Dissertations / Theses: 'Explotación minera - Chile'

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Moscoso, Castillo Elías Neftalí. "Explotación de recursos de óxidos en Minera Rafaela." Tesis, Universidad de Chile, 2016. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/140625.

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Abstract:

Ingeniero Civil de Minas
El objetivo de esta memoria es analizar la factibilidad de implementar la explotación de minerales oxidados de cobre en Minera Rafaela, faena ubicada en la V región de Chile en la comuna de Cabildo que actualmente explota minerales sulfurados de cobre a un ritmo de 1.500 a 1.800 toneladas mensuales de mineral aproximadamente, labor que actualmente no se realiza. Para esto se considera la cantidad total de recursos presentes en la mina y los métodos de explotación apropiados. Además se hace un análisis de dos alternativas de negocio: la venta directa del mineral a ENAMI y la asociación con una planta privada en la cual las utilidades son repartidas equitativamente. Los recursos totales de minerales oxidados de cobre en mina Rafaela (demostrados e inferidos) estimados en este trabajo son 2,26 [MMTon], con una ley de 2,12 % y un consumo de ácido sulfúrico de 11,9 [kgAc/kgCuRec] (202 [kgAc/Ton]). De todos los métodos de explotación minera considerados, se concluye que los más adecuados considerando forma del cuerpo, calidad geomecánica de la roca y las leyes presentes son Shrinkage Stoping para cuerpos tipo veta y Room and Pillar para mantos. Para la presente evaluación económica se ha considerado un precio del cobre de 300 [cUS$/lb], un costo mina de 15 [US$/Ton] para los mantos (Room and Pillar) y 20 [US$/Ton] para vetas (Shrinkage), y un costo de ácido sulfúrico de 82 [US$/TonAc]. Para la opción ENAMI las variables económicas indican un beneficio total obtenido por Minera Rafaela de 42,16 [MMUS$], un costo total de 53,53 [MMUS$] con una inversión de 10,77 [MMUS$], con lo cual se obtiene un VAN de 16,02 [MMUS$], TIR de 55%, periodo de retorno del capital de 2 [años] y una vida útil de 8 [años]. Para la opción de venta a privados las variables económicas indican un beneficio total obtenido por Minera Rafaela de 41,97[MUS$], un costo total de 39,41 [MMUS$] con una inversión de 10,49 [MMUS$] con lo cual se obtiene un VAN de 16,21 [MMUS$], TIR de 56%, periodo de retorno del capital de 2 [años] y una vida útil de 8 [años]. Cabe destacar que en el escenario actual el negocio no es rentable, esto se debe a la baja en el precio del cobre y también a que actualmente el costo mina que se sitúa en los 30 [US$/Ton] con una operación mixta entre Room and Pillar y Shrinkage Stoping y se ha propuesto que se puede llegar a bajar hasta 15 [US$/Ton] en Room and Pillar y 20 [US$/Ton] en Shrinkage Stoping. Las variables económicas estudiadas en este trabajo muestran un negocio factible, pero muy sensible a factores tales como el consumo de ácido, precio del cobre, costo mina y ley de cobre soluble.
The objective wich is of this memory is to analyze the feasibility of mining oxidized cooper resources at Rafaela Mine, located in the V region of Chile in the commune of Cabildo currently operating copper sulphide ores to a mining rate of 1500 to 1800 tons per month, labor which currently is not being executed. For this the total present resources and the mining methods are considered. Also two business models are analyzed: the direct selling of the ores to ENAMI and the association with a private plant in which the profits are equally took. The total oxidized cooper ores at Rafaela Mine (proved and inferred) estimated in this work are 2.26 [MMTon] with a grade of 2.12% and sulfuric acid consumption of 11.9 [kgAc/kgCuRec] (202 [kgAc/Ton]). From all the considered mining methods, is concluded that the best methods taking account of the shape of the body, quality of the rock and the present grades are Shrinkage Stoping for vein bodies and Room and Pillar for bedrocks. For this economic evaluation was considered a copper price of 300 [cUS$/lb] a mine cost of 15 [US$/Ton] for bedrocks (Room and Pillar) and 20 [US$/Ton] for vein bodies (Shrinkage), and a cost of sulfuric acid of 82 [US$/TonAc]. From analyzed business alternatives, in the ENAMI option the economic variables shows an utility of 42.16 [MMUS$], total cost of 53.53 [MUS$] with an investment of 10.77 [MMUS$], with wich a NPV of 16.02 [MMUS$], IRR of 55%, the capital return period is 2 [years] and the lifespan is 8 [years] while with the private association the utility is 41.97 [MMUS$], total cost for Rafaela Mine of 39.41 [MMUS$] with an investment of 10.49 [MMUS$], a NPV of 16.21 [MMUS$], IRR of 56%, the capital period return 2 [years] and the lifespan is 8 [years]. Note that in the present scenario the business is not profitable, this is due to the decline in copper prices and also currently the mine cost stands at 30 [US$/Ton] with a mixed operation between Room and Pillar and Shrinkage Stoping and has been proposed that can drop to 15 [US$/Ton] in Room and Pillar and 20 [US $ / Ton] in Shrinkage Stoping. The economic variables studied in this work shows a feasible business but very sensible to factors like acid consumption, cooper price, mine cost and soluble copper grade.

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Molina, Reyes Yonathan Emilio. "Catastro de prácticas operacionales y de diseño para la mediana minería subterránea en Chile." Tesis, Universidad de Chile, 2013. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/115142.

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Abstract:

Ingeniero Civil de Minas
La minería mediante caserones constituye el método de explotación subterráneo más empleado en Chile, en cuanto a número de faenas se refiere. De un catastro de 40 faenas nacionales subterráneas, un 55% de ellas utiliza caserones abiertos, un 13% corresponde a caserones con relleno y un 8% se explota mediante métodos por hundimiento. Actualmente, no se dispone de datos oficiales que permitan analizar las prácticas operacionales y de diseño de la mediana minería subterránea en Chile. Por esto, resulta necesario analizar y evaluar comparativamente las principales características e indicadores del método de explotación por subniveles, utilizado en éste tipo de faenas mineras, de manera de generar herramientas o procedimientos que permitan obtener mejores desempeños. Esta memoria forma parte del proyecto Innova Chile-Corfo 11IDL2-10630 denominado Desarrollo de Herramientas de diseño para minería subterránea selectiva en Chile y tiene como objetivo establecer el estado del arte de la mediana minería subterránea en Chile. El estudio se realiza mediante la elaboración de un catastro que reúne información de referencias públicas y la recopilada durante visitas y estadías en cinco operaciones subterráneas ubicadas en la zona centro y norte del país, las que utilizan caserones por subniveles como método de explotación. Los antecedentes recopilados incluyen: información general de la mina, geometría del yacimiento, mineralización, ritmos de producción, cantidad de personal, geología y geotecnia, costos, índices mineros, estabilidad de caserones y pilares, entre otras. La información recopilada ha sido procesada, tabulada y estandarizada de forma de ser comparable entre sí de manera agregada, con lo cual se obtienen los principales indicadores relacionados con el diseño, perforación, tronadura, carguío y transporte. Del estudio se desprende que el principal mineral en explotación es el cobre, encontrándose en el 80% de las minas visitadas. La calidad del macizo rocoso corresponde a un Rock Mass Rating (RMR) superior a 60, dando cuenta de una roca de buena calidad. Los índices de perforación varían entre 7,6-28 t/m para perforación Long Blast Hole (LBH) y entre 6-8 t/m para Undercut (UC). El factor de carga en tronadura LBH varía entre 220 y 300 g/t. Respecto a la base de datos de diseño y levantamiento topográfico, ha sido posible recopilar información de aproximadamente 100 caserones. Adicionalmente, en base a 51 mediciones de esfuerzos in-situ en faenas se propone una relación preliminar entre los esfuerzos vertical y horizontal con la profundidad. Se recomienda incorporar otras operaciones mineras en el estudio, con el objeto de realizar un compendio aún más distintivo del estado actual de la mediana minería de Chile. Los datos aportados por las empresas mineras deberán ser revisados en terreno para corroborar si son puestos en práctica y por ende determinar su representatividad. El análisis comparativo presentado en éste trabajo puede ser utilizado como una herramienta de consulta en el diseño de nuevos proyectos. La metodología de trabajo está orientada en el mejoramiento continuo de las prácticas operacionales y de diseño, estimulando cambios y mejoras en estos procesos.

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Jorquera, Villarroel Miguel Antonio. "Método de explotación Bench & Fill y su aplicación en minera Michilla." Tesis, Universidad de Chile, 2015. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/134586.

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Abstract:

Ingeniero Civil de Minas
Debido a los altos costos experimentados por Minera Michilla durante la explotación de la mina Estefanía por el método de cut & fill post room and pillar, dicha empresa se ve en la necesidad de buscar métodos alternativos técnicamente factibles a la realidad del yacimiento. Es así como se plantea la aplicación del método bench & fill en los sectores más profundos de la mina (D4 y ABW inferior). El método de Bench & Fill en estudio consiste en una variación del tradicional Cut & Fill, en donde la explotación de se hace por medio de banqueo y relleno. La secuencia de explotación sigue dos direcciones: siempre se realiza en retroceso dentro de un mismo nivel, y se efectúa de manera descendente dentro de un mismo sector. El diseño a ejecutar en el sector D4 de la mina subterránea se encuentra compuesto por 3 bloques, abarcando profundidades desde la cota 51.5 hasta la cota -31.5. El método considera dos tipos de cámaras, primaria y secundaria. Ambas cámaras poseen una altura de 15m, siendo el ancho de estas 7m y 9m respectivamente. Además se considera la presencia de pilares de 6m entre dos cámaras continuas y una losa de 8m de altura entre dos niveles para asegurar la estabilidad de las labores. Las galerías del sector poseen una sección de 7x5m. Tomando en cuenta los parámetros de diseño anteriormente planteados, se procede a generar un modelo computacional que permita estimar los costos directos asociados al método de explotación. Los costos se dividen dentro de ocho clases: costos de tronadura, perforación, fortificación, carguío, transporte, relleno, administración y servicios. Para determinar los costos asociados a cada una de las áreas mencionadas, se procede de la siguiente manera: - Determinar los principales insumos necesarios en los distintos trabajos. - Haciendo uso de la metodología Asarco para obtener los índices operacionales de los equipos, y tomando en cuenta los índices de costos operacionales de los equipos se obtiene el costo operacional de las distintas aéreas. - Considerando el tiempo de trabajo necesario para cumplir las labores se estima el costo de mano de obra asociado. - Sumando los tres costos mencionados, y tomando en cuenta los metros de preparación necesarios para extraer el sector en estudio se obtiene el costo mina del método. De acuerdo a la metodología plantead, se estima el costo mina para el bench & fill sin tomar en cuenta los costos distribuibles de otros departamentos. Es así como se obtiene un costo mina de 34,3 US$/ton asociados al método. Al tomar en cuenta el plan minero proporcionado, se obtiene un costo total de desarrollo para el sector de 18,46 [MUS$], siendo comparable de manera favorable con el cut & fill post room and pillar (46,5 [US$/ton] y 31,2 [MUS$] respectivamente). Es así como se concluye que el método de Bench & Fill resulta ser atractivo de acuerdo a los objetivos planteados, proporcionando menores costos que el actual Cut & Fill y a su vez mejorando la seguridad del personal presente en la mina.

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Ramírez, Zamora Rodrigo. "Análisis técnico-económico explotación yacimiento Amancaya." Tesis, Universidad de Chile, 2017. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/149545.

