Dissertations / Theses: 'Minería a cielo abierto'

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Castillo, Delgado Linda Marcela. "Modelos de Optimización para la Planificación Minera a Cielo Abierto." Tesis, Universidad de Chile, 2009. http://www.repositorio.uchile.cl/handle/2250/103326.

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Abstract:

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

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Jiménez, Del Valle Bárbara. "Criterios de definición de fases y diseño en minería a cielo abierto." Tesis, Universidad de Chile, 2014. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/131813.

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Abstract:

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

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Rojas, Cortés Freddy Antonio. "Requerimiento de Neumáticos de una Mina a Cielo Abierto." Tesis, Universidad de Chile, 2009. http://www.repositorio.uchile.cl/handle/2250/103451.

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Abstract:

No autorizada por el autor para ser publicada a texto completo
El neumático, elemento vital en la etapa de transporte, está sometido a diferentes tensiones en la mina, como velocidades, tonelajes, etc. Estas configuraciones determinan el tipo de goma a utilizar en las rutas y el TKPH del neumático. Esta característica permite escoger la ruta más adecuada para su uso, minimizando la probabilidad de falla. De lo contrario, impactará directamente en la productividad del camión, y es más, en la productividad del sistema minero. El presente trabajo tiene como objetivo desarrollar una metodología que, a partir de los ciclos de transportes definidos en el plan de producción anual, estime los requerimientos de los neumáticos que permitan dar respuesta a indicadores como el TK y el TKPH. Para esto, se analizaron los parámetros operacionales que permiten dar cumplimiento de un plan de producción. Se reconciliaron las variables operacionales y las rutas de transporte con la apertura del plan minero. A partir de esto, se definió un indicador de eventos y la metodología de asignación de neumáticos. Finalmente se calculó el tipo de goma y el requerimiento de neumáticos para las rutas definidas en el plan minero. La gran correlación existente en la velocidad media de ciclo y el TKPH definió el “Evento-TKPH”, como índice de falla. El cálculo del tipo de goma y del número de neumáticos dependerá de los TK necesarios para cumplir las metas de tonelaje de las fases-bancos, de los Eventos-TKPH permitidos y del TKPH de la ruta. A partir de lo anterior, se estimó el tipo de goma y el número de neumáticos con los planes promedios mensuales del plan y, además, con la apertura del plan minero. Los resultados obtenidos fueron 168 del tipo B, y 84 del tipo B4 para la primera metodología, y de 187 del tipo B, y de 84 del tipo B4. Si bien, en el tipo B4 no se observó un aumento en el número, si lo hizo en el uso de éstos, aumentando de un 47% a un 88%. Por otro lado, la reconciliación de las variables mostró las grandes diferencias existentes entre el plan y lo actual, mostrando un 40% de cumplimiento de las rutas planificadas, y de altas varianzas de TK. Finalmente, resulta indispensable cumplir las rutas del plan, pues el cálculo del tipo de goma, del número de neumáticos y la probabilidad de ser dado de baja se realiza en base al plan. Además se propone optimizar este proceso, minimizando el costo de cada TK sujeto al cumplimiento del TKPH del ciclo, de los Eventos-TKPH permitidos y de la flota de camiones que se tiene.

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Peña, Cornejo Francisco Javier. "Metodología para evaluar la dilución operativa en minería a cielo abierto." Tesis, Universidad de Chile, 2007. http://www.repositorio.uchile.cl/handle/2250/104731.

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Poblete, Matamala Cristian José. "Costo de Oportunidad en la Utilización de los Sistemas de Despacho en Minería a Cielo Abierto." Tesis, Universidad de Chile, 2010. http://www.repositorio.uchile.cl/handle/2250/103796.

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Abstract:

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

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Parra, Reti Andrés Francisco. "Planificación minera a cielo abierto utilizando fundamentos geomecánicos." Tesis, Universidad de Chile, 2015. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/136447.

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Abstract:

Magíster en Minería
La determinación de los componentes geométricos de un talud minero está basada en algún criterio de aceptabilidad del diseño en conjunto con los requerimientos de la operación minera. Normalmente el criterio de aceptabilidad está expresado en términos del factor de seguridad (FS) aceptable. Un problema que resulta interesante de estudiar es la determinación del impacto que se produce en la envolvente del rajo final, en el diseño minero de fases, en el programa de producción, y en la valorización de los planes mineros, al variar el factor de seguridad aceptable de los taludes pertenecientes a un rajo abierto. Como parte de la metodología, se realizó un análisis conceptual que permitiera entender los fundamentos geomecánicos para el cálculo del FS en un talud minero y el impacto en el beneficio económico y en la altura de la envolvente económica que se produce al considerar distintos factores de seguridad aceptables en un ejemplo en 2 dimensiones. Posteriormente, a través de un caso de estudio se determinó el efecto que se produce en todas la etapas del proceso de planificación minera al considerar distintos factores de seguridad aceptables. En el análisis conceptual, se concluyó que el criterio más apropiado para la determinación de la resistencia de un macizo rocoso perteneciente a un talud minero explotado a cielo abierto es el criterio de Hoek-Brown para el caso de un macizo rocoso perturbado (D=1). Como parte del ejemplo conceptual desarrollado, se obtuvo que en el escenario asociado a un FS aceptable de 1.2 tanto el beneficio económico como la altura de la envolvente económica fueron considerablemente mayores en relación al escenario asociado a un FS aceptable de 1.4. En el caso de estudio usado para este trabajo, la diferencia de altura de las envolventes económicas entre los escenarios asociados a distintos factores de seguridad aceptables fue prácticamente nula. De lo anterior se pudo concluir que las diferencias de alturas de las envolventes económicas al considerar distintos criterios de aceptabilidad van a depender de las características intrínsecas del modelo de bloques. Tanto en las etapas de optimización como de diseño minero se obtuvo que las principales diferencias entre los escenarios asociados a distintos factores de seguridad aceptables se presentaron en la razón estéril-mineral y en el beneficio marginal. Se pudo apreciar que la razón estéril-mineral aumenta a medida que se incrementa el FS aceptable, mientras que el beneficio marginal disminuye a medida que el FS aceptable es mayor. Además de obtener una disminución en el Valor Presente Neto y en las reservas mineras al considerar un factor de seguridad aceptable mayor con respecto a uno menor, se pudo concluir que el FS de los taludes de fases contiguas cuyas paredes no forman parte del rajo final fue considerablemente mayor al FS aceptable. A raíz de este resultado se puede plantear que existe la posibilidad de incrementar el ángulo de talud en aquellas paredes que no formen parte del rajo final.

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López, Álvarez Manuel Alejandro. "Análisis y Gestión de Costos en Explotación Minera a Cielo Abierto." Tesis, Universidad de Chile, 2008. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/103187.

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Abstract:

El objetivo general del presente trabajo ha sido utilizar conceptos del costeo basado en actividades, para el desarrollo de un sistema de análisis y gestión de costos, permitiendo analizar costos de operaciones históricas y estimar costos para nuevos escenarios. El trabajo se aplicó en la Mina Los Bronces de Anglo American Chile. Además se contó con la valiosa y constante colaboración del Profesor Sr. Carlos Landolt, quien aportó su vasta experiencia en el tema. Un elemento fundamental dentro del estudio, es la identificación de los ítems de costo y su conexión con las estructuras de operación y de gestión. Los ítems de costo son agrupados en dos categorías: costos fijos, tales como recursos, dotación, gastos corporativos (44,2 % del total) y costos variables o proceso-dependientes (55,8 % del total). Los costos fijos no son modelables en función del proceso; sus valores dependen de las necesidades de la operación y son asignados de acuerdo a la experiencia y juicio de la administración. Los costos proceso-dependientes o insumos pueden ser modelados en función del proceso. Las variables de proceso que determinan el uso de insumos se conocen como factores causales. Pocos ítems de costo son los que determinan gran parte del costo total. Por ello, se utilizó el análisis de Pareto para definir cuáles costos se consideran relevantes. Se identificaron los insumos relevantes y su contribución al costo total, siendo los principales el petróleo diesel (20,2 %), repuestos (9,5 %), explosivos (7,1 %), neumáticos (5 %) y energía eléctrica (1,9%). La gestión de costos requiere establecer relaciones insumo = f [factor causal]. Por ello, se utilizó el análisis de Pareto para el ordenamiento de los diferentes pares insumo-proceso, con el fin de priorizar la relevancia específica de cada par. Luego se construyeron diagramas de dispersión, para evaluar el ajuste de las posibles relaciones insumo-factor causal. En esta memoria fue posible establecer este tipo de relaciones para 27 pares insumo-proceso, correspondientes a un 32,9 % de los costos totales. Esto equivale a 58,9 % de los costos de insumos en el período de estudio (2005-2006). No fue posible establecer relaciones funcionales para los demás pares insumo-proceso, debido a la carencia y/o menor calidad de los datos disponibles para establecer relaciones aceptables. Las relaciones determinadas para los insumos relevantes son válidas como referentes para un benchmarking interno en la operación. Representan analíticamente la dependencia de los insumos en función de los factores causales. Con ellas es posible definir los KPI (Key Performance Indicators) útiles para controlar la operación. La validación del modelo se realizó estimando los costos de insumos para los meses promedio 2005 y 2006, comparando luego con los costos reales para los pares estimados. Los errores de estimación son de -2,35 % y 1,13 % para los casos 2005 y 2006 respectivamente. Se logró modelar cerca del 59 % de los costos de insumos de la mina.

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Henríquez, Inzulza Daniela Constanza. "Evaluación del límite óptimo entre minería cielo abierto y sublevel stoping." Tesis, Universidad de Chile, 2019. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/170206.

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Abstract:

Memoria para optar al título de Ingeniera Civil de Minas
La mayoría de los depósitos de grandes extensiones son explotados mediante minería de cielo abierto. Sin embargo, debido a que sus costos aumentan a medida que las minas se profundizan, se hace atractivo incorporar métodos subterráneos. Incluso para un mismo depósito pueden coexistir distintos métodos de explotación, siempre que sus operaciones no interfieran entre sí. Lo anterior ha motivado a buscar nuevas metodologías que permitan determinar los límites óptimos de operación incorporando planes de producción, entregando así una valorización más realista para los proyectos. En la presente memoria se desarrolla el problema de determinar el límite óptimo entre una operación a cielo abierto y un sublevel stoping con relleno (SLS). El proyecto se enmarca en un caso de estudio consistente en un depósito de oro, plata y cobre, en donde el oro es el elemento de principal interés, cuya ley promedio de es de 0.26 (ppm). Se propone una metodología que separa el estudio en 3 partes. En la primera etapa se obtiene el plan de producción de la mina cielo abierto. Luego, se obtiene el plan de producción de la mina subterránea, lo cual a su vez entrega las herramientas para definir diseño del método. Finalmente, se analiza la explotación conjunta junto con el plan de producción respectivo, definiendo los periodos de operación simultánea. La comparación de opciones de explotación se realiza mediante una evaluación económica simplificada, calculando el valor actualizado neto (VAN) de los flujos operacionales. No se incluye la inversión en equipos mina pues, se consideran del mismo orden de magnitud para las diferentes alternativas de explotación. Los resultados muestran que el VAN del rajo depende de la cantidad de estéril presente en las fases, ya que se debe anticipar el desarrollo de las mismas, haciéndolo disminuir. Por otro lado, el VAN del SLS depende del diseño utilizado (ubicación de caserones y sill pillars) por lo que una evaluación económica se hace relevante para definir el mejor diseño de la mina. Además, se deben manejar con cuidado los tiempos de cómputo en el cálculo de planes de producción del SLS, los cuales dependen del número de actividades, precedencias y niveles de la mina. Se recomienda realizar simplificaciones que no interfieran con el valor económico de las unidades de explotación y que se alineen con la temporalidad de la evaluación. La operación conjunta se analiza mediante un análisis de costos directos operacionales, lo cual permite determinar cuándo conviene explotar con cada método. No obstante, todavía existe la necesidad de herramientas que hagan una evaluación óptima de la operación conjunta. En el caso de estudio, el mayor VAN se obtiene con una mina cielo abierto de menores dimensiones. Esta decisión es sensible a los costos minas, ya que con pequeñas variaciones la decisión cambia y la explotación conjunta se torna más atractiva. La metodología planteada muestra una nueva forma de obtener resultados de explotación conjunta y de diseño óptimo del sublevel stoping. Se recomienda incluir más detalles a considerar para la obtención del plan de producción conjunto, principalmente incorporando mejoras al método creado para la mina SLS.

