minería / A medida que las minas a cielo abierto crecen y se profundizan la estabilidad de sus taludes toma un papel importante y crítico, es por eso que la estimación previa del comportamiento de la roca en cada una de las etapas de la construcción de la mina es crucial para asegurar la estabilidad en el largo plazo. Una correcta estimación permite diseños más empinados, y una mejora en la ratio de remoción estéril/mineral, lo que debería reflejarse en el mejoramiento del VAN del proyecto. El objetivo de esta tesis es validar el nuevo software Slope Model, para el análisis de estabilidad de taludes, mediante la comparación de este con el software ya validado 3DEC. El fin del proyecto es mejorar el conocimiento respecto el comportamiento de macizos rocosos fracturados. En la actualidad existen diferentes programas de modelamiento numérico para la estimación del comportamiento de taludes mineros, los cuales van desde el método de equilibrio límite (LE) hasta enfoques matemáticos analíticos más complejos. La elección de usar un método u otro depende de varios factores como son el nivel de detalle que se le quiere dar a la zona a estudiar, las propiedades de las rocas y la cantidad de discontinuidades presentes. Los métodos utilizados más comunes son los continuos, discontinuos e híbridos. En el marco de los modelos discontinuos se observó que los softwares actuales no son capaces de reproducir la creación y propagación de nuevas fracturas mediante la rotura de roca intacta, hecho que si ocurre en la realidad. Por este motivo se eligió el nuevo software Slope Model (SM), de la empresa ITASCA, el cual sí reproduce dichos fenómenos, muy importantes para el estudio geotécnico del área analizada. Siendo SM un software en desarrollo, los resultados fueron comparados con un modelamiento usando el software 3DEC. En la presente tesis se llevó a cabo la representación simplificada de un talud de una mina ubicada en Chile. Utilizando los mismos parámetros de entrada, los resultados de SM representan correctamente los principales desplazamientos, habiendo diferencias en la magnitud de los valores. Los factores de seguridad obtenidos en SM son levemente menores que en 3DEC, lo que concuerda con la teoría ya que SM tiene la capacidad de representar la rotura de roca intacta y propagación de fracturas, resultando en una menor resistencia de la roca.

Tesis para optar al grado de Magíster en Gestión y Dirección de Empresas / Uno de los pilares estratégicos dentro de las compañías mineras es la buena gestión de costos en las operaciones, en particular para aquellos insumos críticos. En una operación a cielo abierto que se encuentra evaluando aumentar la continuidad operacional mediante la incorporación de nuevos recursos, es de suma importancia en esta etapa de evaluación encontrar posibles mejoras y ahorros. Mediante la generación de distintas opciones de diseño de fases de este nuevo sector de la mina, se propone evaluar económicamente el impacto de la conectividad de las fases en el costo de transporte. La metodología de trabajo incluye la realización de diferentes sets de fases, que se utilizarán para realizar planes mineros con el objetivo de llenar la capacidad de chancado por periodo, luego, a partir de simulaciones se estimarán los tiempos de ciclo y las horas efectivas requeridas de equipos de transporte para la estimación de los costos de transporte, carguío, perforación y tronadura que darán como resultado el costo total mina para cada uno de los escenarios. En términos de resultados, respecto de los tiempos de transporte, vemos que se obtiene una disminución de los tiempos de ciclo de entre 3 a 4 minutos en aquellos periodos donde interactúan fases con una mejor conectividad respecto del caso en que las fases no tienen conexión. Esto debido a la oportunidad de utilizar rutas de transporte más cortas, producto del empalme con rampas de fases anteriores. Esto se traduce en términos de ahorro para el costo de transporte entre 0.1 US$/t y 0.14US$/t. lo que conlleva un ahorro de hasta 12% para un período en términos de costo de transporte. Con relación al efecto de conectividad de fases, utilizando el VAC a una tasa de descuento del 12% para cada uno de los escenarios, la opción que minimiza los costos es el caso 1, siendo el caso con mejor conectividad. La diferencia entre el caso 4 (menor conectado) versus el caso 1 es de 14.9 MUS$, es decir, el caso 1 presenta un VAC 4% menor respecto al caso 4. A partir de los resultados anteriores, vemos que efectivamente las diferencias en las conexiones de las fases y la implementación de rutas de transporte mejor conectadas sí aportan valor al negocio. Una mejor conectividad de fases es la mejor opción desde el punto de vista de VAC y operativo. Por tanto, el proceso de diseño dentro de la planificación minera se levanta como un elemento de gestión que aporta a la estrategia competitiva de liderazgo en costos. Para la realización de un proyecto de esta índole es necesaria una mirada estratégica de mediano plazo, dado que, para fases en desarrollo, en operación o comprometidas en procesos de presupuesto es difícil realizar mejoras estructurales en los diseños y su conectividad. Es por eso, como para el caso particular de este estudio, al estar en una etapa de ingeniería temprana, estas alternativas de diseño con mayor conectividad se presentan como una oportunidad de agregar valor a la continuidad operacional de la mina.