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Abstract:

Ingeniero Civil de Minas
La mina de oro y plata Guanaco que se encuentra a 240 km al SE de Antofagasta es de propiedad de Austral Gold. Guanaco que originalmente fue explotada a cielo abierto por sus dueños anteriores es actualmente explotada con el método subterráneo de caserón abierto por subniveles SLOS (Sub Level Open Stopes). El procesamiento del mineral explotado es a través de lixiviación en pilas, y la recuperación de oro y plata se realiza en columnas de carbón activado (Heap Leaching and CIC). Con el objetivo de prolongar la vida útil de Mina Guanaco, Austral Gold compró a Yamana Gold el yacimiento Amancaya, ubicado 70 km al sur de Guanaco. Amancaya tiene recursos aproximados de 400 mil onzas de oro equivalentes, principalmente en categoría de Recursos Inferidos. El presente estudio tiene como objetivo realizar una evaluación técnico económica preliminar de Amancaya, por lo que se utilizarán los recursos principalmente Inferidos, para definir los métodos de explotación que mejor se adapten a las características del yacimiento: veta angosta, buena calidad geomecánica del macizo rocoso y leyes de oro y plata de alrededor de 7 y 180 g/t respectivamente. El estudio incluye evaluar el proceso metalúrgico de Lixiviación por agitación y precipitación con Zinc (Merril Crowe), debido a las características del mineral. También se incluye la estimación de los costos de operación e inversión de capital que permiten realizar una evaluación económica temprana del proyecto. El estudio define que la explotación de Amancaya se inicia con una explotación de 3 pequeños rajos, con alturas de bancos de 5 metros, por un periodo aproximado de un año y medio, para posteriormente continuar con la explotación subterránea con el método de caserón abierto con subniveles (SLOS) cada 20 metros, con unidades de explotación máximas de 100 metros de longitud, 36 metros de altura. El ancho estará definido en función del ancho de veta, con un mínimo de ancho de explotación de 2 metros. La evaluación económica del proyecto, en esta etapa, considera el 100% de gasto de capital de la nueva planta como inversión del proyecto Amancaya y los flujos de ingreso de caja sólo consideran el abastecimiento de mineral desde Amancaya (proyecto puro). El proyecto Amancaya tiene un Valor Presente Neto (NPV) de 56,8 millones de dólares a una tasa de descuento anual de 8%. La tasa interna de retorno (TIR) del proyecto es de 28%. La siguiente etapa del proyecto, es realizar un Estudio de Pre-factibilidad. Para esto se debe contar con recursos en categoría de Medidos e Indicados, por lo que será necesario realizar una campaña de sondajes con el objetivo de re-categorizar los recursos. Este estudio se utilizará de guía para diseñar la campaña de infill drilling y preparación de la Declaración de Impacto Ambiental (DIA) del proyecto."

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Bonilla, Felip Guillermo Eduardo. "Producción sin Desperdicios Acercamiento a su Uso en la Explotación Minera a Cielo Abierto." Tesis, Universidad de Chile, 2011. http://www.repositorio.uchile.cl/handle/2250/104115.

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Abstract:

El presente trabajo es un estudio exploratorio acerca de la potencial aplicación de los principios de la Producción sin Desperdicios en sistemas de producción de minas a cielo abierto. La “Producción sin Desperdicios” es un sistema creado para la industria manufacturera, donde se prioriza la flexibilidad y calidad de la producción por sobre el volumen de producción. En este sistema de producción se ocupan distintos principios y herramientas orientadas a la eliminación de los desperdicios productivos, entendiéndose por desperdicio, los tiempos y actividades dentro del proceso de producción que no generan valor sobre el producto. En la industria minera y más específicamente dentro de las áreas de producción y extracción de mineral en minas a cielo abierto, sus principios han sido poco utilizados y no existe suficiente información sobre su potencial implementación. La producción minera a cielo abierto muestra grandes tiempos de preparación, junto con largos tiempos de ciclo sobre el producto, y la mayoría de las actividades y tiempos que se generan dentro de la producción minera a cielo abierto no agregan valor al producto. Una producción minera enfocada hacia la Producción sin Desperdicios debería encontrar herramientas que estén enfocadas hacia la disminución del Stock y menores tiempos de transición entre sus procesos. Alternativas como la unificación de algunos procesos, como son los de Perforación y Tronadura o la disminución en los tiempos de preparación en el diseño de flota de cargadores y camiones, que permitan la menor cantidad de baldadas posibles para cargar, se muestran como potenciales alternativas para la disminución de los desperdicios sobre la producción. Si bien, parece difícil la implementación de estos sistemas de producción en la minería (orientados a la eliminación del desperdicio productivo), el desarrollo tecnológico minero puede permitir orientarse hacia estos objetivos. Al mismo tiempo, herramientas orientadas hacia este tipo de producción, pueden ser una ayuda para la eficiencia y productividad de la Producción Minera a corto o mediano plazo.

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Medina, Miranda Luisa Macarena. "Coexistencia de sustancias concesibles con inconcesibles en una pertenencia minera. Aspectos jurisprudenciales y somero análisis de la forma de explotación por parte del Estado." Tesis, Universidad de Chile, 2015. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/134237.

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Abstract:

Memoria (licenciado en ciencias jurídicas y sociales)
Autor no autoriza el acceso a texto completo de su documento
El presente trabajo tiene como objetivo principal el estudio del régimen legal existente en Chile en los casos en que coexistan en un yacimiento minero sustancias concesibles con inconcesibles. Para estos efectos, resultó necesario el estudio de la Constitución Política de la República, el Código de Minería y la Ley Orgánica Constitucional de Concesiones Mineras. A partir del análisis de estas normas, se detectó que el tema sólo ha sido enunciado en ellas, salvo el artículo 9º del Código de Minería, el que trata someramente la coexistencia estableciendo ciertas obligaciones a los particulares y derechos al Estado, pero sin regular en profundidad su ejercicio ni mayores aspectos prácticos, existiendo por tanto un vacío legal, por lo que para comprender como opera este tipo de explotación, se realizó un concienzudo análisis jurídico del artículo en comento, relacionándolo inclusive con instituciones transversales que informan a todo el ordenamiento jurídico. Asimismo, con el fin de aportar mayores luces a la investigación, se analiza legislación comparada latinoamericana y de situaciones similares dentro de la normativa chilena, como son las concesiones de energía geotérmica. . A su vez, se realizaron las pertinentes consultas a los órganos del Estado encargados de registrar las comunicaciones efectuadas a éste, entendiendo por tales, el Ministerio de Energía y la Comisión Chilena de Energía Nuclear, 9 determinando de esta forma la aplicación real que ha tenido la legislación vigente

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Widijanto, Eman. "Operational Reliability of an Open Pit Mine – Case study in Chuquicamata Mine, Codelco Norte-Chile." Tesis, Universidad de Chile, 2010. http://www.repositorio.uchile.cl/handle/2250/102321.

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Rojas, Canales Valentina Javiera. "Secuenciamiento óptimo de caserones en minería subterránea selectiva." Tesis, Universidad de Chile, 2017. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/145149.

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Abstract:

Ingeniera Civil de Minas
La planificación minera es un proceso iterativo, costoso en términos de tiempo y requiere de equipos de trabajo especializados. Tradicionalmente, el proceso de planificación es un proceso secuencial, es decir, se elabora un plan de producción el cual va siendo modificado o adaptado posteriormente, según los requerimientos de la operación. Esto se traduce en que las metas de producción originales no se cumplen, y el VAN final es menor al planificado. El objetivo principal de este trabajo es comparar y cuantificar el impacto que tiene la dilución no planificada, a través de dos modelos, sobre el plan de producción, la secuencia de extracción y en el VAN de la operación. Para esto, se realiza la planificación de una mina explotada por el método selectivo Bench & Fill, a través de un enfoque tradicional y un enfoque integrado, el cual incorpora un modelo de dilución. El impacto que tiene la dilución sobre el proceso de planificación puede ser observado a través de la comparación de ambos enfoques. Para la realización de este trabajo se utilizó el software agendador de actividades UDESS (Universal Delphos Sequencer and Scheduler), dado que es una herramienta robusta, flexible y que, además, posee la ventaja, por sobre otras herramientas, de entregar resultados optimizados. El secuenciamiento realizado por UDESS entregó las secuencias óptimas de extracción y los respectivos planes de producción para cada uno de los escenarios estudiados. En el proceso de planificación se incluyeron restricciones operacionales, tales como tasa de producción y movimiento de relleno, en conjunto con la valorización de ciertas actividades (desarrollos horizontales, extracción y relleno). Estas fueron utilizadas para determinar las restricciones de precedencia y el orden de la secuencia de extracción. Al comparar los resultados obtenidos se observó que incluir la dilución dentro del proceso de planificación produce un impacto directo sobre la secuencia de extracción, el VAN de la operación disminuye aproximadamente un 2% y, por ende, el plan de producción cambia. Finalmente, se concluye que la incorporación de los modelos de dilución como parámetro geomecánico al proceso de planificación impacta de manera directa los planes de producción, la secuencia de extracción y, de manera negativa, el VAN de la operación, sin embargo, la optimización del secuenciamiento realizado por el software permite que este impacto sea poco significativo. Además, la ventaja que tiene la incorporación de la dilución al proceso, es que permite obtener resultados más cercanos a la realidad operacional y menos susceptibles a cambios en etapas posteriores de la planificación minera.
12/05/2020

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Fuentes, Otero Luis Domingo. "Post-evaluación técnico y económica del método de explotación front caving en "El Teniente"." Tesis, Universidad de Chile, 2014. http://www.repositorio.uchile.cl/handle/2250/117000.

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Abstract:

Ingeniero Civil de Minas
El objetivo principal de este trabajo es realizar una post evaluación técnica- económica de la recuperación de pilares mediante el método Front Caving en la mina El Teniente . La post evaluación se basó en la recolección, filtración y análisis de información y en un análisis económico del método, dada las condiciones de los sectores Teniente 1 Retram y Sector K de la mina El Teniente . Mina El Teniente decidió aplicar este método para explotar pilares mineralizados ubicados entre los niveles de ventilación y producción, en sectores en que se suspendió la extracción de mineral por colapso del nivel de producción. De los análisis y resultados operacionales se concluye que el método se caracteriza por ser adaptable a diferentes cuerpos mineralizados. Un gran porcentaje del mineral obtenido es producto de la tronadura, debido a lo cual un buen manejo operacional del proceso de perforación y carguío de tiros así como el control de la dilución son factores de mayor importancia para el éxito del método. En cuanto a la seguridad, es un método en que se extrae el esponjamiento del mineral tronado y que necesita una fortificación y control operacional riguroso en los puntos de extracción para limitar los riesgos. El análisis de los resultados económicos indica que es un método viable en las condiciones particulares de su aplicación en El Teniente. Dado que se ocupan obras preexistentes, se requiere una inversión menor, básicamente desquinches de túneles y otras obras menores. Es importante destacar que con adecuados controles operacionales se lograron índices económicos aceptables. Otro punto a considerar es que el método permite asegurar planes de producción pues es un método ágil y flexible y su puesta en marcha requiere de corto tiempo. Con ello se logró el reemplazo de producción de sectores con imprevistos operacionales. Resumiendo, el Front Caving es un método de explotación adecuado para recuperar sectores afectados por colapsos, e incluso podría ser competitivo en situaciones normales.

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Oyanader, Willson Joaquín Alfonso. "Estudio de perfil para la explotación de Recursos Sur Codelco División El Teniente." Tesis, Universidad de Chile, 2016. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/140073.