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Díaz, Pizarro Cristopher Alejandro. "Planificación minera a cielo abierto considerando diseño óptimo de rampas." Tesis, Universidad de Chile, 2017. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/146684.

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Abstract:

Ingeniero Civil de Minas
El diseño de rampas en minas a cielo abierto es un paso clave en el proceso de planificación minera, en el que las envolventes económicas obtenidas por técnicas y algoritmos de optimización se transforman en volúmenes operativos (fases) aptos para la extracción. Sin embargo, aunque existen herramientas para ayudar al diseño de la rampa, el proceso sigue siendo muy complejo y requiere mucho tiempo. Esto implica que hay pocas oportunidades de explorar diferentes configuraciones y, por lo tanto, la calidad del diseño resultante depende de la experiencia del ingeniero y la disponibilidad de tiempo. El objetivo de este trabajo es comparar los resultados técnico-económicos del diseño operativo de fases, al utilizar el estado del arte actual, versus una metodología semiautomática, que utiliza programación matemática para la optimización económica del diseño de pit con rampa. El procedimiento consistió en una serie de pasos: primero, se diseñó un pit final óptimo en base a la metodología tradicional de planificación a largo plazo. Luego, se procedió a incorporar la geometría de rampas mediante dos alternativas; la primera denominada como óptima, introduce modelos matemáticos a través de una herramienta computacional que asiste al proceso de diseño operativo de fases, modelando una ubicación geométrica de rampa a nivel de bloques, que maximiza el beneficio económico reportado por los límites del pit con rampa. Esta ubicación sirvió como guía en el diseño final, entregando el punto de partida, sentido de giro y posicionamiento de la rampa en el talud minero. La segunda alternativa utilizó el arte del diseño actual empleado comúnmente para modelar rampas en los límites de rajo. Finalmente, se evaluó el impacto técnico-económico en las reservas del pit al incorporar el diseño geométrico de rampa de acuerdo a las alternativas mencionadas. Al introducir el modelo matemático, se lograron resultados muy similares en relación al estado del arte actual para el caso de estudio, con un aumento del 1.59 [%] del beneficio económico y un 1.40 [%] de las reservas disponibles para la extracción. Los resultados indican que esta herramienta entrega una mayor robustez al proceso de planificación; al permitir analizar distintos escenarios de diseño en un limitado periodo de tiempo, asegurando un diseño óptimo económico.
Este trabajo a sido parcialmente financiado por Advanced Mining Technology Center, Universidad de Chile

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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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Morales, Cárdenas Javier Eduardo. "Análisis de la Congestión de Camiones en una Operación a Cielo Abierto." Tesis, Universidad de Chile, 2011. http://www.repositorio.uchile.cl/handle/2250/104144.

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Abstract:

Ingeniero Civil de Minas
El presente trabajo tiene como objetivo analizar el efecto que tendría la congestión de camiones en una operación minera a cielo abierto. Dadas las tasas de producción que se planifican actualmente en la minería a cielo abierto, se requiere una gran cantidad de camiones, mas no se considera la interacción que estos equipos tendrán ni el efecto de congestión que se pueda producir. En la investigación se realiza la simulación de una mina actualmente en operación, con el objetivo de validar el modelo de microsimulación a utilizar y se estima la desviación estándar del tiempo empleado en cada uno de los procesos. La validación considera los principales aspectos que influyen en el ciclo de un camión, es decir, tiempos de carga, descarga y de viaje, además de restricciones físicas que se puedan presentar, tales como un número máximo de camiones en un punto de carga o descarga, número de vías por ruta, velocidades máximas permitidas; así como también las características propias de los camiones utilizados, tales como, aceleración, capacidad de carga y tamaño del equipo. Con el modelo ya calibrado se realiza una serie de pruebas para el caso de la mina Antamina, ubicada en Perú, donde se necesita estimar la capacidad máxima que tiene el sistema, al operar un conjunto de chancadores de mineral y de estéril en el sector llamado valle Antamina. Para este análisis se realizan diferentes pruebas en las cuales se varía el flujo de camiones que transportan mineral y estéril. La planificación de Antamina tiene considerado para el año 2014 el envío de 45Mt al chancador de mineral y de 76Mt a los chancadores de estéril. Una vez realizadas las simulaciones, se logra establecer que el límite de tonelaje, para una geometría establecida, que puede procesar el chancador de mineral es de 52Mt por año, que corresponde a aumentar el envío de camiones en un 20% respecto al caso base. A partir de los siguientes incrementos en el flujo hacia el chancador de mineral, se observan pérdidas en el tiempo que el camión se encuentra en la zona de chancado. Por su parte, los chancadores de estéril pueden procesar 92Mt por año, lo cual se consigue aumentando un 30% el número de camiones enviados respecto al caso base. Un procesamiento mayor afecta las descargas que se tienen en el chancado de mineral. Es muy importante considerar la interacción que presenten los camiones, ya que ésta puede llegar a ser un tiempo no menor en el tiempo total del ciclo de un camión y si esta situación se hace constante durante la vida de la mina, se deberá buscar alternativas de diseño o de transporte de mineral que ayuden a disminuir estos tiempo perdidos por congestión.

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Pedraza, Castillo Daniel Alejandro. "Simulación y comparación de desempeño de algoritmos de despacho en minería a cielo abierto." Tesis, Universidad de Chile, 2019. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/171055.

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Abstract:

Memoria para optar al título de Ingeniero Civil de Minas
La minería es un proceso productivo que busca obtener beneficio económico de mineral in situ. Para chile es una importante actividad económica que aporta un 11% al PIB del país. El método de explotación a cielo abierto busca extraer el mineral de manera descendente, este método se enfrenta al crecimiento de las distancias de acarreo mientras la operación avanza, haciendo que los costos de transporte puedan llegar a ser el 60% de los costos operativos totales. La simulación es un instrumento que permite la evaluación de distintos escenarios a bajo costo, en este trabajo se simulan las operaciones de carguío y transporte de una mina sintética a cielo abierto. Por medio de la simulación se prueban dos algoritmos de despacho (despacho priorizado y despacho optimizado) en escenarios con distintos layout y Budget, para evaluar su desempeño en cuanto a cumplimiento del plan minero; y así determinar el óptimo para cada caso. El despacho priorizado busca disminuir el retraso del plan y se destaca por su fácil implementación y sus resultados casi instantáneos, por otro lado, el despacho optimizado busca maximizar el movimiento mineral, pero puede requerir un gran tiempo para generar su solución. Del estudio se obtiene una preferencia por parte de ambos despachos hacia las rutas más cortas y rutas con mayor requerimiento de movimiento de mineral. La preferencia del despacho optimizado por estas rutas es mayor, enviando más camiones de los necesarios para lograr su Budget y dejando con déficit de camiones a las otras rutas. Mientras que el despacho optimizado logra siempre una mayor producción, el despacho priorizado logra un mejor cumplimiento de los planes mineros en los escenarios con déficit de camiones. La eficiencia de las políticas de despacho es uno de los aspectos que determina el costo de transporte, en este trabajo se pudo observar diferencias en las ganancias desde 100,000 a 200,000 USD al día dependiendo del sistema de despacho utilizado. Finalmente, se concluye que la eficacia del sistema de despacho depende de las circunstancias particulares de la operación y su enfoque debe ser tal que alinee de la mejor forma con el objetivo estratégico de la empresa. Los sistemas de despacho analizados tienen dos objetivos distintos y dos métodos de obtención de la solución distinta, esto los hace completamente diferentes, pero si se busca combinarlos, la forma es utilizando el método de resolución de despacho optimizado, y modificando su función objetivo para que incorpore también el objetivo del despacho priorizado.

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Soto, Galaz Mauricio Andrés. "Evaluación de sistemas de transporte alternativos para minería a cielo abierto." Tesis, Universidad de Chile, 2019. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/170932.

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Abstract:

Memoria para optar al título de Ingeniero Civil de Minas
La integración de energías renovables no convencionales (ERNC) avanza a paso firme en la industria minera nacional. Se habla que la disminución del precio de la energía eléctrica podría llegar a ser de un 33% hacia el año 2021. Por otro lado, el transporte de estéril corresponde a un alto porcentaje del costo operacional en minería a cielo abierto, pudiendo llegar hasta a un 50% del OPEX total, debido al alto consumo de combustible diesel. Luego, una reducción del precio de la energía eléctrica genera el interés de estudiar sistemas de transporte alternativos que utilicen la energía eléctrica como sustituto del combustible diesel: Trolley Assist e In-Pit Crushing and Conveying (IPCC) El objetivo principal del presente trabajo es realizar una evaluación económica de estas alternativas de transporte de estéril al transporte tradicional por camiones (TTC) en minería a cielo abierto como función del precio de la energía y distancia de transporte, indicando las condiciones favorables para cada uno de los sistemas. En primer lugar, se construyó un modelo económico general de costos para los sistemas de transporte: TTC, IPCC y Trolley Assist, que permiten cuantificar dichos costos como función de la profundidad media del pit, movimiento mina y precio de la energía eléctrica, con el fin de encontrar las condiciones favorables de implementación de cada sistema en función de estas variables. Posteriormente, se replicó el modelo económico general a un caso de estudio (plan de producción), en donde, debido a la complejidad del sistema IPCC, se codificó un algoritmo en el software Matlab. El caso de estudio fue utilizado para realizar un análisis de cada sistema en función de la distancia a botadero (expit). Los resultados obtenidos muestran el comportamiento de los distintos sistemas de transporte de acuerdo con las variables: profundidad media del pit, movimiento de estéril, horizonte temporal, distancia expit y precio de la energía eléctrica, permitiendo una comparación y análisis entre sistemas. Las principales conclusiones son que el sistema IPCC es recomendable para pits de alta profundidad, alto movimiento de estéril y proyectos de largo plazo. Por otro lado, el Trolley Assist es una buena alternativa para bajos movimientos de estéril, sin embargo, no es recomendable para largas distancias expit horizontales. El TTC. en términos de costos, es la mejor opción para bajas profundidades y movimientos de estéril, teniendo también la ventaja de la flexibilidad operacional. Finalmente, se recomienda generar metodologías de planificación mina de estos sistemas y realizar estudios del sistema Trolley Assist en botaderos.
NCL Ingeniería y Construcción

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Castillo, Castellón Pamela Beatriz. "Modelo para Estimar la Productividad de Equipos de Carguío en una Mina a Cielo Abierto." Tesis, Universidad de Chile, 2010. http://www.repositorio.uchile.cl/handle/2250/103675.