Doctor en Ingeniería de Minas / Esta tesis aborda el problema de planificación de la producción de largo plazo en minas de cielo abierto, considerando incertidumbre geológica. La solución de este problema define cómo y cuándo se extraerán las reservas mineras, generando una promesa que compromete la producción en el tiempo. Debido a la envergadura del problema es usual dividir en tres etapas el proceso de planificación, generando tres problemas relacionados que son resueltos secuencialmente para obtener un plan de producción tentativo, a saber: (i) la determinación del pit final, que consiste en delimitar la subregión de la mina donde se realizará la extracción; (ii) la selección de pushbacks, que corresponden a una partición del pit final que permiten guiar la secuencia de extracción y controlar el diseño; y por último, (iii) el agendamiento temporal de la producción, que se encarga de definir dentro de cada pushback cuándo serán extraídas las distintas zonas y cuáles de ellas serán procesadas. Si bien la incertidumbre geológica no es considerada en la metodología tradicional, la mayoría de los esfuerzos realizados para incorporarla sólo lo han hecho dentro de la etapa de agendamiento, definiéndolo dentro de un pit final determinista, en cuyo interior se dispone de un conjunto de escenarios que modelan la incertidumbre. Es más, estos resultados ni siquiera consideran la selección de pushbacks como una etapa dentro del proceso, pasando directamente de una definición determinista de pit final al agendamiento bajo incertidumbre, lo que puede generar resultados difíciles de operativizar. En este trabajo de tesis se propone y evalúa una metodología que incorpora la incertidumbre geológica en las tres etapas mencionadas. Para cada una de ellas, se proponen y evalúan modelos que consideran el riesgo asociado al desconocimiento que se tiene de la zona mineralizada. Las principales contribuciones de esta investigación son: (i) desarrollo de un modelo multiobjetivo que permite generar la frontera eficiente de alternativas de pit final en el plano valor esperado-riesgo; (ii) definición de un nuevo modelo que automatiza la selección de pushbacks a partir de un conjunto de pits anidados y criterios bien definidos; e (iii) implementación de un modelo que maximiza el valor descontado y, a la vez, minimiza el costo total de la incertidumbre asociado a las desviaciones de los objetivos de producción, cuando se considera un conjunto de escenarios que caracterizan la incertidumbre de leyes. Estos nuevos modelos consideran la evaluación del riesgo en todas las etapas, permitiendo generar planes de producción más robustos. En el caso de estudio presentado, los resultados muestran que se puede obtener un incremento de valor descontado en 2% y, más importante aún, que el costo total de la incertidumbre se reduce en un 68%, respecto a la metodología usual que no considera la incertidumbre. Por lo tanto, se pueden tomar mejores decisiones en la planificación de la producción de largo plazo de minas a cielo abierto.