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Abstract:

Autor no autoriza el acceso a texto completo de su documento hasta el 30/5/2021.
Ingeniero Civil de Minas
En el actual escenario de atraso de la puesta en marcha del Proyecto Nuevo Nivel Mina (PNNM), la División El Teniente se encuentra en la necesidad de evaluar diversos proyectos de contingencia que permitan mitigar el déficit de mineral que deberá enfrentar la División durante los próximos años hasta la puesta en marcha y ramp-up del PNNM Uno de los prospectos de mayor interés se encuentra al sur de la mina Esmeralda, dado que su ubicación permite explotar los recursos mediante la extensión de operaciones cercanas y a su vez a las campañas de sondajes ofrecen un 90% de reservas probadas, suficientes para realizar estudios a nivel de ingeniería de prefactibilidad. Dentro de este margen, se evalua la factibilidad técnica y económica de la explotación de Recursos Sur para así determinar la conveniencia de continuar los estudios del proyecto en etapas de ingeniería posteriores. Se recopilaron los antecedentes geológicos para identificar las reservas in situ, la litología presente, principales estructuras y el ambiente geotécnico del sector. Junto con esto se analizó la geomecánica del sector, determinándose que el proyecto se encuentra emplazado en un ambiente de esfuerzos similar al del sector de Diablo Regimiento. Utilizando como base los estándares para estudios de perfil, se analizó la explotación de los recursos mediante Rajo Abierto y Panel Caving. El resultado preliminar determinó que la explotación subterránea posee un mayor potencial económico por lo que se continuó el estudio enfocado el método subterráneo. Se generaron 4 opciones de explotación en función de la envolvente económica de las cuales, en función de su potencial técnico y económico, se eligieron 2; acoplada a Esmeralda denominada Continuidad de Bloques 4 y 5, y desacoplada explotando los recursos como un Caving Virgen. Dadas las alternativas de explotación, se generó el diseño minero para ambas opciones, el cual se utilizó para realizar un modelo de constructibilidad del sector, con objetivo de entregar la temporalidad del inicio y fin de los desarrollos, obras y construcciones junto con la puesta en marcha para cada estrategia. A su vez el modelo entregó las estimaciones de CAPEX requeridos para cada periodo de desarrollo del proyecto. Finalmente se realizó una evaluación económica del proyecto, obteniéndose resultados positivos de VAN para ambas estrategias analizadas entregando valores de 284,7 y 235,5 MUS$ para las opciones de Continuidad de Bloques y Caving Virgen respectivamente. En función de los antecedentes geológicos y geomecánicos, junto con la planificación, diseño, constructibilidad y análisis económico realizado a lo largo del estudio, se concluyó que la explotación subterránea del proyecto Recursos Sur presenta suficiente robustez técnica y económica para continuar sus estudios en la etapa de ingeniería de prefactibilidad. Se sugiere continuar los estudios de la opción de Continuidad de Bloques puesto que presenta mayor potencial económico y sinergias de constructibilidad extendiendo la vida de Esmeralda en 17 años. Se recomienda analizar el ambiente de esfuerzos esperado del acople de las cavidades de Esmeralda y Diablo Regimiento y junto con esto realizar campañas de sondajes para la etapa de ingeniería de factibilidad.

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Cantuarias, Palacios Mabel A. "Formas de asociación, producción y explotación minera en el norte Chico en la segunda mitad del Siglo XVIII." Tesis, Universidad de Chile, 2007. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/108970.

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Abstract:

Tesis para optar al grado de Magíster en Historia mención Historia de Chile
La presente investigación tiene por objeto indagar en una de las actividades económicas más preponderante en Chile desde su descubrimiento hasta nuestros días, como es la minería. Sin embargo, se centrará principalmente entre 1750 y 1800 en el Norte Chico cuando se consolidó como actividad económica de la región, y con ello la implementación de un sistema de explotación y producción.

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Clark, Flores Bastián. "Evaluación de una explotación combinada de los recursos de los Yacimientos Toki y Quetena." Tesis, Universidad de Chile, 2017. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/144536.

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Abstract:

Ingeniero Civil de Minas
El presente informe consiste en evaluar la explotación combinada de los recursos Toki y Quetena. El método comprende una explotación subterránea mediante Block Caving con el cual se pretende extraer los sulfuros y posteriormente aplicar lixiviación In Place sobre el material remanente compuesto principalmente por óxidos y mixtos. La lixiviación In Place, definida como la lixiviación sobre material fragmentado posterior a una intervención minera, considera a favor la misma infraestructura construida para la aplicación del Block Caving. El método consiste básicamente en la irrigación del mineral a partir de la solución lixiviante la cual es inyectada por pozos ascendentes de 100 m de altura ubicados en la intersección de zanjas y galerías presentes en el nivel de producción. Las soluciones captadas en la base del material fragmentado son enviadas a la Planta SX-EW donde el cobre es recuperado. Los yacimientos Toki y Quetena de tipo pórfidos cupríferos están ubicados entre 2 a 5 kilómetros al noroeste de Calama. Los cuerpos están cubiertos bajo una capa de gravas estériles, cuya potencia media es de 100 metros. La mineralización predominante en el caso de los sulfuros es calcopirita y bornita, mientras que para los recursos lixiviables son principalmente óxidos verdes (malaquita-crisocola, menores arcillas con cobre). El mineral se explota a partir de tres sectores: Quetena, Toki Norte y Toki Sur. En los dos primeros se realiza una explotación combinada, mientras que en el tercero solo es rentable la extracción de sulfuros mediante Block Caving. El total de reservas sulfuradas es de 126 MTon, con ley de cobre media de 0.6 %, mientras que en el caso de los óxidos se determinaron 20.3 MTon de reservas a una ley media 0.41%. Se estipuló a partir del plan de producción un ritmo medio de 40.000 TPD para la extracción de sulfuros y de 70,000 TMF/año para el proyecto global. La evaluación económica fue realizada a partir de un precio del cobre 2.8 US$/lb cuya fuente son las orientaciones comerciales asociadas al largo plazo. El proyecto es rentable en un escenario probable del precio del cobre, donde el VAN es de 180 MUS$ con una inversión requerida de 526 MUS$, que como punto a favor cuenta con el ahorro asociado a los gastos de construcción de las plantas concentradora y SX-EW por estar disponibles en el distrito.

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Vargas, Vergara Ricardo Andrés. "Metodologia de Diseño de Malla de Extración en Block y Panel Caving Incorporando Back-Análisis." Tesis, Universidad de Chile, 2010. http://www.repositorio.uchile.cl/handle/2250/102384.

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Guerra, Toledo Rocío, and Rojas Hernán Acevedo. "Factibilidad técnica y económica de la explotación de un yacimiento de caliza en la región Metropolitana." Tesis, Universidad de Chile, 2005. http://www.repositorio.uchile.cl/handle/2250/111195.

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Abstract:

Seminario para optar al grado de Ingeniero Comercial
La explotación de caliza en Chile ha sido una fuente sustentable de ingresos para diversos sectores de nuestra economía, siendo la más rentable aquella utilizada para la elaboración de cemento. La compañía minera Doña Emilia cuenta con un mineral acorde a las necesidades de este mercado, es por esto que se estudió en profundidad esta industria y se estimaron los costos e ingresos de llevar a cabo la realización de la explotación con la incorporación de una planta de chancado próxima al yacimiento. El estudio determinó una alta concentración de mercado por parte de los consumidores, los cuales son Cementos Melón, Cementos Polpaico y Cementos Bío Bío, los cuales se abastecen de yacimientos propios y compras a terceros. Un factor relevante a considerar dentro del estudio fue el transporte del mineral, por su alta incidencia dentro de los costos de explotación del mineral, por lo que la localización del yacimiento representa una ventaja con respecto a la competencia. Las exigencias medioambientales, representaron un punto importante a considerar dentro del estudio, dada la rigurosa regulación que se lleva a cabo en las empresas mineras, para evitar daños profundos al ecosistema. El no cumplir estas regulaciones trae como consecuencia sanciones económicas de elevado valor. Realizar un proyecto de esta envergadura significa realizar una elevada inversión cercana al millón de dólares, pero dada la alta rentabilidad de este negocio, es posible la recuperación del capital inicial en un plazo cercano a los dos años.

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Arancibia, Guevara Lenin Salvador. "Modelo multivariable de ingreso de dilución en minería de Caving." Tesis, Universidad de Chile, 2017. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/146798.

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Abstract:

Ingeniero Civil de Minas
El método de explotación de Block/Panel Caving tiene dentro de sus dificultades principales evitar o retrasar la entrada temprana de dilución, pues genera un perjuicio económico a los proyectos mineros. Es por ello que se han generado una serie de herramientas que permiten simular el comportamiento de la dilución, pero con resultados deficientes y con enfoque en el largo plazo. Por eso que el presente trabajo, tiene como objetivo generar modelos de predicción que permitan emular el comportamiento de la dilución a escala operacional, mediante evaluación de condiciones de entorno y variables operacionales. Mediante la utilización de la metodología de construcción de modelos de regresión logística para casos raros, donde la variable dependiente es la primera entrada de dilución para extracciones menores al 100% de la columna in-situ. Y las variables independientes o predictoras son tanto de entorno (alturas de columna in-situ, porcentaje de columna in-situ extraída, estado de vecinos) como operacionales (velocidad de extracción y uniformidad del tiraje). Se generan modelos para cada sector de la mina El Salvador (ICE, ICW, IN e IW) donde se puede distinguir diferencias en las variables de los modelos, dependiendo del tipo de mecanismo de entrada de dilución que gobierna al sector. Entonces para modelos de entrada lateral de dilución las variables a considerar son: estado de vecinos, uniformidad del tiraje y alturas de columnas in-situ; y para modelos de entrada vertical son: estado vecinos, uniformidad del tiraje, alturas de columnas in-situ y porcentaje de la columna in-situ extraída; también para IW que tiene entrada de dilución debido a un estallido de roca las variables son: estado vecinos, uniformidad del tiraje, velocidad de extracción y alturas de columnas in-situ. Los modelos resultan de una buena calidad, donde se obtienen precisiones sobre el 80%, salvo para IW donde la precisión alcanza sólo 76%. Además los modelos minimizan de forma eficaz los errores asociados al PED (punto de entrada de la dilución) donde se obtienen errores totales del PED (RMSE) menores al 30%, a excepción de IW donde el RMSE es de 39%. Haciendo una comparación entre los modelos de regresión logística y la herramienta de simulación FlowSim 2.0. Los modelos de regresión logística demuestran una mayor eficacia al momento de predecir la entrada de dilución al nivel puntos de extracción, teniendo mejores resultados en precisión y en minimizar los errores del PED, esto se demuestra de sobremanera en los sectores con mecanismo de dilución lateral, donde FlowSim tiene muy malos resultados. Se concluye que la metodología es válida para predecir el comportamiento de la dilución a escala operacional. Y queda como trabajo ajustar y validar estos modelos usando otras bases de datos, y realizar una guía completa que permita dar recomendaciones operacionales y evaluar estrategias de producción con el fin de retrasar la entrada de dilución.

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Zárate, Codocedo Patricio Andrés. "Diseño Optimizado para Sistema de Manejo de Mineral en Block o Panel Caving." Tesis, Universidad de Chile, 2011. http://www.repositorio.uchile.cl/handle/2250/104321.

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Abstract:

En la actualidad los métodos por hundimiento están enfrentando 3 grandes problemas: una baja en la ley del mineral, un aumento en la dureza del material a hundir y problemas logísticos con la distancia a nuevos depósitos minerales. Las soluciones a estos problemas se basan en aumentar la capacidad de extracción junto a una baja del costo por tonelada de mineral, un rediseño del sistema de extracción del mineral para lidiar con el aumento en la dureza y una modificación en la estrategia del manejo de mineral para hacerlo más eficiente y compensar los problemas logísticos. Este trabajo propone un rediseño completo del sistema de manejo del mineral a través de: eliminar el efecto de interferencia que produce la aparición de sobretamaños, con su consiguiente reducción secundaria, que afecta a otras operaciones como el acarreo y traspaso. Además se busca un aumento de la velocidad de extracción al tener equipos con alta productividad, es por esto que propone el acotar el recorrido de equipos LHD a un máximo de 64 metros para alcanzar todo su potencial productivo. La estrategia propuesta para mejorar el manejo de mineral se basa en el traspaso inmediato del mineral desde el punto de extracción a un nivel inferior de acarreo y reducción a través de una parrilla con martillo picador en caso de ser necesario. También se propone el uso de la técnica de reducción secundaria con tronadura controlada con cartuchos de pequeño diámetro con los cuales se minimiza daño a infraestructura por proyección de fragmentos, la necesidad de ventilar y cerrar varias calles para coordinar tronaduras simultáneas. El diseño propuesto resultante es un módulo productivo con 32 puntos de extracción en una malla cuadrada de 13x13 [m], con un nivel de producción de galerías de 4x4 metros donde funcionan 4 calles, con 1 equipo cachorrero y 2 martillos móviles cada una. A esto se agregan 16 piques de traspaso de 2,5 [m] de diámetro que desembocan en un nivel de acarreo donde 2 equipos LHD de 8,5 [yd3] llevan el mineral a un chancador Sizer MMD 1150. El nivel de acarreo cumple con la condición de permitir la construcción de malla extracción tipo Herringbone 13x13 en caso que se produzca un colapso del nivel de producción. Este sistema propuesto es capaz de llegar a una velocidad de extracción máxima de 2,6 t/m2día con un costo de 8,07 US$/t de mineral extraído y una evaluación económica, comparando con lo tradicional, le entrega la ventaja de 20% en VAN por el ingreso anticipado de flujos dado su ramp up más corto.