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Abstract:

No autorizada por el autor para ser publicada a texto completo
Actualmente los programas de producción de minas a cielo abierto se calculan suponiendo una productividad constante para cada equipo de carguío; siendo la productividad invariante frente a variables de diseño y operación. Este supuesto genera desviaciones operacionales del plan de producción, que en particular gatilla movimiento de minerales desde sectores no planificados de la mina para alimentar la planta concentradora. Estas desviaciones generan aumentos en los costos de operación actual en minas a cielo abierto. El tema desarrollado en este trabajo de título consiste en evaluar la influencia de variables de diseño y parámetros operacionales sobre la productividad de un equipo de carguío, en base a datos históricos recopilados de la mina Chuquicamata. La base de datos utilizada corresponde a los datos de producción de la mina de Chuquicamata entre los años 2006 al 2008, de donde se obtienen 19.263 registros. Las variables de diseño estudiadas son: el ancho de una fase, el largo y la altura de un banco, y si la fase se encuentra interferida o no (derrame de material sobre ella). Los parámetros operacionales estudiados son: el número de camiones, la ubicación del banco, la utilización efectiva en base disponible, el tamaño de la pala, la disponibilidad del equipo de carguío, el tipo de equipo (pala, excavadora o cargador frontal), la fase origen dónde está operando el equipo de carguío, la distancia media a recorrer por los camiones que transportan el material desde la fase origen, y el tipo de material que cargan (mineral o estéril). Se realiza un análisis de componentes principales sobre las variables en estudio, con el fin de seleccionar aquellas que más influyen en la productividad del equipo, y generar un modelo de regresión lineal múltiple que predice un tonelaje a extraer diario por tipo de equipo de carguío. Finalmente los parámetros que mayormente influyen en la productividad de los equipos de carguío son la utilización efectiva en base disponible, el número de camiones con los que opera el equipo, y la disponibilidad del equipo de carguío. Al utilizar el modelo propuesto el ajuste a los datos actuales de la operación del plan PND2009 implica una mejora del 24% con respecto a los datos de producción para ese año. Las mejoras que se recomiendan incluir en la planificación es una estimación más precisa de utilización y disponibilidad de equipos, junto a una mejor estimación de flota de camiones.

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Martel, Gonzales Luis Alejandro, and Nuñez Carlos Manuel del Aguila. "Reducción de costos de perforación rotativa mediante la optimización del rendimiento de brocas tricónicas de 6 ¾ de pulgadas de diámetro y un aumento del porcentaje de utilización de las perforadoras en una mina a cielo abierto." Bachelor's thesis, Pontificia Universidad Católica del Perú, 2019. http://hdl.handle.net/20.500.12404/16079.

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Cerda, Zamudio Carola Paz. "Análisis de riesgo asociado a incertidumbre operacional en planes mineros para minería a cielo abierto." Tesis, Universidad de Chile, 2016. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/143123.

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Abstract:

Ingeniera Civil de Minas
Hasta la actualidad, la planificación minera se ha realizado con la utilización de parámetros fijos, los cuales conducen a un plan determinista e inflexible que no permite capturar el real valor de la operación. El valor que se obtenga de dicha evaluación, en la práctica puede tener baja probabilidad de ocurrencia. Es por esto, que las investigaciones actuales relacionadas con la planificación minera incorporan en este proceso una cantidad mayor de información y variables no determinísticas para poder así obtener resultados robustos en términos de productividad y valor esperado del plan. Con la realización de esta memoria se busca validar la incertidumbre operacional minera del modelo de evaluación de riesgos GEM|REEM (creado por la empresa GEM) y del modelo de simulación para incertidumbre operacional DSim Open Pit (creado por el laboratorio de planificación minera Delphos de la Facultad de Ciencias Físicas y Matemáticas de la Universidad de Chile) a través del análisis del plan minero de producción con escala quinquenal para una mina a rajo abierto. Los objetivos específicos de este trabajo son presentar las variables operacionales relevantes que componen el modelo de evaluación de riesgos GEM|REEM, en conjunto con la realización de simulaciones con el modelo DSim Open Pit caracterizada por las principales incertidumbres operacionales en base al plan minero quinquenal real de la mina y con esto realizar una comparación entre las dos metodologías de análisis de incertidumbre para planes mineros, enfocados en la incertidumbre operacional. Se realizaron simulaciones con ambos modelos para incertidumbre operacional en dos meses específicos del plan minero quinquenal, donde se generaron distribuciones de probabilidad tanto para el movimiento total desde banco como para el mineral enviado a planta. Se compararon las medias de las distribuciones obtenidas con los valores del plan minero determinístico. Para los meses de enero de 2016 y enero 2017, la diferencia porcentual entre el plan y el modelo GEM|REEM para el mineral enviado a chancado es de 10,6% y 1,6%, respectivamente. Mientras que la diferencia entre el plan quinquenal y el modelo DSim Open Pit para ambos meses es de 8,5% y 8,1%, respectivamente. Por otro lado, la comparación entre los resultados obtenidos de ambos modelos de incertidumbre, muestra que la diferencia entre estos es menor al 11% en todos los casos. A partir de estos resultados, se observa que el plan minero determinístico tiene poca probabilidad de ocurrencia, donde se le da mayor prioridad al envío de mineral a planta, lo que puede afectar a futuro la explotación de la mina. Además, se puede decir que ambos modelos representan la realidad operacional de acuerdo a los valores reales de desempeño de la mina.

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Barrera, Barros Diego Ignacio. "Comparación entre metodologías para la elaboración de planes mineros estratégicos en minería a cielo abierto." Tesis, Universidad de Chile, 2016. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/140563.

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Abstract:

Ingeniero Civil de Minas
La planificación minera estratégica de largo plazo tiene como objetivo sincronizar el mercado con los recursos disponibles y la misión de la compañía. La relevancia de esta etapa radica en que las decisiones aquí tomadas determinarán en gran parte el valor del proyecto minero. Actualmente la forma convencional de resolver el problema de planificación minera estratégica de largo plazo es dividirlo en problemas más simples y manejables, para obtener así soluciones por separado. Esta metodología posee diversas falencias; por ejemplo, fraccionar el problema implica alejarse del óptimo global, asimismo Lerchs-Grossmann es un algoritmo estático que no considera capacidades, costos de oportunidad ni valor del dinero en el tiempo. Se suma a lo anterior que el posterior diseño de fases es un proceso manual poco guiado y que depende en gran medida de la experiencia del planificador. El objetivo de este trabajo es realizar una comparación entre dos metodologías para la elaboración de planes mineros estratégicos a largo plazo en minería a cielo abierto. Estas corresponden a una metodología tradicional (a través de Whittle) y una integral (a través de DeepMine). Todo con motivo de encontrar herramientas de planificación que propicien la elaboración de planes mineros estratégicos con mayor captura de valor. En primera instancia se exhibe un caso de estudio donde se comparan cualitativa y cuantitativamente los resultados de los planes mineros estratégicos obtenidos por ambas metodologías. En segunda instancia se presenta un caso aplicado, donde se realiza un plan estratégico con DeepMine para un yacimiento en operación y se compara con los resultados de los planes de Codelco (principalmente secuencia). Finalmente se realizan pruebas de funcionamiento y se concluye con una evaluación crítica del software en estudio. Como resultado, DeepMine logra un 27% más de VAN en el caso de estudio comparado directamente con Whittle y un 11% más confrontado a las ingenierías de Codelco en el caso aplicado. En ambos casos se alcanza un mayor fino actualizado, con menos mineral extraído y en menos años. Asimismo, se obtienen fases o pseudofases que definen secuencias de extracción factibles que pueden ser usadas como guías en etapas posteriores de diseño. La comparación de las secuencias para el caso aplicado otorga diferencias sustanciales en los primeros 10 años del plan, lo que brinda una mayor captura de valor. A partir de las pruebas de funcionamiento se constata que DeepMine es capaz de tomar decisiones en función de escenarios económicos futuros incorporando el concepto de costo de oportunidad y de ser sensible a cambios en la vida de la mina. Finalmente, se concluye que la metodología evaluada va en la dirección correcta, es decir, es coherente a lo que la industria requiere: apoyar la captura del máximo valor del depósito, alcanzable en la teoría solo con enfoques globales de optimización. Por lo tanto, y a partir de los resultados de este trabajo, se concluye que DeepMine puede contribuir favorablemente en el proceso de planificación estratégica, facilitando procesos de toma de decisiones, proporcionando secuencias de extracción de fases robustas para posteriores etapas de diseño y entregando soluciones más completas en base a enfoques globales de optimización, todo esto en comparación con herramientas que se basen en la metodología tradicional. Cabe destacar que su uso es propicio siempre que se use criteriosa y rigurosamente, entendiendo los alcances y limitaciones de este.
Long-term strategic mine planning has as its aim to synchronize market with available resources and the company’s mission. The relevance of this stage lies in the fact that decisions made here will determine to a great extent the value of the mining project. Nowadays, the conventional way to solve the problem of long-term strategic mine planning is to separate it into simpler and easy-to-manage problems to, thus, have separate solutions. However, this methodology has various deficiencies; for example, dividing the problem entails moving away from the global optimum, besides Lerchs-Grossmann is a static algorithm that does not consider capabilities, opportunity costs, nor value of money over time. Furthermore, the subsequent phase design is a manual process that needs more guidance and that depends at a great scale on the experience of the planner. The aim of this research is to compare two methodologies for the elaboration of long-term strategic mine plans in open pit mines. These are a traditional methodology (by using Whittle) and a comprehensive one (by using DeepMine). The objective is to find planning tools that favor the elaboration of strategic mine plans with greater value capture. First of all, it is exhibited a case study where the results of strategic mine plans from both methodologies are qualitatively and quantitatively compared. Secondly, it is presented an applied case, where a strategic plan is carried out by using DeepMine in an operation deposit and is compared with the results of Codelco’s plans (mainly sequence). Finally, functional tests are done to then end up with a critical review of the studied software. As a result, DeepMine achieves a 27 per cent more of NPV in the case study in comparison with Whittle, and an 11 per cent more in comparison with Codelco’s engineering in the applied case. In both cases, it is reached a bigger amount of updated fine, with less extracted mineral and in fewer years. Additionally, phases or pseudo-phases that define feasible extraction sequences that can be used as guides in later design stages are obtained. Comparison between sequences in the applied case study displays fundamental differences in the first ten years of the plan, which brings a greater value capture. From functional tests, it is demonstrated that DeepMine is able to make decisions based on future economic scenarios by incorporating the opportunity cost concept, and to be sensitive to changes in the life of the mine. Finally, it is concluded that the evaluated methodology is in the right direction; that is, it is coherent to what industry requires: supporting the capture of the maximum value of the deposit, reachable by theory just with global optimization approaches. Therefore, and from the results of this work, it is concluded that DeepMine can favorably contribute in the strategic planning process, facilitating decision-making processes, providing extraction sequences of complete phases for later design stages, and offering much better solutions in terms of global optimization approaches, all of this in comparison with tools that are based on traditional methodology. It is important to highlight that its use is propitious as long as it is used sensibly and strictly, taking into account its capabilities and limitations.
29/7/2021

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Ponce, Mariluz David Hernán. "Modelo de planeamiento de minado a corto plazo para una operación minera a cielo abierto." Bachelor's thesis, Pontificia Universidad Católica del Perú, 2015. http://tesis.pucp.edu.pe/repositorio/handle/123456789/7848.

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Abstract:

Durante el proceso de planificación de corto plazo en minas superficiales, se tiene en consideración innumerables factores que afectan directamente los objetivos y estrategias que el planeamiento de mediano y largo plazo han definido previamente en el planeamiento de minado. Estos diversos factores e información que se incorpora en el planeamiento de corto plazo, genera mayormente una tediosa labor del planeador de minas durante su elaboración, lo cual genera un excesivo uso de tiempo y recursos. Este estudio propuesto tiene como objetivo principal, presentar un modelo de planeamiento de minado de corto plazo, que pueda ser aplicado a cualquier operación minera superficial, en la cual reúne toda la información necesaria para el planeamiento de minado y a su vez proporcione una flexibilidad ante cualquier cambio repentino que pueda afectar los objetivos de producción previamente establecidos. Este modelo reúne los siguientes aspectos: - Seguridad en labores de mina. - Tareas críticas programadas. - Geotecnia. - Planeamiento semanal de geología. - Planeamiento en el mantenimiento de equipos. - Planeamiento en la perforación y voladura. - Planeamiento y secuencia en los equipos de producción mina, con sus respectivos Gantt Charts. - Desempeño semanal de los equipos de perforación, acarreo y carguío de mina. - Secuencia de los equipos de perforación y carguío. - Secuencia de minado. - Seguimiento de las productividades y resultados comparados con el presupuesto anual o el plan trimestral de mina.
Tesis

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Canales, Espinoza Diego Andreas. "Comparación de metodologías de planificación de largo plazo en minería a cielo abierto." Tesis, Universidad de Chile, 2018. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/169235.