Ingeniera Civil de Minas / El presente trabajo de título se desarrolla en la Superintendencia de Planificación y Desarrollo de Minera Antucoya, ubicada en la región de Antofagasta. Este consiste en la actualización del diseño de los botaderos mina, con el objetivo de optimizar las distancias de transporte mediante la minimización de sus tiempos de ciclo. El diseño actual se realizó para el Caso Base 2016, constando en dos botaderos: uno al norte del rajo, de 91 [Mton], y otro al sur, de 710 [Mton]. Adicional a ellos, se utiliza el espacio y diseño para la pila ROM de tercer botadero dando un extra de 143 [Mton]. Se comienza diseñando en función de los límites de la minera, presentando tres alternativas de botaderos. Las dos primeras tienen sólo un botadero norte y otro sur, y a la tercera alternativa se le añade uno al oeste del rajo. Todas las alternativas cumplen con el estéril del plan minero del CB 2016 de 807 [Mton] con una holgura del 10%. Posteriormente, se calculan las horas de transporte y su flota, arrojando que la alternativa 1 ahorra un 7% en horas totales y rebaja la flota de 23 a 22 camiones. Por su parte, la alternativa 2 y 3 ahorran 5% y 4% en horas, respectivamente, requiriendo la segunda 22 camiones y la tercera 23, al igual que el CB 2016. Luego, se hace una evaluación técnica-económica, estudiando cualitativamente aspectos geotécnicos, operativos y de planificación, junto con cuantificar los costos operacionales y de inversión en transporte mina. De la evaluación técnica, se elimina la tercera alternativa, que no respeta el límite de línea base, por la desventaja frente a las otras y la tramitación de permisos adicionales que requeriría su implementación. Las dos alternativas con que se sigue trabajando, arrojan ahorros en OPEX de transporte mina de 20 [MUS$] y 12 [MUS$] y en CAPEX de 2 [MUS$] y 1,5 [MUS$]. Realizando un análisis de los resultados, se recomienda como diseño final la alternativa 1, la cual respeta los límites de propiedad y de línea base, y utiliza el espacio autorizado para pila ROM como botadero. Prosiguiendo, se proponen diseños para los stocks mina. Este consta de dos stocks de alta ley, al este y noroeste del rajo, y un tercero de baja ley al este del rajo y atrás del stock de alta ley. Las horas de transporte adicionales son del 2%, no se afecta la flota ni el CAPEX de forma significativa, pero si implica un costo operacional extra de 4 [MUS$]. Finalmente, se sensibilizan los resultados variando sus parámetros de velocidad y espera, de los usados en el CB 2016 a los del Plan de Negocios 2017-2021. Este cambio, aplicado a la alternativa 1, reduce en 8% las horas de transporte, demanda un camión menos, ahorra 8% en costos operacionales y 22% en inversión, demostrando que sus valores deben ser estudiados con cuidado.

Memoria para optar al título de Ingeniero Civil de Minas / El presente trabajo tiene por objetivo comparar la metodología tradicional frente la metodología de agendamiento directo de bloques en cada aspecto de la planificación a largo plazo para la minería de cielo abierto a través de un caso de estudio, el cual corresponde a un modelo de bloques de oro obtenido a través de la librería Minelib. Para la comparación se usaron datos reales, los cuales se obtuvieron a través de la misma librería del modelo, con los cuales se procedió a definir los parámetros básicos para la planificación. En la metodología tradicional se definieron 5 fases en base a los pits anidados obtenidos, en cambio para la metodología DBS se obtuvieron 7 periodos para llevar a diseño. Además, a través de las herramientas de Doppler se definieron los planes de producción, que resultaron para ambas metodologías con una capacidad mina escogida de 17 [Mtons/año] y una vida de 7 años. Cabe destacar que la mina contenía de dos pits de diferente tamaño y extensión, y cada uno se evaluó por separado para aplicar en forma correcta las restricciones operacionales por fase. Con estos resultados se procedió a realizar una operativización con el diseño minero de las fases y periodos acorde a cada metodología según restricciones operacionales a través del software Vulcan, donde la metodología tradicional logra extraer un total de 24 bancos y la metodología DBS extrae 25 bancos en el pit más grande, y para el pit más pequeño ambas metodologías logran extraer 12 