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Baraqui, Schwarze Jorge. "Estimación de volúmen y ley de mineral remanente en panel caving." Tesis, Universidad de Chile, 2012. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/111282.

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Abstract:

Ingeniero Civil de Minas
La principal función de la planificación de corto plazo es definir el programa de producción que sustente el presupuesto de operación de una mina a nivel trimestral o anual. Este programa debe ser factible de ejecutar bajo las condiciones actuales de operación, de modo que el costo de operación del periodo planificado se cumpla con la menor desviación posible. En la minería de Panel Caving este plan de producción se basa en la secuencia de hundimiento, capacidades de acarreo y estados operacionales definidos por el plan de mediano plazo. Es así como la planificación de corto plazo debe hacerse cargo de una serie de desviaciones constitutivas del plan que sustenta la vida de la mina tales como retrasos en preparaciones mineras, disponibilidad física de infraestructura de producción, reparación de áreas productivas, entre otros. El objetivo de esta memoria de título es diseñar una metodología que permita incorporar minerales marginales y remanentes al evaluar el cierre de los puntos de extracción, de manera de alcanzar las metas productivas establecidas en los planes de largo plazo. Esta memoria se basa en la metodología de estimación de recursos remanentes diseñada e implementada en la División El Teniente de Codelco Chile. La metodología consiste en estimar los recursos remanentes en una columna de extracción a partir de las muestras extraídas en el punto de extracción y el modelo de reservas, de manera de realizar una interpolación lineal entre ambas leyes, el segundo paso consiste en incorporar los recursos marginales o de sobre extracción en los planes de corto plazo sensibilizando la ley de cierre de puntos a diferentes criterios de corte marginal. Esta metodología se aplica a la mina Esmeralda de la División El Teniente obteniéndose una estimación de recursos disponibles adicionales al programa de producción del año. A partir de estos recursos el plan de producción se construye integrando los recursos re estimados, haciendo frente a los siguientes problemas operacionales: Menor área disponible por atrasos en la incorporación, colapsos en nivel de producción, fallas en infraestructura de manejo de materiales, etc. De no incorporar estos recursos remanentes la oferta de cobre fino para el año se habría visto disminuida, afectando el cumplimiento del programa de producción. Se concluye que esta metodología es factible desde el punto de vista técnico económico de ser utilizada para estimar recursos marginales a incorporar en los programas de corto plazo con el objetivo de hacer frente a eventos operacionales no considerados en los planes de producción de largo plazo. Se recomienda incorporar una tasa menor a 15% del plan de producción como recursos marginales remanentes, para evitar fuertes desviaciones en la ley.

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Maass, Venegas Soledad Andrea. "Alternativas tecnológicas para descuelgue de zanjas." Tesis, Universidad de Chile, 2013. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/113817.

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Abstract:

Magíster en Minería
Las capacidades productivas, una vez iniciada la explotación de minas con métodos de hundimiento de bloques o paneles, suelen verse afectadas por interferencias no predecibles de flujo de mineral, producidas por grandes colpas que generan atascamientos en altura dentro de las zanjas recolectoras y otras, que logran llegar hasta la salida del punto y obstaculizan el carguío de la pala. Los atascamientos en altura conocidos como colgaduras de zanjas, son eventos de interferencia frecuentes en la extracción de mineral que involucran alto riesgo en la operación realizada para darles solución y además, dada la metodología manual utilizada en la actualidad, los resultados para un 56% de los casos son insatisfactorios, debido a que la carga explosiva queda mal posicionada, tanto en ubicación dentro de la colgadura, como en orientación del impacto del explosivo, lo que obliga a repetir la operación las veces que sea necesario hasta lograr el descuelgue, con los riesgos y costos que esto significa. La presente investigación recomienda una alternativa tecnológica para el desarrollo de esta operación, consistente en el diseño conceptual de un equipo que permite colocar la carga explosiva adosada a la roca y luego retirarse a una posición segura antes de realizar la tronadura. Esta solución presenta grandes ventajas desde el punto de vista del negocio minero, ya que mejora los estándares de seguridad de esta práctica, disminuye los costos operacionales del método y permite aumentar la capacidad productiva, mejorando el uso de los recursos. Adicionalmente a lo anterior, su compatibilidad con sistemas de automatización, permiten considerar viables cambios tecnológicos en el método de explotación, como son la Minería Continua y Minería de Transición, que corresponden a nuevos enfoques para explotar yacimientos subterráneos, orientados al uso de sistemas de manejo de materiales altamente automatizados, con bajos costos y altas productividades, los que actualmente se ven limitados por la práctica manual para solucionar las colgaduras de zanjas. Mediante herramientas computacionales, se pudo constatar la factibilidad de fabricación del prototipo, a partir de la integración de distintas componentes existentes en el mercado, siendo recomendable concretar esta propuesta y validarla en terreno.

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Sotomayor, Arriagada Gerson Isaí Eloy. "Recomendación de malla de extracción para el proyecto Mina Chuquicamata subterránea." Tesis, Universidad de Chile, 2016. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/143622.

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Abstract:

Ingeniero Civil de Minas
Uno de los principales focos de CODELCO en sus planes de negocio y desarrollo es el Proyecto Mina Chuquicamata Subterránea, el cual busca contribuir con una producción de mas de 350 [ktmf/año] en régimen y extender la vida de la División por aproximadamente 40 años. La mina subterránea esta diseñada para extraer el mineral mediante block caving, a través de cuatro niveles en una configuración de macro bloques. El objetivo principal de este trabajo es recomendar una malla de extracción para los macro bloques centrales N1 y S1 del nivel superior de la mina en función de la influencia del largo de batea y su ángulo hacia el pilar zanja en la frecuencia de colgaduras y el flujo del material fragmentado, esto último se ve representado por la altura de interacción sobre los pilares mayor y menor. Mediante un modelo físico a escala 1:50 con dimensiones de 40[cm]x70[cm]x100[cm], se realizan experimentos de flujo no confinado. El modelo permite representar las mallas tipo Teniente de 16x15[m] y 16x20[m], con largos de batea de 11[m] y 14[m] y extrapolar los resultados a una malla 16x17[m]. El plan experimental considera 6 experimentos, donde además de los parámetros de diseño se incluye un cambio en la granulometría del material utilizado, permitiendo un rango mayor de análisis y la posibilidad de comparar el comportamiento de las variables de estudio una vez que la columna de mineral se encuentra en su última fase de extracción y la fragmentación secundaria ha generado cambios significativos en la granulometría del mineral. Respecto a la frecuencia de colgaduras, los resultados muestran que el uso de la batea mas larga reduce el número de eventos en torno al 50%, el efecto de la disminución del ángulo de batea en el mismo indicador es de casi un 16%, mientras que la granulometría mas fina reduce el índice en un 58%. Para el caso del flujo, los resultados indican que el tonelaje remanente sobre el crown pillar disminuye cuando los experimentos se realizan con la batea larga y al evaluar directamente la recuperación minera ésta aumenta casi un 2%. Las variables mas importantes que afectan los resultados de este estudio son el largo de batea y la granulometría del mineral, siendo la batea larga y la granulometría fina el mejor escenario. No obstante, el uso de malla 16x20 [m] resulta mejor opción respecto a la 16x15 [m] al evaluar la frecuencia de colgaduras. La recomendación final es el uso de una malla 16x20 [m] con un largo de batea de 14 [m]. Los análisis permiten concluir sobre la influencia significativa del diseño de bateas en la productividad del proceso y sugieren una profundización en materia referente a las colgaduras en el proceso de extracción minera por block/panel caving.

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Garrido, Montenegro Leopoldo Ariel. "Diseño de la planificación diaria de operaciones en Minera Escondida Ltda." Tesis, Universidad de Chile, 2013. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/114578.

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Abstract:

Magíster en Gestión y Dirección de Empresas
Minera Escondida Ltda. es la mayor mina de cobre a nivel mundial ubicada en la II Región de Chile. En 2011 su producción fue cercana al 5% de la producción mundial de cobre y un 16% de la producción nacional, cuenta con una de las mayores reservas de cobre en el mundo, lo que le entrega sustentabilidad al negocio. Actualmente los cumplimientos mensuales de movimientos mina y de alimentación a chancados se están logrando de manera muy satisfactoria llegando al 100% o sobre este valor, sin embargo, en la secuencia del plan minero, trabajos de desarrollo críticos o trabajos de infraestructura el cumplimiento llega a valores que no superan el 60% lo que genera costos mayores a los estimados producto de que se tienen que realizar tareas no contempladas. Teniendo en cuenta lo mencionado en el párrafo anterior y reconociendo que en la actualidad existe un proceso productivo muy variable en cuanto al cumplimiento de los planes mensuales, surge la necesidad de generar una planificación diaria que incorpore tanto los movimientos de todas las áreas productivas (producción, desarrollos, perforación y tronadura) como los imprevistos que ocurren día a día, teniendo una componente de seguridad (HSEC) que indique los principales riesgos asociados, considerando además el incorporar tecnología a la visualización de estos planes, para facilitar así el entendimiento en la ejecución. Con esto se busca minimizar el impacto en el plan mensual que tienen los imprevistos en el día a día, mientras por otra parte, en el mediano plazo, se busca la estabilidad en el proceso de producción. Se observó que existe una clara correlación entre el cumplimiento del plan diario y el cumplimiento de plan mensual. Para un promedio de cumplimiento del 85% del plan diario se pueden lograr valores aproximados del 66% del cumplimiento del plan mensual. Siendo el objetivo de la compañía estar sobre el 75%-80% del cumplimiento del plan mensual, se recomienda, debido a la relación existente entre la planificación diaria y mensual, llevar el cumplimiento del plan diario a valores sobre el 90%-95% que está asociado principalmente a la disciplina operacional y a minimizar los imprevistos, lo que implicará estar dentro de rango de cumplimiento del plan mensual que pide la compañía. Dentro de todos los impactos mencionados en el estudio, el que fue evaluado tiene que ver con el aumento de remanejo de mineral producto del no cumplimento de la secuencia mina. Esto genera un gasto adicional que representa el 2.21% del total mensual de la Gerencia de Operaciones versus un gasto de implementación que tiene este plan diario que representa el 0.1% del gasto total mensual y que está asociado aumento de dotación de planificadores. Si se logra capturar esta diferencia, se obtendría una reducción del costo para la Gerencia de un 0.3%. Por lo que se concluye, que si bien, el impacto no es de gran magnitud, es un impacto positivo para el negocio.

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Bravo, Yuraszeck Claudio José. "Recuperación de Reservas Colapsadas en Minas Panel Caving." Tesis, Universidad de Chile, 2010. http://www.repositorio.uchile.cl/handle/2250/103788.

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Abstract:

En el desarrollo de una mina subterránea explotada con método panel caving, es frecuente que se produzcan colapsos de grandes extensiones de zonas ya preparadas, los que pueden afectar más de un nivel de las zonas productivas. Junto con determinar las posibles causas de estos colapsos y establecer recomendaciones que sean incorporadas en los futuros diseños, se presenta el desafío de recuperar estas zonas, las que forman parte de los planes de producción de la mina y, en general, se encuentran emplazadas en sectores que cuentan con toda la infraestructura de manejo del mineral desarrollada completamente. Por ende, el objetivo planteado en este trabajo corresponde principalmente al diseño de un sistema que permita la recuperación de un sector colapsado en una mina explotada por métodos de hundimiento. Para ello, además del sector en estudio, se revisaron dos casos donde se produjeron colapsos con anterioridad, desarrollando un análisis crítico de las causas propuestas para explicar dichos eventos y se establecieron recomendaciones para ser aplicadas en diseños futuros. Con lo anterior se realizaron los diseños para la recuperación de un sector de aproximadamente 3.200 m2, correspondiente al Área 9 del III Panel de Mina Río Blanco de División Andina, el cual contenía cerca de 3,8 Mt de mineral con una ley de Cobre de 1,14%. Estos diseños corresponden al desarrollo de un nivel dispuesto inmediatamente bajo el nivel de producción colapsado, ambos conectados mediante bateas receptoras del mineral. Además, se determinó el ritmo de producción, la secuencia de tiraje y se definieron los servicios e infraestructuras asociadas a la recuperación del sector. Del presente estudio se determinó que, en este caso, era posible recuperar un gran porcentaje del mineral proveniente de la zona colapsada, con inversiones y costos de operación razonables para este tipo de minería, utilizando la infraestructura existente en el sector para el transporte del mineral a la planta de chancado.