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Abstract:

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

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Vásquez, Sánchez Ned Yamile. "Predicción de la ley de atenuación, frecuencia dominante y espectro de respuesta en vibraciones producidas por voladuras a cielo abierto." Bachelor's thesis, Pontificia Universidad Católica del Perú, 2017. http://tesis.pucp.edu.pe/repositorio/handle/123456789/10182.

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Abstract:

El presente proyecto de fin de carrera describe y analiza el estudio integral del efecto de las vibraciones producidas por voladuras superficiales realizadas en el proyecto del “Tercer Juego de Esclusas” ejecutado para la Expansión del Canal de Panamá. Se recopilan un total de 53 registros, data generada por el monitoreo de 7 sismógrafos en 10 voladuras de producción realizadas en el año 2010. El fenómeno vibratorio tiene dos parámetros fundamentales, la velocidad picopartícula (PPV) y la frecuencia dominante, los cuales caracterizan cuan dañino puede ser éste frente a su influencia sobre las estructuras civiles; por ello, se pretende caracterizarlas y fundamentalmente predecirlas, lo que permitirá su debido control. En función a lo expuesto, el estudio realizado consta de dos partes, la primera describe el comportamiento del terreno mediante la estimación de la ley de atenuación de la velocidad pico-partícula a través del uso de la regresión lineal por mínimos cuadrados; la segunda detalla un procedimiento validable para la predicción de la frecuencia dominante y del pseudo-espectro de respuesta de velocidad (PVRS) basada en la teoría de Newmark & Hall. Se ha obtenido: (i) la ley de atenuación del terreno para distintos grados de fiabilidad, (ii) herramientas de diseño de voladuras basadas en la relación de carga – distancia, (iii) la demostración que los valores de PPV se ajustan a una distribución log-normal, (iv) el mapa de isolíneas de PPV para el área de estudio, (v) una técnica detallada y válida para la predicción de la frecuencia dominante y del espectro de respuesta, (vi) formulaciones matemáticas de los factores de amplificación para el desplazamiento, velocidad y aceleración, (vii) mapa de isolíneas de amplificación para el área de estudio. A partir de los resultados obtenidos se proporciona información útil para su uso en el diseño y control de las voladuras posteriores del proyecto.
This project work describes and analyzes the comprehensive study of the effect of the vibrations produced by surface blasting carried out in the "Third Set of Locks" project executed for the expansion of the Panama Canal. A total of 53 records were collected, with the data generated by the monitoring of 7 seismographs in 10 production blasts carried out in 2010. The vibratory phenomenon has two fundamental parameters, the peak-particle velocity (PPV) and the dominant frequency, which characterize how damaging this can be compared to their influence on structures, which is why this is intended to characterize and predict fundamentally, that which allows proper control. Based on the above, the study consists of two parts; the first describes the behavior of the terrain by estimating the attenuation law for peak-particle velocity by using the ordinary least squares regression analysis, the second details a validable procedure for the prediction of the dominant frequency and pseudo-velocity response spectrum (PVRS) based on the theory of Newmark & Hall. The following have been obtained: (i) the attenuation law of the terrain for different degrees of reliability, (ii) blast design tools based on charge-distance ratio, (iii) the demonstration that the values of PPV conform to a log-normal distribution, (iv) the map of isolines of PPV for the area of study (v) detailed and valid technique for predicting the dominant frequency response spectrum, (vi) mathematical formulations of the amplification factors for displacement, velocity and acceleration, (vii) amplification of isolines map for the study area. From the results obtained, the study provides useful information for use in the design and control of blasting for subsequent projects.
Tesis

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Orellana, Jara Felipe Ignacio. "Modelo integrado de simulación y optimización para planes mineros de mediano plazo en minería a cielo abierto." Tesis, Universidad de Chile, 2018. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/151868.

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Abstract:

Magíster en Minería. Ingeniero Civil de Minas
El sistema de transporte de materiales en la minería a cielo abierto corresponde principalmente a sistemas del tipo pala-camión. Este tipo de sistemas puede llegar a representar un alto porcentaje del costo operativo de la mina según algunos autores. Además, la minería a cielo abierto en el largo plazo tiende a productividades menores producto de la profundización de la extracción, por lo que mejorar la eficiencia y productividad de los equipos resulta fundamental. Estos sistemas son complejos de analizar, lo cual se debe tanto a incertidumbre operacional existente como a las interacciones internas que poseen los equipos en el sistema. La simulación de procesos es una herramienta que permite evaluar este tipo de sistemas complejos, sin embargo, tiene la limitante de que no optimiza, por lo que la metodología desarrollada en este trabajo plantea la generación de un modelo que integre la simulación y la optimización, con la finalidad de realizar una extracción de material que maximice la productividad. Lo anterior se realiza resolviendo un problema de optimización del despacho de camiones durante la simulación, donde se considera las condiciones de la operación en tiempo real. Se realizan ejercicios de simulación, considerando variabilidad operacional de equipos y procesos, en donde se prueban tres estrategias de despacho de las cuales dos de ellas se basan en un problema de optimización, mientras que la restante resuelve el problema de asignación de camiones mediante criterios de saturación de los equipos de carguío.Los resultados muestran que el modelo propuesto obtiene mejores productividades respecto a estrategias de despacho que se basan en saturación de palas (llegando a tener hasta un 6.6% más de productividad). Además, son capaces de cumplir de manera simple las restricciones de movimiento de material en los diferentes frentes de descarga. Finalmente, se concluye que las estrategias de despacho que consideran un problema de optimización mejoran de manera significativa los índices operativos de la flota carguío y transporte, tanto a nivel de productividad como utilización efectiva de los equipos.
Este trabajo ha sido parcialmente financiado por AMTC

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Sanhueza, Soto Pedro Pablo. "Metodología para el diseño semi automático y optimizado de rampas en múltiples fases en minería a cielo abierto." Tesis, Universidad de Chile, 2018. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/168124.

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Abstract:

Magíster en Minería. Ingeniero Civil de Minas
En la actualidad, el proceso de diseño operativo de fases en minería a cielo abierto toma una gran cantidad de tiempo y es considerado un arte dentro de la industria. Este se lleva a cabo de manera iterativa probando escenarios de aciertos y errores hasta llegar a un diseño que sea adecuado y operativo. Por tanto, el planificador minero resuelve este problema mediante el arte del diseño utilizando criterio experto, invirtiendo una gran cantidad de tiempo en la elaboración de los diseños y sin asegurar que se esté optimizando el beneficio económico de la envolvente económica. Además el diseño final depende fuertemente de su criterio. El objetivo del presente trabajo es crear una metodología de diseño que permita la generación semi automatizada de rampas en múltiples fases que respete restricciones técnicas, operativas y sean óptimas desde un punto de vista económico. Esta herramienta permitirá acelerar y fortalecer el proceso de planificación, al mismo tiempo que otorgar valor en la evaluación de proyectos en minería a cielo abierto con respecto a la metodología de diseño actual. La presente investigación se basa en un trabajo previo que permite abordar el problema de rampa en un solo pushback. Para poder afrontar el presente problema de diseño de múltiples fases este se divide en dos tipos de geometría: fases concéntricas y fases direccionadas. Para ambas se establece una metodología que utiliza como motor principal un modelo matemático que permite resolver el diseño de rampas para una sola fase, el cual es adaptado de acuerdo con los requerimientos que permitirán extender esta herramienta a múltiples fases. La metodología se basa en un modelo de optimización que es iterativo, en donde se pueden ir visualizando las soluciones parciales de rampa mediante una interfaz gráfica. También es posible realizar conexiones entre rampas y decidir, en la medida de la disponibilidad de espacio geométrico, el tipo de rampa a generar. La metodología se aplica a un caso de estudio el cual demuestra ser factible traspasar este diseño a nivel de bloques a un diseño en un software de diseño minero. La metodología desarrollada permitiría ahorrar una alta cantidad de recursos, tiempo del planificador y robustece el proceso de planificación. Esto pues permite realizar un análisis exhaustivo de distintas configuraciones de rampa a un modelo de bloques con fases operativas. Además, sirve como guía al momento de realizar un diseño en un software, en donde es posible conocer la envolvente con diseño de cada fase junto a las distintas ubicaciones de donde comienzan, se conectan y terminan las distintas rampas de las fases.
Este trabajo ha sido parcialmente financiado por CONICYT y AMTC

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Vidal, Loli Manuel Arturo. "Estudio del cálculo de flota de camiones para una operación minera a cielo abierto." Bachelor's thesis, Pontificia Universidad Católica del Perú, 2010. http://tesis.pucp.edu.pe/repositorio/handle/123456789/534.

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Abstract:

La presente tesis calcula el número de camiones óptimo para el transporte de mineral y desmonte en una operación minera a tajo abierto de cobre. Para este efecto, se crea y se describe una operación minera en el sur del país, a la cual, se hace el planeamineto de minado y explotación a lo largo de los 17 años que dura el proyecto. Con esta información se hace un estudio económico de la mina para corroborar que es económicamente viable y que está dentro de los parámetros de una mina en ejecución. Este proyecto se encuentra en una segunda etapa, debido a que estuvo operativa por unos años recuperando óxidos del subsuelo para su tratamiento y recuperación del cobre; para esta segunda etapa se empezará a obtener sulfuros con lo que se inicia una nueva labor para el tiempo de vida de la mina. En toda operación minera la parte del transporte del mineral y del desmonte hacia la planta de procesamiento y botadero respectivamente es crítica, ya que durante los años que dure el proyecto estas distancias (a planta y botadero) van a variar muy fuertemente. La correcta planificación de las etapas de minado (fases1), garantizará que los objetivos se cumplan a lo largo de toda la vida de la mina. Es entonces, gracias al planeamiento de minado enfocado al transporte en mina se pueden hacer cálculos y tener estimaciones como la cantidad de material que se espera mover año a año durante el tiempo de vida del proyecto, y que por lo tanto, ayuda a calcular el dimensionamiento de la flota que se hará cargo de este transporte, el cual se calcula que para el primer año es de 18 camiones2, y se obtiene mediante el uso de parámetros de la operación como: tiempos de carguío de las palas, distancias a recorrer, factor de llenado, resistencia a rodadura, tiempos de descargue, pendientes de las vias, etc. contribuyendo como información de entrada a un sistema que mediante variables y operaciones llega al cálculo óptimo de la flota y que se podrá apreciar con más detenimiento a lo largo del desarrollo de la tesis.
Tesis

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Castillo, Santillán José Serguei del. "Evaluación económica conceptual de la explotación a tajo abierto de un yacimiento de pórfido de cobre." Bachelor's thesis, Pontificia Universidad Católica del Perú, 2017. http://tesis.pucp.edu.pe/repositorio/handle/123456789/8921.