bancos. Con estos diseños se llevó a cabo una cubicación con el fin de generar una secuencia de extracción a través de planilla de cálculo y posteriormente dimensionar las flotas de equipos que se utilizaran para el estudio. La secuencia de extracción obtenida para ambas metodologías entrego un plan de producción suavizado y que fijó la vida de la mina en 9 años debido que la capacidad máxima alcanzada por la planta fue de 10 [Mtons/año] en conjunto con las limitantes operacionales. Una vez definida la secuencia de extracción se procedió a calcular los costos para finalmente obtener el VAN de cada caso, donde la metodología tradicional reportó un VAN de 626.4 MUSD, en cambio a la metodología DBS un VAN de 658.1 MUSD, lo que equivale a una diferencia del 5%. Se concluye con esto que, desde el punto de vista económico, la metodología DBS no genera una mayor diferencia de lo que se obtiene en la metodología tradicional. Por otro lado, las secuencias de extracción y así mismo el diseño minero de las fases de la metodología DBS logran ser mejores que la de la metodología tradicional en términos de tener menores distancias por año y menor extracción de lastre adicional, por lo que resulta interesante generar estudios enfocados a yacimientos con más de un mineral de interés, así como la integración del blending en los criterios de decisión, que puedan a prueba esta alternativa de planificación. Con esto se lograría aportar y complementar los estudios realizados en torno al agendamiento directo de bloques.

Magíster en Ciencias, Mención Geología / Una de las principales variables que necesitan ser manejadas apropiadamente en minas a cielo abierto es la presión de poro generada detrás de los taludes, ya que disminuye la resistencia al corte del suelo. El trabajo de diseño analítico y numérico para taludes ha utilizado tradicionalmente el nivel freático como entrada para los modelos geotécnicos, asumiendo implícitamente condiciones hidrostáticas en profundidad. Esta simplificación contrasta con la realidad del entorno minero, en especial en grandes minas a cielo abierto y en operaciones con programas activos de despresurización, en las que los gradientes hidráulicos verticales pueden llegar a ser importantes. En los últimos años se ha producido un avance importante en la consideración y comprensión de la hidrogeología en la mina; y cada vez es más frecuente la utilización de modelos hidrogeológicos para la obtención de las distribuciones de la presión de poro en profundidad. Sin embargo, estos modelos presentan una limitación fundamental como es la ausencia de datos suficientes para calibrarlos. Las medidas de presión de poros en la mina son en general escasas, dispersas y se limitan en el mejor de los casos, a tres o cuatro profundidades diferentes. Para hacer frente a la ausencia de datos, el proyecto Smart Open Pit Slope Management Project de CORFO entre CSIRO Chile y la U. de Chile contempla el desarrollo de una nueva herramienta de medición simultánea y en tiempo real del estado de la deformación y la presión de poros en profundidad con una densidad de muestreo hasta un orden de magnitud superior a los métodos convencionales. Disponer de datos reales de deformación y presión de poro representará una oportunidad única en términos de I+D en la comprensión del régimen de presiones hidráulicas que afectan a la estabilidad del talud de las minas y en la validación y el desarrollo de modelos geotécnicos acoplados. La integración del sensor de poros a la nueva herramienta plantea desafíos como son: asegurar que la medida es fiable, precisa, no se ve alterada por el método de instalación y proporciona información en un tiempo razonable. Todo ello sin perder de vista el contexto hidrogeológico de la variable a medir (presión de poro), sus posibles variaciones en profundidad y las dificultades que enfrenta su medición en un entorno de minería a rajo abierto en rocas de baja permeabilidad. La tesis para la obtención del magister se fundamenta en la identificación de los factores claves y las consideraciones a tener en cuenta en el desarrollo de la nueva herramienta, desde la selección e integración de los elementos y su método de instalación en sondaje, hasta una propuesta de infraestructura para llevar a cabo la instalación y las pruebas a realizar previas a su instalación en terreno.