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Paredes, Morales Pablo Salvador. "Mecanismos de entrada de dilución en Minas de Block/Panel Caving." Tesis, Universidad de Chile, 2012. http://www.repositorio.uchile.cl/handle/2250/112555.

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Abstract:

Magíster en Minería
Ingeniero Civil de Minas
La dilución es una parte integral de una operación minera de hundimiento y su comportamiento posee implicancias relevantes en todas las etapas de un proyecto minero subterráneo. Los modelos de dilución existentes, han sido construidos sin la consideración de parámetros que pueden definir su entrada y comportamiento posterior, tales como la propagación del caving o la ubicación de la dilución con respecto a un panel a explotar. Esto hace que hoy, la principal herramienta de control de dilución en las minas explotadas por block o panel caving sea la medición de la uniformidad con que se realiza la extracción en términos de tonelaje, la cual resulta insuficiente por sí sola cuando el control de tiraje es sólo una de las variables que dominan la entrada de la dilución. El objetivo del presente trabajo de tesis consiste en estudiar el comportamiento de la dilución en las operaciones de hundimiento de CODELCO-Chile con el fin de identificar los mecanismos a través de los cuales la dilución ingresa a los puntos de extracción. Para esto, se desarrolló un software de visualización y análisis de datos de operaciones de block y panel caving, denominado Syscave®. A través del análisis de las curvas de dilución observada, las alturas de columna in-situ, la uniformidad y la secuencia con las que se extraen cuatro sectores de El Salvador y el Panel III de Andina, se identificaron tres mecanismos de entrada de la dilución. Dos de ellos ya son conocidos, y corresponden a la entrada vertical desde un sector ubicado encima del panel analizado y a la entrada de dilución acompañada de un estallido de aire debido a la propagación repentina del caving luego de una colgadura. El tercero corresponde a un nuevo mecanismo identificado como resultado de este trabajo. Éste ocurre cuando el panel se ubica al costado de un sector ya explotado y el cave back se propaga hacia la interfaz con el material quebrado. Si se genera un espacio de aire que permita el ingreso de diluyente y el ángulo de la pila granular permite el flujo lateral del primero, éste viajará hasta puntos de extracción alejados de la interfaz con el material quebrado. Otra conclusión fundamental de esta tesis, es que la propagación del caving hacia el material diluyente es la principal variable controladora de la entrada de dilución. De manera de probar la coherencia del mecanismo de entrada lateral de la dilución con la teoría de flujo gravitacional, se utilizó la herramienta numérica de flujo gravitacional REBOP para evaluar la ocurrencia del mecanismo bajo las condiciones impuestas en la hipótesis. Para ello, se comparó el software con datos de ocho sectores productivos y se simuló la extracción histórica de un sector representativo del mecanismo bajo condiciones de propagación de cave back hacia el material quebrado, obteniéndose como resultado la reproducción parcial del mecanismo para algunos puntos de extracción por parte de éste. Finalmente, a través de un análisis de equilibrio límite se prueba que el proceso que da origen al movimiento lateral del material diluyente es factible desde el punto de vista mecánico bajo las condiciones presentes en una operación de panel caving.

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Navarro, Ramos Sergio Enrique. "Evaluación del desempeño de los cats en las tronaduras de escondida." Tesis, Universidad de Chile, 2012. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/111205.

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Abstract:

Ingeniero Civil en Minas
El trabajo realizado consistió en evaluar el desempeño de los "conos activadores de tacos" (CATs), dispositivo desarrollado por el autor, para mejorar la capacidad de soporte de los "tacos" en una tronadura. Con este propósito, a partir de la información obtenida de pruebas realizadas por Minera Escondida, se compararon estos resultados utilizando como caso base el correspondiente a una tronadura convencional. En el actual estado de la técnica, la evaluación del desempeño de las tronaduras se realiza comparando las distribuciones granulométricas obtenidas en la operación de fragmentación. Ello resulta insuficiente, ya que sólo considera la información de entrada y de salida, sin tomar en cuenta sus procesos. En el presente trabajo, para superar esta limitación, se desarrolló y aplicó un modelo del comportamiento de las tronaduras basado en el desplazamiento de los tacos durante el tiempo de proceso. Su aplicación permitió correlacionar las distribuciones de fragmentación medidas en terreno con los niveles de "energía efectiva" disponible, en función del comportamiento de los "tacos". El modelo desarrollado requirió para su conceptualización de algunos supuestos, siendo los más relevantes los que se indican a continuación: Los sistemas explosivo-roca pierden energía al exterior debido, solamente, a la expansión de la cámara que contiene los gases generados por de la detonación del explosivo. El trabajo de fragmentación de la roca es proporcional a la "energía efectiva total" disponible. Las pérdidas de energía se van dan dando a medida que avanza el frente de quiebre. Los resultados teóricos, en cuanto a la energía efectiva total entregada por el modelo, indicaron una buena correlación con los tamaños característicos de las distribuciones de fragmentación medidas en terreno. Esto avala al modelo como una herramienta promisoria para evaluar el desempeño de las tronaduras, pero se requiere contar con mediciones reales del desplazamiento de los tacos, en cada caso, para definir totalmente la situación modelada. Con las reservas debidas a la calidad, cantidad y confiabilidad de la información disponible para este trabajo, se pudo concluir, a partir de un ejercicio teórico realizado con una de las tronaduras de prueba suponiendo condiciones de entrada similares que la "energía efectiva total" disponible en las tronaduras con activadores "CATs" supera en una cifra del orden de un 35 % a la del caso base. Asimismo, se puede inferir un 25 % de menor consumo de explosivo, disponiendo de la misma "energía efectiva total". Las ventajas técnicas y económicas detectadas en las pruebas con "conos activadores de tacos" (CATs), los convierte en una herramienta eficaz para mejorar el desempeño de las operaciones de tronadura.

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Escobar, Hernández Jaime Ricardo. "Infraestructura de transporte para explotar las reservas profundas en Mina el Soldado." Tesis, Universidad de Chile, 2016. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/140371.

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Abstract:

Ingeniero Civil de Minas
El presente estudio, realizado en la mina El Soldado el año 1983, tiene por finalidad entregar información técnica y económica para una eventual explotación de aquellos cuerpos mineralizados que profundizan por debajo del Nivel de Transporte Principal de la mina (Nivel -100, cota 730 m.s.n.m.). El conjunto de estos cuerpos, que en algunos casos profundizan hasta la cota 600 m.s.n.m., se denominan Reservas Profundas. En este contexto, los objetivos principales de este estudio son: 1. Definir y cubicar las Reservas Profundas factibles de explotar. 2. Proyectar y evaluar la construcción de una infraestructura de transporte para la explotación de estas reservas. 3. Analizar el sistema de transporte de mineral a planta, determinando necesidades de equipos y costos de operación del sistema. El estudio se desarrolla considerando que el transporte de mineral a planta se hará utilizando un sistema de cargador frontal y camiones, el cual deberá operar para una producción mina de 6.600 ton/día permitiendo un ritmo de alimentación a planta de 5.500 ton/día. En él se establece una cubicación de 5,17 x 10⁶ ton de mineral factible de explotar con una ley media de 1,95% de CuT, las que serían recuperadas en un período de 2,6 años. Para explotar estas reservas se analizan dos alternativas de infraestructura de transporte. Estas son: construcción de una rampa versus construcción de un túnel. El resultado del estudio determina la conveniencia de construir esta última alternativa. El análisis del sistema de transporte para la infraestructura elegida, determina la necesidad de contar con una flota de 8 camiones de 42 ton de capacidad y 2 cargadores frontales de 5 yd³, de obteniéndose un costo de operación del sistema de US$ 0,926 ton. El estudio concluye con la realización del proyecto de construcción de un túnel de transporte, de 5,5 x 4,5 m² de sección y 2.090 m de desarrollo, para el cual se determina un tiempo de construcción de 17 meses con una inversión total de US$ 2,9 x 10⁶. Todos los valores monetarios están expresados en dólares americanos al cambio vigente en marzo de 1984 (1 US$ = 89 CLP).

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Zúñiga, Torres Pablo Dimas. "Diseño de tronaduras y su impacto en el costo mina de Compañía Minera Cerro Negro." Tesis, Universidad de Chile, 2015. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/137507.

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Abstract:

Ingeniero Civil de Minas
La Compañía Minera Cerro Negro es una empresa que se dedica a la producción y venta de cátodos y concentrado de cobre. El método de explotación utilizado para la recuperación de minerales es el rajo abierto. Actualmente, debido a los elevados costos de la energía y el alto nivel de inversión que significa la incorporación de nuevas tecnologías que mejoren los rendimientos y la productividad, Cerro Negro está en un proceso de desarrollo de planes de contingencia con el propósito de optimizar sus operaciones mineras. Es en este escenario en el cual se ha propuesto mejorar las operaciones de perforación y tronadura, dado la importancia que tiene la conminución de la roca en la primera etapa de fragmentación del mineral, donde una granulometría adecuada puede generar un importante ahorro en los procesos posteriores. En la operación actual de P&T se observa como resultados una alta presencia de sobretamaños post tronadura. Esto último se refleja en elevados costos de operación, atribuidos principalmente a la reducción secundaria. Debido a lo anterior, esta memoria tiene como objetivo general la implementación de nuevas metodologías operacionales, de modo de obtener un producto con una granulometría adecuada a los requerimientos de los procesos aguas abajo. El desarrollo de este estudio consistió en ajustes de las mallas de tronadura por sectores y litologías del rajo. Para ello se compararon los resultados de los diseños propuestos con los del diseño actual (caso base), en cuanto a curvas de distribución de tamaño, niveles de vibración y costos. La herramienta utilizada para el análisis granulométrico fue el software ImageJ, mientras que el análisis vibracional se abordó de manera teórica en base al formulismo desarrollado por la Oficina de Minería de Superficie, debido a la falta de recursos económicos de la Compañía. Los resultados de los estudios indicaron que el factor de carga que se debe utilizar, para un diámetro de perforación de 4 , no debe superar los 286 (g/t) en mineral; mientras que, en el caso del lastre, no debe ser mayor a 191 (g/t). Además, en relación a la práctica operacional, se estimó conveniente cargar el explosivo incorporando un taco intermedio, lo que requiere dos Detonadores del tipo Nonel más dos Amplificadores por pozo (doble cebo). Por último, para el amarre en superficie, se recomendó la utilización de retardos bidireccionales de 17 ms entre filas. La aplicación de estos cambios significó una disminución del sobretamaño resultante para las diferentes mallas, desde un máximo de 19 % a un mínimo de 9 %. Se logró también disminuir el factor de carga desde valores superiores a los 300 (g/t) en mineral a valores entre 220 (g/t) y 290 (g/t); mientras que, en el caso del estéril, se alcanzaron valores inferiores a 200 (g/t). Esto último se tradujo en una disminución de los metros perforados y del consumo de explosivos en el rajo, factores que son los de mayor incidencia en el costo global de P&T. Además, se logró controlar el nivel de vibraciones, imponiendo la condición que cada pozo se inicie con un tiempo único diferente del resto y que el retardo entre tiros sea siempre menor a 25 ms, condición que también contribuye a mejorar la granulometría del producto de la tronadura. En suma, con estas nuevas metodologías se logró una utilización más eficiente del explosivo, conclusión que se obtiene de la disminución de 2 (US$/t Mineral) del costo global de P&T. Por otro lado, el impacto del costo de P&T en el costo mina bajó en un 3,8 %. Sin embargo, esta disminución no se vio reflejada en el costo total mina (aproximadamente 22 [US$/t]), debido a que esta cifra se encuentra fuertemente dominada por los costos de carguío y transporte (>50%), y también por problemas que impidieron alcanzar la producción y movimiento de estéril programadas durante los meses del estudio.

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Sánchez, Caballero Lizeth Katherine. "Modelamiento numérico del flujo de agua en operación de Block/Panel Caving." Tesis, Universidad de Chile, 2017. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/146516.