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Abstract:

El presente estudio evalúa la viabilidad económica de la explotación a tajo abierto de un yacimiento de pórfido de cobre ubicado en la provincia Antabamba de Ayacucho. El estudio minero presenta la optimización del tajo, diseños de tajo final y fases, secuencia de minado, estimación de costos de capital y operativo, desarrollo de flujo de caja y análisis de sensibilidad del proyecto. El modelo de bloque se creó utilizando la información proveniente de sondajes de la zona del proyecto. El tamaño de los bloques es de 10 m x 10m x 10 m. La altura del bloque es igual a la altura de banco de minado para la operación efectiva de los equipos seleccionados en el proyecto. La optimización del tajo se realizó utilizando el programa Whittle. Los parámetros de optimización utilizados fueron conseguidos de operaciones similares. El costo de minado fue estimado considerando estudios previos del proyecto. Los minerales secundarios, transicional, óxidos y mixtos son procesados generando beneficio por electro obtención de cátodos de cobre. El precio de metal se consideró 2.33 US$/ lb Cu y un ritmo de producción de 60,000 toneladas por día. La optimización resulta en un nido de conos óptimos donde cada cono resultante proviene de un precio de cobre mayor al anterior. La selección de los conos óptimos se basa en el mayor Valor Presente Neto (VPN) del proyecto a una tasa de descuento determinada. El programa genera dos escenarios, mejor y peor caso. Se genera un caso específico eligiendo los conos que presentan mayor aumento de mineral entre conos como fases de expansión de la mina. Se elige el cono óptimo final considerando el VPN del escenario específico, vida de mina, tonelaje de materiales y costos. Se elige cuatro fases de explotación. Las dos primeras fases son conos independientes que luego se unen al expandirse en la fase 3. La última fase se expande hacia el tajo final del proyecto. Los parámetros de diseño consideran las especificaciones del DS 055-2010-EM y parámetros geomecánicos establecidos. Las reservas del proyecto son los recursos medidos e indicados dentro del diseño del tajo final del proyecto: 352.53M TM de mineral con 0.612 % de Cu y 209.87M TM de desmonte. La secuencia de minado se optimizó considerando el mayor VPN del proyecto, las fases de expansión del proyecto, y la relación del desmonte y mineral. El ritmo de producción es de 60,000 TM de mineral por día resultando en 17 años de vida de mina en cuatro fases. La primera fase se realiza en los dos primeros años de la mina donde se busca alimentar la chancadora con mineral de alta ley proveniente del tajo este. La fase 2 desarrolla el tajo oeste hasta el año 5. La siguiente fase une los dos tajos independientes al expandirse en uno solo hasta el año 12 donde inicia la última fase de expansión al tajo final. Se realizó la selección de equipos óptimos para satisfacer el nivel de producción de la mina. Se eligió palas eléctricas por su alto rendimiento en elevadas altitudes y bajo costo de operaciones y mantenimiento. Se seleccionaron camiones de 240 TM para la operación con palas de 32 m3. La perforadora seleccionada permite la perforación de los 10 m. de banco en una sola pasada. Se considera que los equipos serán adquiridos y operados por la mina. Por otro lado, la voladura será realizada por una empresa especializada para reducir costos operativos, el alto riesgo de la labor y trámites administrativos (SUCAMEC). El costo de operativo de minado en a nivel rampa principal es de 1.51 US$/TM. El costo de capital de los equipos seleccionados se estimó considerando su uso durante la vida de mina. El costo capital de mina se estima en 186.50M US$. Se estimó el costo capital de procesos en 510.98M US$ aplicando economía de escala y el costo de operaciones en 5.00 US$/TM de operaciones similares. Se desarrolla un flujo de caja para evaluación económica del proyecto resultando en un VPN positivo de 478.80M US$ después de impuestos con una tasa interna de retorno (TIR) de 19.70% y recuperación de inversión de 5 años. Se analiza la sensibilidad del proyecto ante variaciones del costo capital, costo operativo, precio de Cu y tasa de descuento en los resultados económicos del proyecto. El proyecto es más sensible a la variación del precio de cobre siendo este parámetro responsable del éxito del proyecto en el largo plazo. El proyecto es menos sensible al costo operativo y capital del proyecto. Los resultados de flujo de caja y sensibilidad del proyecto afirman la viabilidad del proyecto de explotación del yacimiento de pórfido y la continuación de estudios para su futuro desarrollo.
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Julio, Fernández Cecilia Alejandra. "Cálculo de envolvente óptima para la transición de explotación desde minería cielo abierto a subterránea, bajo inceretidumbre geológica." Tesis, Universidad de Chile, 2015. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/137162.

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Abstract:

Ingeniera Civil de Minas
Actualmente existe un sinnúmero de yacimientos que son explotados mediante minería de cielo abierto pero cuyos costos de extracción aumentan considerablemente a medida que el pit se profundiza, dando paso a la factibilidad de cambiar de método de extracción. Debido a lo anterior, muchas empresas han comenzado a evaluar la alternativa de considerar una mina subterránea en la planificación y los planes de producción, introduciendo el concepto de transición. Este trabajo desarrolla la aplicación de una metodología de selección de envolventes que optimiza la transición desde minería de cielo abierto a subterránea, enfocándose en la etapa de planificación conceptual de un proyecto. Para el cálculo de las envolventes, se utiliza como base el algoritmo de Lerchs y Grossman, por lo que no se considera una tasa de descuento para obtener los pits finales. Para el caso de la envolvente de cielo abierto, el algoritmo es utilizado directamente sobre el modelo de bloques en estudio, mientras que para la envolvente subterránea se mantiene el concepto, pero se aplica al modelo traspuesto (en z), por lo que se obtiene un pit final invertido. La metodología considera un espaciamiento mínimo entre envolventes para garantizar la estabilidad de la explotación, llamada Pilar de Estabilidad o Crown Pillar. Esta distancia es calculada como una función lineal de las variables geomecánicas del yacimiento. Por último, la envolvente subterránea incluye la variable dilución, la cual es modelada según parámetros de mezcla de Laubscher. Como resultado de la metodología, se obtiene la combinación óptima de envolventes y la ubicación del piso óptimo de la envolvente subterránea, asegurando una distancia mínima de estabilidad. Con el fin de estudiar el efecto de la variabilidad geológica, la metodología incorpora la incertidumbre a través de modelos de bloques simulados y el posterior análisis de riesgo, donde se observa la probabilidad de cada bloque de pertenecer a cada método, y en consecuencia, la sensibilidad de las envolventes conjuntas frente a la incertidumbre geológica. La validación de la metodología muestra que para un modelo de cobre, la transición entrega un beneficio 28.5% mayor al beneficio entregado si se considera únicamente la explotación por cielo abierto, una disminución en la cantidad de estéril de un 7.23% y un aumento en la ley promedio en un 19.6% (de 0.53% para el caso del pit final a un 0.66% para la combinación). Respecto a la dilución, su no consideración lleva a una sobreestimación del 19.8% de las reservas. Finalmente, el trabajo se enfoca en el cálculo de envolventes óptimas, por lo que una de sus debilidades es la no incorporación de una secuencia de extracción y por lo tanto, un plan de producción, quedando como recomendación para trabajos futuros.

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Tapia, Paredes Macarena del Pilar. "Metodología de control del riesgo en planes de minería a cielo abierto sujetos a incertidumbre." Tesis, Universidad de Chile, 2015. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/134737.

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Abstract:

Ingeniera Civil de Minas
Convencionalmente, los planes de producción en minería a cielo abierto se basan en una planificación determinística, donde los elementos involucrados se asumen conocidos con certeza. Si bien es una metodología sencilla de implementar, la existencia de incertidumbre en el proceso provoca que la implementación del plan tienda a diferir de lo planificado y conlleva a la ejecución de proyectos que no necesariamente responden a la mejor alternativa del negocio. El trabajo de memoria se orienta a evaluar el riesgo de cumplimiento del plan debido a 2 tipos de incertidumbre: geológica y de precios. Además, como medida de mitigación y a la vez de mejoramiento de la evaluación económica, se contempla el uso de stocks en la planificación. En la metodología, se modela el problema de optimización, se construyen escenarios representativos de la incertidumbre presente en la mina, se calibran los ritmos de producción a un intervalo referencial y se define el plan para cada uno. Como resultado, se obtienen múltiples planes de producción. Éstos se evalúan por medio de un criterio y se seleccionan aquellos que sean más atractivos de ejecutar. Finalmente, los planes selectos se presentan para guiar la elección final de un único plan. A partir de la implementación en un caso de estudio, se juzga positivo el impacto de la incorporación de incertidumbre y del uso de los stocks en la evaluación económica del proyecto, dado un aumento en ordenes entre 4 a 12[%] en promedio, aunque también se tiene en cuenta que el histograma representativo del valor presente neto de los escenarios incorpora mayores variabilidades. De este modo, de acuerdo con el análisis presentado, la metodología presenta grandes fortalezas: planes acotados a un ritmo de producción referencial, uso de stocks para el control de riesgos, uso de la incertidumbre como una herramienta de mejora del proceso de planificación, entre otros. Sin embargo, también se reconocen oportunidades de mejoramiento, principalmente en términos de hacer práctico el proceder a partir de la incorporación de elementos de diseño.

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Manríquez, León Fabián Alejandro. "Evaluación de la incertidumbre geológica y operacional en planes mineros de corto plazo en faenas a cielo abierto." Tesis, Universidad de Chile, 2015. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/137254.

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Abstract:

Autor no autoriza el acceso a texto completo de su documento hasta el 31/8/2020.
Magíster en Minería
Ingeniero Civil de Minas
La actividad minera está sujeta a distintos tipos de incertidumbre: mercado, geológica y operacional. Las incertidumbres antes mencionadas provocan diferencias entre los resultados del plan minero real y el plan esperado. La correcta evaluación del impacto de cada una de ellas en los resultados del plan minero podría permitir identificar las que mayor impacto tienen y tratar de gestionarlas mediante planes de acción. En este contexto, la presente investigación tiene por objetivo la evaluación del impacto de la incertidumbre geológica y operacional en los resultados del plan minero a corto plazo en una faena a cielo abierto. Con respecto a la incertidumbre operacional, se identifican tres tipos: asociados a los parámetros operacionales, a los eventos operacionales y a la reasignación de componentes operacionales. La asociada a parámetros operacionales tiene relación con los tiempos, velocidades y capacidades de los componentes mineros. La asociada a eventos operacionales tiene que ver con los eventos de no disponibilidad y finalmente la asociada a la reasignación operacional tiene relación con la estrategia de operación ante cambios de no disponibilidad de componentes mineros. Con respecto a la incertidumbre geológica, se desarrollan simulaciones condicionales de la ley de cobre total, cobre soluble y razón de solubilidad a partir de datos de pozos de tronadura, usando el método de bandas rotantes. Para la evaluación de la incertidumbre, se toma un caso de estudio correspondiente a una faena minera a cielo abierto ubicada en el norte de Chile. El yacimiento explotado corresponde al del tipo pórfido cuprífero y actualmente se encuentra en la zona de mineral de óxidos de cobre. Para soportar la integración los tipos de incertidumbre operacional, se desarrolla y utiliza un modelo de simulación que emula la lógica de operación de un sistema de manejo de materiales de una faena minera a cielo abierto. Una vez que el modelo es satisfactoriamente verificado y validado contra datos reales, es usado para evaluar el impacto de estas dos fuentes de incertidumbre. Se observa que, a partir del caso de estudio, la incertidumbre geológica asociada a las leyes de cobre total y cobre soluble en la alimentación a chancado no es significativa para un plan de movimiento de material fijo. Con respecto a la incertidumbre operacional asociada a los parámetros operacionales, se concluye que no hay diferencias significativas en los resultados del plan cuando se caracterizan por medio de medias o distribuciones de probabilidad. En cambio, la incertidumbre asociada a los eventos operacionales y a las reasignaciones operacionales es la que más impacta en los resultados del plan minero. Como recomendaciones, se deben realizar esfuerzos para poder replicar en forma consistente la realidad de la operación minera para así obtener estimaciones más cercanas a su real desempeño.

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Rodríguez, Sandoval Manuel Sebastián. "Optimización del plan de producción conjunto cielo abierto - subterránea." Tesis, Universidad de Chile, 2018. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/151879.