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Abstract:

Magíster en Minería
En las operaciones mineras subterráneas a gran escala, como Block/Panel Caving, el ingreso de agua desde la superficie y provenientes del subsuelo mismo es una condición inherente, así mismo, la naturaleza de dichos métodos de explotación condiciona que el bloque mineralizado sea altamente fracturado y que se comporte como un flujo granular que desciende hasta el punto de extracción por gravedad. Procesos de conminución secundaria genera material de granulometría fina que en conjunto con el agua circundante forma barro. Las múltiples perturbaciones del medio (sismos, vibraciones, cargue de material, tronadura, etc.) desencadenan el ingreso súbito del lodo (mud rush) a los niveles de producción y transporte de las minas, produciendo pérdidas de vidas humanas y económicas. El objetivo principal de esta tesis, es conocer los mecanismos físicos del flujo de agua, la cual es la fuerza movilizadora del barro, así como su trayectoria y velocidad hacia los puntos de extracción de mineral, en un medio granular que experimenta difusión de vacíos a causa del desarrollo de la explotación. Esto se ha realizado, a partir de 1200 experimentos numéricos 2D en Comsol Multiphysics ®, considerando porosidades diferenciadas, un medio saturado, continuo, isotrópico y homogéneo y además acoplando la ecuación de Brinkman-Darcy y el modelo cinemático modificado de material granular bajo una solución analítica por Métodos de Elementos Finitos (FEM). Las variables involucradas en el análisis numérico son: densidad local, diámetro de las partículas, área de extracción, separación entre puntos de extracción, velocidad inicial del flujo y estrategia de conexión del Caving. Para cada una de estas, se evaluó su relación de interdependencia y el control que ejercen sobre el comportamiento del flujo de agua para un punto de extracción con tiraje aislado y dos puntos de extracción con tiraje simultáneo. Los resultados permiten sugerir para el caso aislado, que la velocidad del agua a la salida del punto de extracción sigue una tendencia exponencial en relación con el área extraída, es decir, una extracción continua genera la reducción de la velocidad esperada y constituye una estrategia sólida y eficaz de drenaje de la zona activa de movimiento del flujo granular (IMZ). La granulometría y el cambio de densidad local controla la geometría del IMZ, facilitando el flujo de agua hacia el punto de extracción en un 10.58% a 23.31%, respectivamente. Para el caso simultáneo, es importante mencionar que dos puntos alejados entre sí, se comportan como dos puntos aislados que reciben un aporte del 50% de la velocidad inicial, pero sí la separación disminuye, la velocidad esperada se reduce considerablemente por el aumento de zonas altamente permeables que crean nuevas rutas hacia la zona superpuesta. Por otro lado, la estrategia de conexión del Caving controla el flujo de agua en función de la geometría del cave back, donde un tiraje uniforme permite evitar la entrada prematura de agua al nivel de producción. Los dos modelos matemáticos que sintetizan lo anterior, poseen errores relativos de predicción entre 0,83% y 6,09%, y permiten una estimación de la velocidad del agua en el punto de extracción, lo que ayudará a anticipar el tiempo y lugar donde se tiene mayor probabilidad de ocurrencia de un bombeo de barro (mud rush).

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Villegas, Muñoz Claudia Andrea. "Diseño de un balacend scorecard para el área de explotación de una empresa minera de la Quinta Región." Tesis, Universidad de Chile, 2013. http://www.repositorio.uchile.cl/handle/2250/113709.

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Abstract:

Ingeniera Civil Industrial
El presente trabajo de titulo tuvo como objetivo el diseño de un Balanced Scorecard para el área de explotación de la faena de Cabildo de Minera Las Cenizas -empresa productora de concentrados y cátodos de cobre, en sus faenas de Taltal (II región) y Cabildo (V región, donde sólo se producen concentrados)- para así disponer de una herramienta que permita medir, evaluar y controlar el seguimiento de la estrategia. En una primera etapa, el trabajo consistió en un proceso de análisis del entorno tanto externo como interno de la empresa, para concluir acerca de su situación en la industria. Se trabajó principalmente con los modelos de análisis PEST (factores políticos, económicos, sociales y tecnológicos) y Porter, concluyendo en un análisis FODA, observándose como principal oportunidad la buena situación del mercado del cobre y como amenaza el alto desarrollo de la industria minera en el país, lo que se traduce en una gran competencia por personal calificado y en general una alta demanda de insumos. En base a lo anterior se determinaron los objetivos estratégicos del área de explotación, pasando previamente por un análisis de los objetivos estratégicos de la empresa, que apuntan principalmente a crecer por medio de una mayor productividad y eficiencia operacional. Se obtuvieron trece objetivos estratégico para el área de explotación - que contribuyen al logro de los de la empresa-, con un principal enfoque en los procesos internos. Entre estos objetivos se destacan el aumentar la producción de cobre fino y disminución de costos (perspectiva financiera), aprovechar la capacidad de la planta (perspectiva del cliente), cumplir regulaciones medioambientales, disminuir accidentes, mejorar productividad de construcción de galerías y mayor utilización de equipos críticos (perspectiva de los procesos internos) y desarrollar habilidades de mejora de procesos y crear una cultura de mejora continua (perspectiva de aprendizaje y crecimiento). Se definió un total de 19 indicadores, donde la principal dificultad radica en la precisión de la medición de estos debido a la forma de medición por medio de reportes y los supuestos de los cálculos que se realizan. De la realización del trabajo es posible apreciar que efectivamente se requiere más conciencia acerca de qué medidas tomar para el logro de objetivos, particularmente desde la perspectiva de aprendizaje y crecimiento, dónde es necesario definir que habilidades se quieren desarrollar en trabajadores (las cuáles no han sido totalmente declaradas). Esto se considera fundamental, pues por ejemplo, fomentando trabajadores integrales (que no tengan el actual enfoque de sólo realizar una actividad específica dentro de la operación mina) es posible lograr a bajos costos mejoras en el rendimiento.

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López, Peñafiel Cristián Alejandro. "Modelamiento númerico de fragmentacion primaria en caving mediante la técnica de macizos rocosos sintéticos." Tesis, Universidad de Chile, 2013. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/114418.

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Abstract:

Ingeniero Civil de Minas
La fragmentación primaria en los métodos de hundimiento es uno de los parámetros más relevantes en el diseño y operación. Su importancia reside principalmente en que todas las operaciones posteriores, ya sea extracción, conminución, reducción secundaria y transporte son afectados directamente por el tamaño de los bloques extraídos. Esto motiva a investigar su estimación, además de registrar empíricamente su comportamiento. El objetivo general de esta memoria es aplicar la técnica de modelamiento numérico de macizos rocosos sintéticos (SRM) para estimar el comportamiento y la fragmentación primaria producto de la propagación del caving, para el dominio geotécnico Complejo Máfico El Teniente (CMET). Para calibrar la técnica SRM es necesario disponer de resultados de ensayos de laboratorio y observaciones de terreno. Se presentan y discuten las metodologías utilizadas para estimar los parámetros input que permiten calibrar la técnica SRM. De manera de obtener tiempos de simulación razonables y acercarse lo más posible a escala de macizo rocoso, se selecciona una probeta con un diámetro igual a 10 veces el bloque promedio de roca presente en el arreglo estructural de vetillas entregado por la Mina El Teniente. A esta escala se realizan ensayos virtuales para estudiar el comportamiento mecánico de la muestra y la fragmentación primaria resultante con la propagación del caving. Es posible concluir que la técnica SRM es consistente con los fundamentos de la mecánica de rocas. La principal ventaja del método es que permite estimar el comportamiento y parámetros del macizo rocoso como resultado de los datos de entrada de una caracterización geotécnica estándar. El comportamiento de vetillas y los parámetros mecánicos que las describen ha sido identificado como uno de los inputs con mayor incerteza. A partir de ensayos virtuales se estimaron envolventes de falla y parámetros del macizo rocoso los cuales fueron consistentes con metodologías convencionales basadas en sistemas de clasificación y con otras técnicas de modelamiento numérico (Modelo Numérico Continuo a Escala Mina). Los ensayos de fragmentación presentaron resultados poco realistas, ya que, estos privilegiaron la producción of finos y un cambio muy brusco en la distribución granulométrica, con la formación de dos bloques principales de gran tamaño. Los factores y variables que hicieron que estos resultados fueran desfavorables se atribuyen al tamaño de las muestras empleadas en las simulaciones y al uso de un ensayo muy simplificado para reproducir el fenómeno de propagación del caving. Este estudio, ha permitido dar los primeros pasos en la aplicación de la técnica de macizos rocosos sintéticos a un ambiente stockwork tipo de la Mina El Teniente, y tratar de comprender de una mejor manera los procesos de ruptura y fragmentación durante la propagación del caving. Considerando todas las complejidades que esto involucra, los resultados son prometedores. Es importante realizar estudios adicionales a través de ensayos a escala de laboratorio, evidencia en terreno y un mayor número de simulaciones.

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Valdés, Soto Sibila Tatiana. "Metodología de cálculo de productividad de perforación y mejoras de gestión en minas a cielo abierto, aplicado a DRT." Tesis, Universidad de Chile, 2016. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/140602.

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Abstract:

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

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Maluenda, Pinto Juan Ramón. "Comportamiento de elementos químicos en los eventos magmático hidrotermales del pórfido cuprífero mina Ministro Hales, distrito de Chuquicamata, región de Antofagasta, Chile." Tesis, Universidad de Chile, 2015. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/138472.

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Abstract:

Autor no autoriza el acceso a texto completo de su documento hasta el 27/11/2020.
Geólogo
Mina Ministro Hales (MMH), ubicada unos 7 km al norte de la ciudad de Calama en la región de Antofagasta, forma parte de una de las principales agrupaciones de reservas cupríferas a nivel mundial, junto a los depósitos minerales de Chuquicamata, Radomiro Tomic y Mina Sur, pertenecientes a Codelco Norte, todos ellos alineados en sentido norte-sur por un control que habría ejercido la Falla Oeste, perteneciente al Sistema Estructural Falla Domeyko. El depósito MMH, es un pórfido cuprífero de Cobre y Molibdeno, con emplazamiento de Brechas Hidrotermales tardías mineralizadas con Cobre, Plata e impurezas de Arsénico, asociadas a un sistema de alta sulfidización. El depósito se ha subdividido en tres sectores: norte, central y sur, siendo el sector central del de mayor valor económico y la zona donde se realizó este estudio. El determinar que MMH reunía las condiciones para ser un proyecto rentable, consideró la integración de estudios de toda la información preexistente acerca del depósito, particularmente la proveniente de los sondajes perforados con fines de evaluación económica y la conceptualización geológica de la génesis del depósito mineral. Actualmente el yacimiento está en su etapa de explotación a rajo abierto, pero a futuro se considera extraer los recursos por métodos de explotación subterránea. Este trabajo analiza el comportamiento geoquímico de un grupo de elementos químicos y como estos se relacionan con las alteraciones dominantes, litologías principales y mineralogía de mena del sector central de MMH. Los análisis químicos que conforman las bases de datos utilizadas en este estudio, corresponden a una información pre existente, que fue obtenida de muestras de testigos de sondajes realizados entre los años 2000 y 2009. Una de las bases analiza 9 elementos químicos: Cu, Mo, Au, Ag, As, Sb, Pb, Fe y Zn utilizando el método de Absorción Atómica (AAS) y la otra base, analiza 49 elementos químicos utilizando el método de Plasma de Acoplamiento Inductivo (ICP-MS e ICP-AES). Ambas bases de datos se depuraron por separado utilizando Microsoft Excel, seleccionando sólo 24 elementos para procesar estadísticamente sus datos mediante software STATISTICA 8.0 e ioGAS-64 y luego se analizaron los resultados para los casos univariable, multivariable y también por lo entregado en diagramas caja y bigote. Del análisis estadístico realizado en ambas bases de datos se infirió, que el Cu, Ag, Mo y Au, se asocian a la Alteración Argílica Avanzada de alta sulfidización y a las Brechas Hidrotermales, que el Mo asociado a etapas de alteración/mineralización temprana de zonas profundas del yacimiento, por probable telescopeo habría ascendido hasta cotas superiores hasta zonas de Zn, que el Mo y el Re estarían asociados a un evento temprano de alteración/mineralización presumíblemente generado por la intrusión del Pórfido MM. Cu, Ag, As, Bi, S, Se y Sb tienen alta correlación, probablemente por la ocurrencia de minerales como Enargita y de la serie Tenantita-Tetraedrita que se asocian con la etapa de alta sulfidización que acompañó la formación de las Brechas Hidrotermales. Al y K como elementos químicos formadores de roca con sus elementos traza asociados, probablemente están vinculados a las unidades litológicas Granodiorita MM, Diques de Pórfido Dacítico y Pórfido Feldespático. El Al se acompañaría de los elementos traza Ga, Li, Ge, Sc, U y V y el K con Ru, Sc, Th y Tl. El conjunto de análisis químicos evidencia claramente la sobreimposición del evento tardío de alteración Argílica Avanzada y mineralización de alta sulfidización asociada al mismo. Esta sobreimposición oblitera gran parte de la mineralización introducida en etapas previas. Sin embargo, el análisis estadístico indicaría la independencia de la mineralización de Mo (con Re asociado) probablemente acompañado de Cu más tempranamente y la de Pb-Zn. Las rocas del depósito muestran valores de concentración bajo el Clarke para, Al, Fe, Ga, Ge, K, Li, Rb, Sc, Th, U y V, los cuales probablemente fueron lixiviados por los procesos hidrotermales que afectaron al yacimiento durante su formación.