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Abstract:

Magíster en Minería. Ingeniero Civil de Minas
Hoy en día, las minas a cielo abierto están siendo cada vez más profundas, lo que hace cada vez más atractivo el recuperar las reservas restantes mediante métodos subterráneos, tanto en las partes más profundas del pit como en sus zonas circundantes. Por lo tanto, estas operaciones han empezado a desarrollar nuevas estrategias para extraer el mineral mediante operaciones subterráneas. Para cuerpos masivos, los métodos más rentables son los que consideran el hundimiento de la roca, en particular, los métodos de block/panel caving, debido a sus bajos costos operacionales y alta productividad con respecto a otros métodos subterráneos de extracción. Las metodologías aplicadas para definir el periodo óptimo de transición desde la mina a cielo abierto a la subterránea son casi siempre limitados o sesgados, debido a que tienden a darle prioridad a la primera, que no necesariamente resulta en el VAN óptimo. En este trabajo, se propone una nueva metodología para maximizar el VAN basado en la secuencia de agendamiento para el caso conjunto cielo abierto a panel caving. Primero, se calculan las envolventes económicas para la mina a cielo abierto y la mina de panel caving, considerando potenciales pilares coronas entre ellos a modo de estabilidad. Después, se realiza el secuenciamiento de bloques y la maximización del VAN, considerando restricciones operacionales y geomecánicas para estudiar su influencia en el agendamiento. Este modelo de optimización ha sido aplicada tanto a modelos de bloques sintéticos y aquellos de escala minera. Los planes de producción, cambios en el periodo óptimo de transición, el secuenciamiento de los bloques, la alimentación a planta y las variaciones del VAN se analizan basados en los diferentes grupos de parámetros y variantes de extracción para suplir el ramp-up de la mina subterránea. Dichas variaciones en el caso de estudio tienen un impacto importante en el periodo óptimo de transición (pasando desde el año 31 hasta el año 50), enfrentando bajas importantes en la alimentación a planta en los planes de carácter secuencial durante la transición. El VAN, por su parte, no difiere de manera importante al analizar el proyecto desde su inicio (variación cercana al 1.2\% entre el peor y el mejor caso). Sin embargo, si se toma el año inicial para el análisis del VAN en un periodo posterior, como lo es el año 30 de la extracción, las diferencias son de mayor importancia (cercano al 93\% entre el peor y el mejor caso). Esta metodología es una herramienta que puede ayudar al planificador a observar diferentes casos durante la transición. Sin embargo, se recomienda incluir más componentes al modelo, como es la incorporación de un modelo geomecánico extenso tanto para la mina a cielo abierto como la subterránea, además de la integración de fases e interacción entre ellas en este primer método, y la integración de sectores o paneles en el segundo.
Este trabajo ha sido parcialmente financiado por CSIRO y AMTC

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Pantaleón, Junco Hernán Junior, and Isidro Christian Jhunior Carbajal. "Evaluación geomecánica para el dimensionamiento, secuencia de minado y relleno de tajeos de una mina subterránea." Bachelor's thesis, Pontificia Universidad Católica del Perú, 2017. http://tesis.pucp.edu.pe/repositorio/handle/123456789/8689.

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Abstract:

La presente tesis desarrolla la evaluación geomecánica de una mina subterránea, la cual incluye el dimensionamiento de los tajeos, secuencia de minado, optimización del relleno y recuperación del pilar puente. La evaluación realizada tiene la finalidad de asegurar la estabilidad y controlar la dilución, brindar la alternativa óptima de minado que asegure la máxima recuperación de los tajeos y pilares. Para llevar a cabo dicha evaluación, ha sido necesario ejecutar una serie de investigaciones geotécnicas correspondiente al reconocimiento geológico y estructural, mapeo geomecánico, logueo geomecánico y ensayos de laboratorio, que permitieron caracterizar el macizo rocoso y establecer un modelo geomecánico; asimismo, se evaluaron y determinaron las condiciones de esfuerzos in-situ. Como parte de la evaluación se realizaron una serie de retroanálisis de los tajeos explotados y del tipo de relleno empleado para identificar las variables y parámetros geomecánicos que permitan determinar la sobre-excavación de tajeos respecto a lo planeado, tanto en las paredes laterales (ELOS), como en el techo de los tajeos (altura de falla), identificando los parámetros más críticos que puedan generar inestabilidad. Se realizó el dimensionamiento óptimo de tajeos y el diseño de sostenimiento con cable bolting. Para ello, se recurrió a los métodos empíricos, tales como la gráfica de estabilidad modificada, que analiza la estabilidad del tajeo por medio del equivalente lineal de sobrerotura de las paredes laterales de paredes (ELOS). Asimismo, se realizó el diseño de cable bolting mediante el análisis cinemático y método de la cuña máxima para el techo o corona de los tajeos, y el análisis empírico para la caja techo de los tajeos. Asimismo, se diseñó una secuencia de minado del tipo secuencial, ascendente, piramidal y en retirada, la cual permite asegurar la estabilidad global y mejorar la redistribución de esfuerzos. En cuanto al modelamiento numérico, se consideraron las nuevas dimensiones obtenidas a partir de la optimización de los tajeos y la secuencia de minado propuesta; así como, la evaluación de la recuperación del pilar puente. Para desarrollar el modelamiento numérico, se utilizó el software especializado Map3D, el cual utiliza método de elementos de borde y permite analizar esfuerzos, deformaciones y factores de seguridad en excavaciones mineras. Además, se plantea un diseño conceptual para la recuperación del pilar puente, dicha evaluación incluyó el modelamiento numérico y secuencia de extracción de los bloques del nivel inferior a dicho pilar. Una parte importante del proceso de estabilización es el relleno, el cual permite la recuperación de los tajes secundarios, por tal motivo se realizó el análisis del relleno en pasta, su comportamiento a través del tiempo y requerimiento de resistencia del mismo. Para ello, se plantean una serie de recomendaciones y planes de ensayos de resistencia para determinar la dosificación óptima que cumpla con los requerimientos necesarios establecidos por la presente tesis.
Tesis

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Rojas, Cornejo Mariana. "Descripción Cuantitativa de los Procesos de Extracción y Reducción de Mineral en la Minería de Cobre a Cielo Abierto." Tesis, Universidad de Chile, 2009. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/103330.

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Abstract:

La volatilidad del precio del cobre y de algunos de sus insumos generan la necesidad en la minería de cobre de controlar los costos y hacer más eficientes los procesos; y no solo por el tema de optimización y gestión de costos, sino que también hay una intensa búsqueda por generar procesos eficientes que sean sustentables y amigables con el medio ambiente. Sin embargo y, en este contexto, no se puede tener real control sobre los costos si no se conoce la logística de los procesos; en qué se gasta y cuánto se gasta. El presente trabajo de título tiene como objetivo describir los procesos productivos del cobre que guardan relación con la extracción del mineral y la reducción de su tamaño desde un enfoque logístico y cuantitativo que permita conocer los procesos que generan el consumo de recursos y la magnitud de éstos en base a las toneladas procesadas. El estudio se centró en la búsqueda de relaciones teóricas que definen el comportamiento de las etapas productivas y la derivación de estas en funciones descriptivas de consumos de recursos y consecuentemente de costos de operación. En particular, se busca describir las principales unidades generadores de costos basados en el consumo de insumos fundamentales para el desarrollo productivo del cobre, como petróleo, energía eléctrica, explosivos, mano de obra, etc. El desarrollo del trabajo significó la separación del proceso en unidades de operación más pequeñas. Estas operaciones unitarias son: Perforación, Tronadura, Carguío, Transporte, Chancado y Molienda. Cada una ella supone el consumo de recursos y consecuentemente la generación de costos en función de las características de los equipos con que se realizan, las características del material a procesar y las características de la infraestructura de donde se opera. Asi se desarrolla un modelo de procesos capaz de modelar asertivamente la realidad del proceso extractivo y de reducción del cobre (y de cada una de las etapas e interacciones que se llevan a cabo), en base a la definición de funciones de comportamiento de las etapas. El trabajo desarrollado pretende apoyar la generación de modelos de optimización, sirviendo de base conceptual a estos, pero principalmente apoyar en la solución de problemas en la cadena productiva. Al categorizar un procedimiento, identificando los puntos más importantes en cuanto a la generación de costos y consumo de recursos, se logra dimensionar la importancia de los actividades particulares de un proceso en su incidencia con el resultado de operación.

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Rojas, Pérez Carlos Enrique, and Cuba Dennys Alberto Huaman. "Análisis del modelo de Kuz-Ram: Reparametrización, Análisis económico y aplicación en minería a cielo abierto." Bachelor's thesis, Pontificia Universidad Católica del Perú, 2020. http://hdl.handle.net/20.500.12404/18295.

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Abstract:

La presente tesis tiene como objetivo principal establecer una nueva ecuación para el modelo de Kuz-Ram para la determinación del tamaño “x50” mediante el algoritmo de Levenberg-Marquardt para reducir el error que tiene y que permita obtener predicciones con un mayor grado de certeza. En este trabajo, se usará data de campo procesada por software de procesamiento de fotos para poder generar la nueva ecuación junto al lenguaje de programación Python para elaborar un modelo no lineal. Se establecerán pruebas y medidas estadísticas para ver el acercamiento que tiene el modelo Kuz-Ram a la realidad antes y después de la implementación del nuevo modelo con métodos estadísticos para poder medir el acercamiento del modelo a la data real. Posterior a esto, se establecerá las correlaciones estructurales entre las variables asumiendo una tendencia lineal entre ellas y finalmente con el método Monte Carlo el error porcentual para la curva de distribución granulométrica y su acercamiento con los datos reales.

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Espinoza, Torres José Angel. "Planeamiento estratégico del proyecto Pukaqaqa mediante el método del tajo abierto utilizando soluciones datamine." Bachelor's thesis, Pontificia Universidad Católica del Perú, 2017. http://tesis.pucp.edu.pe/repositorio/handle/123456789/9032.

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Abstract:

El objetivo central de la presente tesis es obtener el mayor Valor Presente Neto (VPN) posible para el proyecto de cobre “Pukaqaqa”, como resultado del diseño y optimización del tajo en mención con características determinadas, por medio de la aplicación de datos geológicos, metalúrgicos, parámetros económicos, entre otros. De la misma manera, se procederá a comparar el análisis entre las curvas Tonelaje – Ley y los reportes obtenidos de las corridas con el software Net Present Value Scheduler 4 (en adelante software NPVS 4), el cual será la principal herramienta para cumplir con el objetivo general de la tesis. En el primer capítulo, se describen algunos conceptos generales de la optimización de tajos; así como, diversos criterios para el desarrollo de la misma, dando énfasis en el algoritmo de Lerchs – Grossmann, consideraciones básicas para el diseño de tajos, entre otros. Asimismo, se realiza una breve descripción de la metodología del trabajo llevado a cabo para la obtención de los resultados deseados. En un segundo capítulo, se desarrolla la descripción de las características generales y principales del proyecto “Pukaqaqa”, partiendo de su geología y ubicación hasta una descripción del modelo de bloques a trabajar. Seguidamente, se detalla los pasos a seguir para la optimización del proyecto en mención empezando por la importación de los datos seguido de la optimización del tajo, en la cual se analiza y se selecciona el tajo óptimo a partir de los tajos anidados obtenidos de la corrida en el software de planeamiento NPVS 4. De igual modo, se realiza la curva Tonelaje – Ley de los resultados obtenidos para su respectivo análisis y, posteriormente, se procede a generar las fases de minado del proyecto usando nuevamente NPVS 4 y los parámetros de restricción y control como el ancho mínimo de minado y tonelaje mínimo por fase. Finalmente, teniendo en cuenta el objetivo central de la planta y restricciones como el “Strip Ratio” (ratio desmonte/mineral), se genera el programa de producción de mina. El tercer capítulo, se centra en el diseño del tajo final o tajo óptimo, en el cual se detallan todos los parámetros de diseño tomados en cuenta para el resultado final; además, se crean los diseños de las fases en donde se puede observar como el tajo va siendo minado hasta llegar a sus paredes finales, llamado también Tajo Operativo. El cuarto capítulo desarrolla la optimización final del tajo usando el Tajo Operativo para este fin; de este modo, después de la optimización, se genera una nueva curva Tonelaje – Ley, la misma que será analizada. Por lo tanto, con los resultados obtenidos se procede a comparar y analizar esta curva con la mencionada y detallada en el segundo capítulo. Asimismo, en este capítulo se detalla la generación del nuevo programa de producción de mina optimizado con el diseño del Tajo Operativo y diseño de fases. En el último capítulo, se analiza todo el proyecto en conjunto de acuerdo a los resultados obtenidos. Finalmente, se procede a señalar las observaciones, conclusiones y bibliografía pertinentes. En conclusión, el siguiente trabajo se enfoca en la evaluación de la optimización y diseño del proyecto de cobre “Pukaqaqa”, resultado del análisis de las corridas realizadas en el software de planeamiento estratégico, NPVS 4 de DATAMINE, siguiendo criterios y parámetros específicos.
Tesis

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Rivera, Pérez Franky. "Reducción de los costos totales e incremento del rendimiento en la perforación rotativa de una mina open pit." Bachelor's thesis, Pontificia Universidad Católica del Perú, 2017. http://tesis.pucp.edu.pe/repositorio/handle/123456789/9557.