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Zúñiga, Bilbao Viviana. "Ocurrencia y distribución de molibdenita, esfalerita y galena en el sistema pórfido cuprífero del yacimiento Mina Ministro Hales." Tesis, Universidad de Chile, 2012. http://www.repositorio.uchile.cl/handle/2250/130474.

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Abstract:

Geóloga
El yacimiento Mina Ministro Hales (MMH) es un depósito tipo pórfido cuprífero con mineralización de Cu y Mo. En la porción superior desarrolló un sistema de alta sulfidización con la formación de brechas hidrotermales vetiformes con mineralización de Cu, Ag e impurezas de As. Este es un sistema en el cual está preservado el techo de alteración fílica a argílica avanzada que continúa en profundidad a un ambiente de núcleo potásico con superposición clorita-sericita. Este yacimiento está ubicado al norte de la ciudad de Calama en la II Región de Antofagasta, bajo una cubierta de gravas aluviales miocenas. Se encuentra en el lado occidental de la Falla Oeste que forma parte del Sistema de Falla Domeyko. MMH pertenece a la División Ministro Hales (DMH) de Codelco Norte. La mineralización principal y de mayor valor económico se encuentra en la parte central de MMH. El plan de explotación actual comprende la extracción de mineral de la porción superior de MMH Central mediante rajo abierto. Este trabajo se enfoca en la parte inferior de MMH Central, para un posterior plan de extracción más profundo, dejando fuera de este estudio el sistema de alta sulfidización y brechización comprendido en la porción superior. La determinación de la ocurrencia y distribución espacial de molibdenita, esfalerita y galena se realizo mediante análisis mineralógico calcográfico y de leyes de molibdeno, zinc y plomo. Para el estudio de distribución de leyes se incluyen análisis estadísticos y un modelamiento espacial para cada elemento en secciones de control. La integración de los estudios mineralógicos y distribución y modelo de leyes indica que la mineralización de Zn y Pb fue introducida en las etapas tempranas de evolución del yacimiento, depositándose esfalerita y galena en y muy cerca del núcleo potásico, esto bordeando externamente la mineralización de molibdenita. Esto es contrario a lo que ocurre en otros yacimientos, donde la mineralización de Zn y Pb tiende a depositarse en zonas más periféricas y alejadas del núcleo potásico. En la evolución temprana del yacimiento existen evidencias de eventos de alteración y mineralización asociados con varios pulsos, esto de acuerdo a dataciones en molibdenita. Según el estudio mineralógico realizado se lograron distinguir al menos dos eventos, uno sobreimpuesto al otro, bajo distintos ambientes de sulfidización. Estos pulsos se asociaron a la intrusión de distintos pórfidos que han sido mapeados y descritos previamente en el yacimiento. La determinación de diferentes eventos de mineralización de Mo, con asociaciones de ganga distintos, tiene dos potenciales implicancias, uno genético y otro geometalúrgico. En una perspectiva genética y de exploraciones, se sugiere el sistema pudiera representar un nivel telescopeado, con potencial para exploraciones en profundidad. En una perspectiva geometalúrgica se sugieren dos tipos de mineralización de molibdenita distintos, con asociaciones minerales de ganga diferentes. Esto puede tener implicancias en la recuperación de molibdeno en planta. Estas hipótesis requieren estudios de mayor detalle para su evaluación.

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Suzuki, Morales Kimie. "Aplicación de la técnica Synthetic Rock Mass a escala de laboratorio." Tesis, Universidad de Chile, 2013. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/113949.

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Abstract:

Magíster en Minería
Ingeniera Civil de Minas
En la mayoría de las operaciones mineras modernas que utilizan métodos por hundimiento predomina la roca primaria. En el caso de la mina El Teniente, la roca de mena primaria es muy competente y masiva con pocas discontinuidades abiertas, pero con una alta frecuencia de vetillas a pequeña escala junto con fallas muy espaciadas. En un estudio previo se concluye que existen discontinuidades relevantes en el macizo rocoso que afectan al hundimiento, destacando la importancia de considerar no sólo el efecto que tiene la roca intacta en el hundimiento, sino que también la interacción del sistema roca intacta discontinuidades. Actualmente existen métodos empíricos que permiten determinar las propiedades de hundibilidad de un material. Una alternativa es crear modelos numéricos que permitan reproducir el comportamiento constitutivo del material. La técnica de modelamiento numérico Synthetic Rock Mass (SRM) se desarrolla con el objetivo de mejorar el entendimiento que se tiene sobre el comportamiento del macizo rocoso durante la propagación del caving, incluyendo en el análisis la influencia de las discontinuidades. El objetivo principal de este trabajo de tesis es contribuir a la validación de la técnica SRM, mediante su aplicación en ensayos de compresión uniaxial a escala de laboratorio en muestras de la unidad litológica CMET (Complejo Máfico El Teniente) del yacimiento El Teniente. Esta técnica se basa en el modelamiento mediante elementos distintos que se encuentra implementado en PFC3D (Particle Flow Code), y utiliza el modelo de partículas Enhanced Bonded Particle Model (BPM) para representar roca intacta, y el modelo Smooth Joint Contact Model (SJCM) para representar las propiedades de las vetillas. Las discontinuidades se modelan como discos de espesor despreciable mediante el Discrete Fracture Network (DFN). Los datos de entrada del modelo se estiman a partir una recopilación de ensayos de laboratorio, determinándose así los macro parámetros que representan a la roca CMET y a las vetillas observadas en la mina El Teniente. Luego, las propiedades de la roca intacta se escalan al tamaño del bloque promedio de roca intacta dentro de las probetas y las vetillas a la escala del largo promedio en que se encuentran en las muestras. Se ajustan leyes de escalamiento que representan al tipo de roca y mineralogías utilizadas. Los micro parámetros obtenidos de la etapa de calibración representan adecuadamente el escalamiento realizado a la roca intacta y a las vetillas. Al reproducir estas propiedades en una muestra con DFN, no se obtienen los resultados esperados. Por esta razón, se recalibran los micro parámetros de las vetillas manteniendo fijos los obtenidos para la roca intacta, obteniéndose como resultado micro parámetros dos órdenes de magnitud mayores a los estimados inicialmente. Finalmente, las discrepancias entre las simulaciones del SRM y los ensayos de laboratorio, obtenidas al comparar las curvas de esfuerzo deformación y modos de falla, se deben principalmente al arreglo estructural (DFN). Como esta técnica aún se encuentra en etapa de validación, existen puntos en los que se necesita seguir investigando basándose especialmente en resultados de casos de estudio, y en ensayos de laboratorio bien documentados.

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Díaz, Araya Cristián Florencio. "Explotación subterránea del yacimiento Campamento Antiguo Codelco Chile - División Salvador." Tesis, Universidad de Chile, 2013. http://www.repositorio.uchile.cl/handle/2250/115006.

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Abstract:

Magíster en Gestión y Dirección de Empresas, Versión Industria Minera
El objetivo principal de este trabajo, es estudiar el potencial económico, de los recursos remanentes del yacimiento Campamento Antiguo y así poder rentabilizar estos recursos, mediante una alternativa diferente de explotación, como lo es, el sistema subterráneo a través del método Block Caving. En la actualidad, División Salvador explota yacimientos del tipo oxidados y sulfurados, los primeros se presentan como cuerpos satélites explotados en forma de rajos como lo es, Damiana y Campamento Antiguo y por otra parte la mineralización de sulfuros explotada con método subterráneo, esto es en el caso del yacimiento Rampa Inca. El plan de negocio 2012 de la División (PND 2012 DSAL), analizó la factibilidad técnico económica de explotar una nueva fase de Campamento Antiguo, sobre la actual fase 5. Así se definió la nueva fase 6, que permite extender la vida útil del rajo hasta el año 2018, llegando a su límite económico, principalmente por el aumento considerable de la relación lastre/mineral. Por lo tanto los recursos remanentes de Campamento Antiguo no son económicamente atractivos de recuperar a través del método rajo abierto, posterior a la extracción de la fase 6. Según lo expuesto se propone analizar mediante método subterráneo, una alternativa, que permita rentabilizar estos activos mineros remanentes y por lo tanto agregar valor al negocio divisional. El estudio parte, con la obtención y revisión de antecedentes que corresponde a la etapa de búsqueda de información de ingenierías anteriores, índices económicos relevantes, información GEO-minero-metalúrgica, que será el punto de partida y el sustento de las evaluaciones a realizar, el modelo de bloques de yacimiento Campamento Antiguo. Como conclusión, la evaluación económica de la Alternativa arrojó en esta etapa, que el escenario evaluado es interesante para la explotación de este recurso remanente. Por lo tanto se recomienda profundizar el estudio, pasando a las siguientes etapas de evaluación como lo es la pre factibilidad, ya que las evaluaciones económicas y la tasa interna de retorno dan números positivos, por lo que estaríamos frente a uno de los objetivos de la corporación, que es dar valor al negocio.

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Polanco, Hidalgo Erika Solange. "Mejoras de la gestión de perforación Mina Chuquicamata." Tesis, Universidad de Chile, 2016. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/140580.

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Abstract:

Ingeniera Civil de Minas
El presente trabajo muestra iniciativas para mejorar la gestión de la operación de perforación de mina Chuquicamata de Codelco Norte, buscando optimizar el proceso productivo ante la constante caída en el precio del cobre. El estudio se centra en esta operación debido a la importancia de su implementación para generar resultados que permiten llevar a cabo los procesos aguas abajo sin dificultades. Para esto, se recopilan datos históricos de los equipos de perforación, principalmente sus indicadores operacionales, en un período de evaluación de enero de 2012 a mayo de 2015. Para construir tres bases de datos (mensual, diaria y por turno) con la finalidad de identificar oportunidades de mejoras utilizando diferentes herramientas de gestión. Dado lo que antecede, se concluye que la mayor pérdida de tiempo operativo se debe a las demoras no programadas, lo que afecta directamente la utilización efectiva de los equipos, además es primordial el cumplimiento del rendimiento efectivo de los equipos para lograr el programa de producción. Por ende, las iniciativas se centran en la identificación de las demoras no programadas principales, es decir, aquellas que en conjunto suman el 80% del total de las demoras no programadas, en la reducción de su duración resolviendo problemas de planificación y gestión, mediante seis propuestas, y la asignación de equipos en fases operativas que optimizan sus rendimientos efectivos. Como resultado se tiene que es posible aumentar de 21.3 a 41.3 horas mensuales el tiempo efectivo, lo que se traduce en un incremento de 665 a 1,248 metros mensuales en equipos de precorte, mientras que en equipos de producción el tiempo efectivo aumenta en 70.6 a 162.2 horas y los metros mensuales de 2,101 a 4,535. Los resultados muestran que la probabilidad de cumplir con el plan de producción 2016 considerando que la utilización efectiva y el rendimiento efectivo cambian independientemente aumenta de 27% a 43% aplicando las mejoras. Se recomienda dejar el equipo 309 en estado stand-by, ya que posee un alto costo operacional y la probabilidad de cumplir el plan no varía significativamente, resultando una disminución de USD 43,796 mensuales. Estas mejoras no generan gastos adicionales a la operación ya que hacen uso de los recursos disponibles, aumentan la probabilidad de dar cumplimiento al plan de producción, al logro de la utilización efectiva y el rendimiento efectivo, generando valor en la operación y en el proceso productivo.
The present study shows initiatives to improve drilling operation management in Codelco Norte’s Chuquicamata mine, seeking to optimize the productive chain facing the continuous decrease of copper price. The study is focused on this operation because of importance of its implementation to generate results that allow development of downstream processes without difficulties. In order to do this, historical facts of drilling equipments are compiled, in an evaluation period January 2012 to May 2015. To build three databases (monthly, daily and per shift) in order to identify opportunities for improvement using different management tools. Considering this, it is concluded that the largest loss of operational time is due to unscheduled delays, which affect directly the effective use of equipment. Besides, comply with the effective performance of equipment is very important to achieve the production program. Therefore, initiatives are focused on identifying major unscheduled delays i.e. those which together account for 80% of all unscheduled delays in reducing its duration solving planning and management problems through six proposals and assignment of equipment in operational phases that optimize their effective performances. As a result, it is possible to increase from 21.3 to 41.3 hours per month the effective time, resulting in an increase of 665 to 1,248 monthly meters in wall control equipments, whereas in production equipments the effective time increases in 70.6 to 162.2 hours and monthly meters from 2,101 to 4,535. The results show that the probability to accomplish the production plan 2016 considering that effective use and effective performance change independently increases from 27% to 43% by applying the proposed improvements. It is recommended to keep equipment 309 in stand-by status, because it has a high operating cost and the probability to accomplish the production plan not vary significantly, resulting in a decrease of USD 43,796 per month. These improvements do not generate additional costs to the operation because they make use of available resources, also they increase the probability to accomplish the production plan and to achieve both effective use and effective performance, creating value to the operation and the productive chain.
Este trabajo ha sido parcialmente financiado por Codelco División Chuquicamata
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Cortés, Zablocki Samu Indigo. "“Análisis de la implementación del control computarizado en la perforación para desarrollos horizontales”." Tesis, Universidad de Chile, 2018. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/170151.

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Abstract:

Memoria para optar al título de Ingeniero Civil de Minas
El método de perforación y tronadura es vastamente usado en las operaciones de excavación subterránea a lo largo del mundo para el desarrollo de túneles y galerías. Debido a la gran incidencia de la calidad de la perforación en los costos, resultados de esta operación y en el resto de las actividades del ciclo, es necesario desarrollar y evaluar nuevas tecnologías que hagan más eficiente la operación. El control computarizado en la perforación es una tecnología muy utilizada en las últimas décadas en obras civiles, que ha ido ganándose su puesto en las operaciones mineras del mundo, ya que permite un mejor control del contorno del túnel, mayor eficiencia de disparo, obtener frentes más lisas y mejorar los rendimientos tanto de la perforación como del ciclo completo de perforación y tronadura. Epiroc es una empresa líder en el desarrollo de nuevas tecnologías para equipos mineros, con una gran importancia en el mercado a nivel mundial. La empresa desarrolló un sistema de control computarizado de la perforación, que se ha estado introduciendo al mercado nacional en los últimos años con buenos resultados. Con el fin de analizar esta tecnología en aspectos técnicos, económicos y operacionales, se realizaron levantamientos de datos en dos minas de Chile. El principal estudio se realizó en El Teniente, donde una gran flota de equipos operada por la empresa contratista Salfa Montajes, que cuentan con este sistema, están realizando labores de perforación para desarrollar el Proyecto Nuevo Nivel Mina. El estudio muestra que, con los mismos equipos, para el mismo tipo de roca, diagrama de disparo y tipo explosivos, la implementación del control computarizado en la perforación para desarrollos horizontales reduce la sobre excavación de 22% a 11% y aumenta la eficiencia de disparo de 85% a 90%.

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Núñez, Caroca Rodrigo Andrés. "Evaluación del efecto de material particulado en suspensión orientado a la operación mina a partir de la implementación de una red de monitoreo ambiental en Minera Escondida." Tesis, Universidad de Chile, 2018. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/169965.

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Abstract:

Memoria para optar al título de Ingeniero Civil de Minas
Para toda operación minera, es de gran importancia el control del material particulado en suspensión, debido a sus efectos negativos en la salud de los operarios, en el medio ambiente, las comunidades cercanas y en el desempeño de la operación misma. Los estudios sobre el material particulado en suspensión generado en faenas mineras declaran la importancia del monitoreo de la presencia en el aire de 3 tamaños distintos de partícula: MP1, MP2.5 y MP10, tamaños que marcan el valor máximo de su medida en [μm]. Estas partículas son muy peligrosas debido a su capacidad de asentarse en los alvéolos pulmonares, pudiendo desencadenar graves enfermedades respiratorias, como la Silicosis. Para medir las concentraciones de material particulado en suspensión en Minera Escondida, se implementó una red de monitoreo ambiental, Esta red es capaz de medir los 3 tamaños más importantes de material particulado, temperatura ambiental y humedad relativa, dentro de otras. Las mediciones se analizaron mediante sistemas de Aprendizaje Automático, capaces de analizar grandes bases de datos con distintas variables y encontrar relaciones en función del tiempo o entre variables. Amazon Machine Learning puede manejar extensos registros sin dificultades, entregando tendencias y comportamientos analizables que ayudaron a completar el estudio, además de simular escenarios deseados considerando las mismas tendencias. Las mediciones arrojaron un notorio aumento de las concentraciones de polvo durante el turno noche, lo que se debe principalmente a la Inversión Térmica a la que está sometida la operación de Minera Escondida. En presencia de este fenómeno, la superficie del rajo se enfría rápidamente al caer la noche, y por ende enfría repentinamente el aire que está en contacto con ella. Esto produce que se encierre una capa de aire caliente entre dos capas frías, imposibilitando la salida del polvo debido a la fuerza de empuje por diferencias de densidades. Esto afecta a los operarios del turno noche, al estar sometidos a ambientes de polución hasta 10 veces mayor al turno día. Esto también afecta a la operación, al ralentizar al circuito de camiones de extracción debido a la baja visibilidad, generando que se realicen menos viajes de transporte de material a destino, bajando así la producción diaria en al menos un 15[%].

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Latorre, Araneda Hernán Ramón. "Dimensionamiento de cámaras para optimizar producción en Minera el Toqui." Tesis, Universidad de Chile, 2019. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/171083.

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Abstract:

Memoria para optar al título de Ingeniero Civil de Minas
La Sociedad Contractual Minera El Toqui ha estado en operación desde 1983. Desde sus inicios el método de explotación por excelencia ha sido Room and Pillar, debido a que el depósito mineral se trata de yacimientos estratificados tipo skarn y cuerpos mineralizados tipo manto del orden de 5 [m] a 15 [m] de potencia. Dado el aumento en la capacidad de tratamiento de la planta de procesamiento de minerales, se evalúa la manera de aumentar la producción de la mina. De esta forma, se estudia cambiar el método de explotación de Room and Pillar a una variante de Tiros Radiales que permite el aumento de la producción. El método de Tiros Radiales sería aplicado al sector Porvenir Dolbek, para lo cual es necesario estimar las dimensiones de cámaras y pilares que garanticen la estabilidad del sector una vez explotado. La metodología propuesta para realizar el dimensonamiento de cámaras consta de dos etapas: 1. Realizar un back análisis en el sector Porvenir, con la finalidad de encontrar una curva límite de estabilidad mediante la metodología empírica propuesta por Mathews y Potvin para caserones. El back análisis se centra en las dimensiones del techo de las cámaras, dado que representa la condición crítica debido a la mala calidad de la roca. 2. En segunda instancia, estimada la curva de estabilidad, se dimensiona el largo y ancho de las cámaras considerando los esfuerzos inducidos, la orientación de las discontinuidades, la inclinacion de las cámaras y el factor de forma mediante la metología empírica. El diseño de pilares de basa en los criterios empíricos de resistencia de Lunder & Pakalnis y criterio de fluencia de Hoek and Brown. Una vez dimensionadas las cámaras y pilares, se somete el diseño preliminar a modelamiento numérico 2D para verificar y/o ajustar el diseño. El resultado del back análisis muestra que la curva que mejor se ajusta al límite de estabilidad, es aquella propuesta por Potvin en su gráfico de estabilidad que divide la zona estable de la zona estable con soporte. Dada la calidad de la roca de techo, las cámaras que muestran mayor estabilidad son aquellas con un radio hidráulico menor a 4. El análisis numérico realizado es de utilidad para detectar zonas de altos esfuerzos ( ) o zonas de tracción ( ) en las cámaras. El factor de seguridad sobre 1.25 y sin elementos de fluencia en el centro de los pilares aseguran estabilidad de éstos. Realizando una comparación de costos por tronadura y forticación, se observa que los costos estimados son menores al explotar por el método de Tiros Largos que por Room and Pilar considerando el tonelaje total a extraer de las cámaras y el área total a fortificar. Se recomienda una secuencia de explotación alejándose de las estructuras mayores con el fin de controlar la energía acumulada alrededor de las excavaciones por la explotación. Para las cámaras del cuerpo 2, debido al aumento de la carga litostática y la secuencia de explotación, se aumenta el ancho del pilar de 17 [m] a 18 [m]. Por último, las cámaras del cuerpo 3 se pueden explotar de forma paralela a las cámaras de los cuerpos 1 y 2.

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Astorga, Arancibia Paola Andrea, and Juan Pablo Arancibia. "Representación social de Codelco Chuquicamata y la definición de un discurso hegemónico en torno a su actuar: mirada laboral y comunitaria." Tesis, 2011. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/144818.

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Abstract:

Tesis para optar al grado de Magister en Comunicación Social
Este trabajo busca definir cuáles son los constructos que dan origen a la representación social de Codelco Chuquicamata en los trabajadores de esta división como en la comunidad de Calama, determinar el cambio en estos constructos que produjo el traslado de campamento, en términos de la nueva relación social que Codelco se vio obligado a construir, producto del cambio que implicaba el instalar una ciudad entro de otra. Junto a esto, y de acuerdo a la importancia que tiene Codelco Norte como empresa y fuente de empleabilidad también se indagaron los procesos de subjetivación que validan y legitiman el discurso hegemónico de Codelco Chuquicamata. Es así como se utilizo una metodología que diera cuenta de los procesos intersubjetivos que articulan la representación social así como la validación de un discurso hegemónico, por lo cual se ocupo la perspectiva cualitativa con focus group a las comunidades ciudadanas e indígenas, así como a los trabajadores de Codelco, de forma separada, potenciando la discusión y argumentación. Es así como se concluyo que existe una representación social contradictoria, entre la empresa estatal eficiente y productiva para el país y la minera que contamina y genera sensación de abandono y desarraigo con Calama, al no retribuirla de la misma forma que lo hace a Chile, y al sentir que las relaciones con los trabajadores y la comunidad están marcadas por lo racional y utilitarista. Sin embargo, lo injusto de esta relación, se contrapone con la forma en que se agota esta situación, pues pese a reclamar abandono, éstas están marcadas por las retribuciones económicas que Codelco hace por el trabajo y por las alianzas con la ciudadanía y las etnías. Lo cual de forma implícita obliga a que renuncie a la protesta laboral y ciudadana, así como a la constitución de un discurso hegemónico que proponga una lucha y oposición con Codelco, lo que al no ser asumido se justifica en la carencia de líderes que realicen este trabajo, así como en responsabilizar a otros, para reordenar la situación de injusticia y desamparo que tiene los trabajadores con un empleador explotador y la comunidad con una empresa que no cumple y no respeta. A su vez, el traslado de campamento, si bien no significo una reconstitución de la representación social de Codelco en los trabajadores, si lo fue en la comunidad, ya que agudizo el sentimiento de despreocupación de Codelco por la ciudad, generando una sensación de autocrítica por la ingenuidad con la que actuaron. Siendo lo más relevante, el que el símbolo de Codelco Norte ya no es solo la contaminación, sino el de 1700 familias que invadieron Calama, y lejos de integrarse, marcaron el resentimiento y discriminación entre vivir de Codelco y sobrevivir de ésta.

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Dissertations / Theses on the topic 'Explotación minera - Chile'

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