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Abstract:

En estos momentos con una coyuntura de precios bajos y el exigente desafío de reducir los costos para lograr adaptarse a los márgenes de ganancia que han ido reduciendo cada día, en el área de perforación y voladura es crucial identificar las tendencias en los rendimientos y los costos para poder aplicar controles. En este trabajo se sustenta el análisis de los costos de la perforación rotativa en Compañía Minera Antapaccay y el rendimiento de los mismos en virtud de establecer mejoras como la estandarización del uso de los accesorios de perforación tales como las brocas de alto rendimiento que son parte de la columna de perforación que mediante su contenido de insertos corta y penetra en la roca a ser perforada, todo es posible a la acción de fuerza vertical, revoluciones por minuto y presión de aire en el fondo del taladro(agujero generado por la perforadora) para expulsar los detritos. En este trabajo se habla de las brocas S-30 para todas las perforadoras utilizadas en dicha operación, debido a que tiene un menor TDC por sus siglas en inglés Total Drilling Cost referido al costo unitario de la perforación. Debido a que hay un menor costo total de perforación habrá por lo tanto una reducción del costo total por metro perforado. Además , se presenta como una herramienta importante con la cual ayuda a las empresas a identificar sus oportunidades de mejora ,debido a que esta propuesta de mejora y modelo de análisis puede ser replicado en muchas otras empresas mineras de tajo abierto, no necesariamente con el mismo tipo broca, pero sí con alguna que tenga el menor TDC(Costo total de perforación).
Tesis

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Aste, Sainz Esteban Javier. "Desarrollo de un método heurístico para la generación de programas de minería de corto plazo en minería de cobre a cielo abierto." Tesis, Universidad de Chile, 2012. http://www.repositorio.uchile.cl/handle/2250/113046.

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Abstract:

Magíster en Gestión de Operaciones
Ingeniero Civil Industrial
El problema de programación minera de corto plazo en minería a cielo abierto abarca un gran espectro de decisiones operacionales. Estas decisiones deben tomarse a nivel de extracción minera, transporte de material y durante los procesos de planta a los se somete el mineral obtenido. Además de las muchas decisiones, deben tomarse en cuenta un número considerable de restricciones operacionales al momento de secuenciar la extracción de las diferentes áreas de la mina que se encuentran en explotación. Estas restricciones incluyen interferencias entre equipos (palas) en operación, distancias de seguridad entre diferentes zonas de la mina en explotación, conectividad al interior de las áreas explotadas, capacidades de transporte, de planta y emisiones de contaminantes, entre otras. Esto, sumado a la responsabilidad de cumplir con las metas impuestas por la planificación minera de largo plazo. Para resolver el problema de programación de corto plazo en minería a cielo abierto se recurrió a un método heurístico, debido a la complejidad y al gran número de combinaciones posibles en la toma de decisiones. El problema es dividido en dos subproblemas: Mina y Planta. Para resolver el Subproblema de Secuenciamiento en la extracción minera se recurre a la utilización de una técnica heurística conocida como Backtracking o Vuelta Atrás, la cual se genera árboles compuestos por nodos que representan los estados temporales de la mina a medida que la extracción avanza. En caso de que algún nodo represente un estado que no cumpla con las restricciones operacionales (nodo infactible), la técnica vuelve atrás uno o más nodos y continúa buscando una solución factible hasta encontrarla. Para el Subproblema de Programación de Planta se utiliza un modelo de programación lineal tomando como información de entrada la solución obtenida en el subproblema anterior. El resultado obtenido corresponde a una herramienta capaz de generar programas mineros de corto plazo de calidad que cumplen satisfactoriamente con todas las restricciones operacionales y con las metas impuestas por la planificación de largo plazo. Además, la metodología propuesta es lo suficientemente flexible como para permitir la interacción con el planificador minero. Finalmente, los tiempos de ejecución del método son muy bajos, por lo que el planificador es capaz de utilizarlo para analizar diferentes alternativas y escenarios de forma rápida y eficiente. Todo lo anterior consiste en un gran avance al acercar la planificación a la operación en la industria minera.

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Barrientos, González Víctor Manuel. "Análisis de factores operacionales en detenciones de productividad de sistema de carguío y transporte en minería a cielo abierto." Tesis, Universidad de Chile, 2014. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/132148.

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Abstract:

Ingeniero Civil de Minas
En la gran minería del cobre a cielo abierto son los sistemas pala-camión los ampliamente usados para realizar la labor de carguío y transporte. Actualmente este ítem abarca cerca del 50% de los costos de operación, donde las principales mejoras se logran a través de una gestión óptima de la disponibilidad, confiabilidad y mantenimiento del sistema. El principal objetivo de este estudio es encontrar los cambios operacionales que tengan mejores resultados sobre las detenciones programadas de cambio de turno y colación, y cómo estas afectan en la productividad diaria del sistema de carguío y transporte. La metodología del estudio corresponde a una limpieza de los datos disponibles siguiendo restricciones físicas, luego un análisis exploratorio descriptivo y analítico modelando la relación entre las detenciones en estudio y la productividad diaria. Luego se realiza un modelo de simulación dinámica de eventos discretos que emula la realidad del sistema en estudio, el cual es validado y calibrado con la información que se tiene del sistema real. Los resultados indican que se observa que los días de mayor productividad son aquellos que poseen la menor duración de las detenciones en estudio, entre otros factores. El modelo permite construir nuevos escenarios a partir del caso base, donde se agregan cambios operacionales ligados a agregar la posibilidad de que los camiones puedan realizar cambios de turno cargado, que se varíe la posición del estacionamiento respecto al chancador y el cambio del tipo de camiones. Los escenarios con cambio de turno con los camiones cargados y donde estacionamiento está más cercano al chancador, aumentan la productividad diaria y disminuyen el total de las detenciones en estudio. Por otra parte, al cambiar el tipo de equipos de transporte hacia uno de mayor velocidad se logra que las detenciones disminuyan, mientras que un análisis en la productividad diaria no es posible de realizar debido a que es necesario cambiar la flota de transporte. Finalmente se recomienda realizar la implementación de que el camión pueda realizar el cambio de turno cargado y además acercar el estacionamiento al chancador. El resultado de un escenario combinando ambas estrategias logra un aumento de un 4.2% en la productividad diaria y disminuye en un 10.6% la duración de las detenciones. Esto se traduce en un aumento del beneficio económico de 4.07 MUS$ mensualmente. Con los resultados obtenidos se logró encontrar un escenario que aumenta la productividad, y en consecuencia, agregar valor a un sistema ya en funcionamiento, cumpliendo así el principal objetivo del estudio. Es posible completar un estudio de este tipo agregando más información detallada ligada a las detenciones estudiadas, pudiendo realizar análisis estadísticos específicos y el modelo de simulación pueda ser calibrado en base a estos datos.

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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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Espinoza, Robles Luis Fernando Jesús. "Diseño de un sistema de iluminación LED alimentado por paneles solares aplicado a minería de cielo abierto." Bachelor's thesis, Pontificia Universidad Católica del Perú, 2014. http://tesis.pucp.edu.pe/repositorio/handle/123456789/8288.

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Abstract:

La minería es una de las actividades económicas primarias más relevantes en el mundo. En el Perú, viene siendo el impulso para el desarrollo económico actual del país. Como en toda actividad extractiva se busca obtener la mayor producción posible; por eso, es muy frecuente ver el trabajo nocturno en estas, el cual sería muy inseguro e incluso imposible sin la adecuada iluminación para la actividad realizada. La minería de cielo abierto se realiza en amplios espacios, los cuales van cambiando conforme avanza la producción, por ello es necesario el uso de torres de iluminación móviles. Una torre de iluminación es un equipo que se usa para iluminar lugares remotos donde no es posible el acceso a la corriente eléctrica. En la actualidad estos equipos son implementados mediante generadores de corriente eléctrica que funcionan gracias a la quema de combustible. En esta tesis se propone implementar un equipo de iluminación, que obtendrá energía a partir de un sistema fotovoltaico. Dado que es un equipo electrónico alimentado por energía renovable logrará reducir costos de operación y mantenimiento, así como reducirá la contaminación sonora y del medio ambiente.
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Ortega, Pacheco Omar Rodil. "Optimización del sistema de acarreo, en minería a cielo abierto en la extracción de hierro en el Perú." Bachelor's thesis, Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2011. https://hdl.handle.net/20.500.12672/15893.

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Abstract:

Publicación a texto completo no autorizada por el autor
El sistema de acarreo, está compuesto por la dualidad Transporte - Carguío, es decir camión versus pala electromecánica ò cargador frontal principalmente. Conociéndose el comportamiento de los equipos que forman parte del sistema (Pala, Camión) en diferentes tipos de eventos nos ha permitido obtener una adecuada asignación de recursos al menor costo. Los eventos que formaron parte del presente estudio se vuelve tedioso y complicado debido a su aleatoriedad de ocurrencia; producidos en las diferentes combinaciones que se pueden dar como por ejemplo: cargar y transportar mineral puro en la ruta 1 cuyo destino es la planta chancadora ò cargar mineral baja ley a la planta chancadora ò a las canchas de mineral de baja ley haciendo uso de la ruta 4 ò tener que cargar y transportar desmonte hacia los botaderos de desmonte haciendo uso de la ruta 15 y así las diferentes combinaciones que se puedan dar por cada tipo de camión y pala, explicándose justamente que producido la voladura de un banco de mineral generalmente habrá mineral puro, baja ley y desmonte. Conocer el comportamiento de los equipos en estos eventos forma parte del presente estudio y con la ayuda del Software de Simulación “Arena” se ha podido realizar asignaciones óptimas por tipo de camión y por cada ruta al menor costo. Adicionalmente era necesario medir el desempeño del operador de camión, del punto anterior obtenido los estándares de producción por cada ruta ya era posible medir la eficiencia y productividad haciendo una comparación simple con lo ya producido, encontrándose operadores bastante eficientes en menor cantidad y operadores deficientes en gran porcentaje.

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Vergara, Lovera Victor Miguel. "Diseño geotécnico para la estabilidad de una mina a cielo abierto e interacción con excavaciones subterráneas antiguas." Bachelor's thesis, Pontificia Universidad Católica del Perú, 2020. http://hdl.handle.net/20.500.12404/16068.

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Estrada, Fernández Luis Daniel, and Layza Claude Roy. "Elaboración de un glosario terminológico bilingüe inglés-español del proceso de perforación en la minería a cielo abierto." Bachelor's thesis, Universidad Peruana de Ciencias Aplicadas (UPC), 2021. http://hdl.handle.net/10757/654572.

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Abstract:

Si bien es cierto que existe una gran demanda de traductores e intérpretes en el campo minero del Perú, también es necesario comentar que no se cuenta con las herramientas necesarias para estos profesionales. Los traductores, por lo general, tienen a disponibilidad varios recursos, como los glosarios terminológicos. En el campo de la minería peruana, existe una gran carencia de estos glosarios bilingües, puesto que solo hay monolingües o no son herramientas difundidas por los traductores que los poseen. Por este motivo, el presente estudio propone elaborar un glosario terminológico bilingüe inglés-español del proceso de perforación en la minería a cielo abierto disponible tanto para traductores como para profesionales en el campo minero. De esta manera, los traductores que trabajan en este campo especializado tendrán esta herramienta como un aporte para su desempeño laboral. Para el desarrollo de este estudio, se propone tres etapas: creación de un corpus bilingüe comparable, identificación de las unidades terminológicas y validación de las unidades terminológicas. Para el primer proceso, se recolectará una cantidad de textos especializados del campo minero y se los validará en función a algunos criterios para conformar el corpus de extracción bilingüe; luego, se identificarán todas las unidades terminológicas que irán en el glosario; finalmente, se buscarán los equivalentes y se los validarán con ayuda de recursos como la consulta al experto y el uso de diccionarios terminológicos.
Although it is true that there is a need for translators and interpreters in the Peruvian mining field, it is also important to mention that the necessary tools for these professionals are not available. In general, translators have several resources on hand, such as terminological glossaries. In the Peruvian mining field, there is a significant lack of these bilingual glossaries, since there are only monolingual ones, or they are not spread by the translators who possess them. For this reason, this study proposes to elaborate the first bilingual English-Spanish terminological glossary of the drilling process in open-pit mining available to both translators and professionals of this field. In this way, translators working in this specialized field will have this tool as support for their work performance. To develop this study, three steps are proposed: the creation of a bilingual comparable corpus, the identifications of terminological units and the validation of these units. In the first step, a number of specialized texts from the mining field will be collected and validated according to certain criteria to create a bilingual corpus. Then, all the terminological units that will be included in the glossary will be identified, and finally, the equivalents will be selected and validated thanks to resources such as expert consultation and the use of terminological dictionaries.
Trabajo de investigación

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Lagos, Barrios Guido Renato. "Estudio de Métodos de Optimización Robusta para el Problema de Planificación de Producción en Minería a Cielo Abierto." Tesis, Universidad de Chile, 2011. http://www.repositorio.uchile.cl/handle/2250/102681.

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Bravo, Rengifo Luis Ernesto. "Aplicación del método Open Overhand Stope en minería aurífera vetiforme, como alternativa para reducir costos." Bachelor's thesis, Universidad Nacional Mayor de San Marcos, 2018. https://hdl.handle.net/20.500.12672/7965.

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Abstract:

Publicación a texto completo no autorizada por el autor
El documento digital no refiere asesor
Busca implementar el método de explotación convencional en minería aurífera en vetas angostas, reemplazar el uso del corte y relleno ascendente, tan utilizado en estructuras angostas de oro como también en minería polimetálica. El método en estudio está dentro del grupo denominado Open Stopes, (tajeos abiertos), sin embargo aquí se trata una variante denominada Open Overhand Stopes modificado, el cual se aplica en unidades mineras polimetálicas como Yauliyacu, Casapalca y también en Huancapeti, tiene como referencia el haber sido aplicado en la mina Catalina Huanca. Este método se caracteriza por trabajar estructuras subverticales, de cajas de regular a buena, por lo que para demostrar su aplicabilidad y competir con los métodos utilizados en estas estructuras se hace un análisis de los métodos que se emplean actualmente en vetas angostas como son el almacenamiento provisional, explotación por chimeneas y el corte y relleno, todos estos métodos son analizados desde el punto de vista económico, porque es conocido que los parámetros estructurales y geomecánico son afines entre ellos. El análisis económico se centra detalladamente en el método que se sugiere implementar en minería de oro vetiforme, es decir Open Overhand Stopes, mostrándose los parámetros que se utilizan, como herramientas, aceros, equipos, personal requerido y productividad obtenida, para así lograr calcular los precios unitarios y luego el costo de minado, y con ello se hace la comparación económica con los demás métodos tradicionales. Finalmente se concluye con los resultados que el método en estudio es más económico que todos los demás métodos empleados en la explotación de vetas angostas menores a un metro de potencia.
Tesis

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González, Riquelme Héctor Antonio. "Selección y asignación óptima de equipos de carguío para el cumplimiento de un plan de producción en minería a cielo abierto." Tesis, Universidad de Chile, 2017. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/146286.

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Abstract:

Ingeniero Civil de Minas
La minería a cielo abierto es un proceso que requiere de un uso intensivo de recursos, dado que la rentabilidad del negocio está fuertemente relacionada con la magnitud del tonelaje extraído. por lo cual se hace necesario el uso de equipos de grandes dimensiones para extraer y transportar el material proveniente desde la mina. La decisión de qué equipos utilizar, cuántos comprar y dónde deben estar operando impacta fuertemente en el valor del negocio minero y, hasta ahora, ha sido realizada en general sin la ayuda de herramientas optimizadoras por parte de los planificadores. Por otro lado la estimación de los movimientos de material entregada por los software actuales de planificaci ón se basan básicamente en una capacidad de movimiento de material definida en toneladas extraídas por día la cual no representa necesariamente lo que sucede en la operación. La creación, planteamiento y resolución de un problema de optimización que responda las tres preguntas mencionadas anteriormente es la gran motivación de este trabajo, el cual busca determinar la asignación pala-banco que minimice los costos de operación. En este sentido, se busca también que la asignación de equipos obtenida por el modelo de optimización logre estimar un plan de producción que se ajuste de mejor manera a la realidad. Para alcanzar este realismo se considerarán distintos factores operacionales y restricciones entre las cuales se destacan la disponibilidad mecánica, utilización, restricciones de espacio y precedencia entre bancos de distinta fases. Para el desarrollo del trabajo se dispuso de un modelo de bloques proveniente de un proyecto real el cual poseía el plan de producción de toda la vida de la mina, incluyendo periodos de extracción, fases a las que pertenecen y destinos de los bloques. De todo el proyecto se escogió un año de producción para el cual se asignaron los equipos de manera manual y mediante el modelo, con el fin de comparar los resultados y planes obtenidos. El modelo desarrollado puede asignar equipos con los que ya se cuenten (flota actual) como también decidir la compra de equipos nuevos. Se obtuvo que los costos obtenidos por la asignación del modelo eran inferiores que los resultantes en la asignación manual. Se realizaron diversos experimentos considerando equipos fijos para asignación, ingresos por toneladas y restricciones de área para la operación y para todos los casos se obtuvieron fluctuaciones en los tonelajes extraídos mes a mes que no son previstas en la planificación con movimientos diarios constantes. La presencia de estas fluctuaciones puede indicar que aún se pueden considerar un mayor números de variables dentro la planificación que pueden permitir construir planes más robustos con el fin de garantizar una operación confiable en términos de producción y alimentación a la planta.

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Niño, Céspedes Clider. "Maximización de valor a través de la optimización del diseño de fases y plan de producción de una mina a tajo abierto." Bachelor's thesis, Pontificia Universidad Católica del Perú, 2017. http://tesis.pucp.edu.pe/repositorio/handle/123456789/12017.

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Abstract:

El presente trabajo de tesis corresponde a un estudio de rediseño de fases y optimización del plan de producción de una mina de oro a tajo abierto ubicada al norte del Perú. Es importante mencionar que la información publicada en esta tesis respecto al depósito y los resultados obtenidos de este estudio no corresponden necesariamente a la realidad. Previamente a la explicación del caso de estudio, se describe información técnica de la mina respecto a temas relacionados a la geología y geotecnia, factores operativos, estructura de costos y una explicación teórica acerca del proceso de planificación minera a seguir a lo largo de la tesis. Posteriormente, para el propósito principal de la tesis, se realizaron una serie de etapas estructuradas de la siguiente manera: • Análisis de la información de entrada • Solución del caso en estudio • Análisis comparativo de resultados • Conclusiones y recomendaciones Estas etapas permitieron realizar la evaluación del caso inicial de los diseños de mina y el plan de producción para identificar posibles mejoras con el fin de maximizar el valor del proyecto en términos operativos y económicos. Luego de este análisis se planteó un nuevo caso de estudio que logre estos objetivos y que además satisfaga los requerimientos de corto plazo de la mina. Dicho caso fue ejecutado siguiendo una nueva metodología en planificación minera orientada a incrementar el valor de un yacimiento y optimizar los procesos de planificación minera tradicionales. Es importante recalcar que el principal objetivo del estudio fue darle operatividad al plan de producción inicial sin mermar el valor del proyecto. Finalmente, a través de un análisis comparativo de resultados entre el caso inicial y el nuevo caso de estudio se comprueba que se obtuvieron los resultados esperados en términos operatividad y valor del nuevo plan de producción y diseño de mina elaborado.
Tesis

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Miranda, Videla Jorge Eduardo. "Factibilidad de aumentar ángulos de talud globales en minas a cielo abierto." Tesis, Universidad de Chile, 2015. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/134136.

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Abstract:

Ingeniero Civil de Minas
El aumento de talud global en las excavaciones a cielo abierto es un ejercicio que ha cobrado importancia las últimas décadas y hoy en día, con los adelantos en equipamiento de monitoreo y fortificaciones, surge como una alternativa viable. Las principales causas que impiden incrementar los ángulos de taludes son el daño que produce la tronadura en el macizo rocoso y la relajación de tensiones provocada por la excavación. Ambos fenómenos disminuyen la resistencia del macizo rocoso. Según H&B (Hoek et al, 2002) la extensión de este daño alcanza hasta dos veces la altura de banco, lo que representa una distancia importante para la estabilidad de taludes. Uno de los objetivos de esta memoria es buscar alternativas de tronadura que disminuyan la extensión de este daño. Sin embargo, la tronadura no es el único aspecto que afecta la estabilidad de un talud. Las estructuras presentes en el macizo rocoso intersectadas por el talud pueden formar cuñas las cuales pueden deslizar y esto puede ser una limitación para empinar el talud. Al estudiar estas diferentes causas, conjuntamente se revisa el amplio espectro de fortificaciones y equipos de monitoreo que permiten controlar y asegurar los taludes. Una vez logrado el objetivo de levantar los taludes, es necesario conocer las implicancias del ejercicio. Se realiza una revisión a los cambios de inversiones, de costos de operación, posibles interferencias operacionales, etc.; lo que permite dar una visión completa de lo que significa realiza un cambio de esta envergadura en una de las operaciones unitarias de la mina. Finalmente, el aumento de ángulos de talud nos entrega un 4,6% menos de costos de carguío y transporte en los primeros 3 años. A lo largo de la vida de mina la reducción de movimiento de lastre nos permite obtener ahorro de 4,47 [MUS$] en costos de transporte y 0,32 [MUS$] en carguío, con un aumento de 0,85 [MUS$] para los costos de perforación y 0,5 [MUS$] en costos de tronadura, obteniendo un ahorro total para el primer diseño de 4,78 [MUS$] al considerar el resto de los ítems mencionados en capítulos anteriores. Para el diseño optimizado en 5°, el ahorro conseguido en los primeros 3 años de costos de carguío y transporte llegan a un 7,4%. Esto se traduce en un ahorro a lo largo de la vida de la mina de 8,16 [MUS$] en costos de carguío y 0,58 [MUS$] en carguío, con un aumento de 0,75 [MUS$] en costos de perforación y 0,2 [MUS$] en costos de tronadura. El ahorro total para este diseño asciende a 10,24 [MUS$].

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Loli, Morales Walter César. "Metodología de planificación a cielo abierto considerando incorporación de in Pit Crusher and Conveyors." Tesis, Universidad de Chile, 2016. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/138826.

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Abstract:

Magíster en Minería
La minería a cielo abierto se caracteriza por sus grandes volúmenes de producción, los cuales hacen posible la operación de minas con bajas leyes, altos costos de inversión, crecientes costos operativos y la reducción de la productividad debido a la profundidad de los rajos; a todo esto se suma la complejidad para administrar grandes flotas de camiones de alto tonelaje. Es por ello que en la actualidad se hace determinante el uso de tecnologías correctas en las actividades de mayor incidencia en el costo mina. El principal objetivo de este trabajo es el desarrollo de una metodología adaptable al mundo minero polimetálico usando In-Pit Crushing and Conveyors (IPCC), ya que ofrece diversas configuraciones para su aplicabilidad, convirtiéndola en una opción atractiva. Se inició con un estudio pormenorizado del transporte de materiales, sintetizando sus variables más influyentes, como es el costo del combustible. Posteriormente se avaluó la evolución del costo mina en función de la profundidad. Ésta fue desarrollada en base a simulación del sistema tradicional de carguío y transporte, considerando el consumo de combustible para la flota de camiones. Luego para el modelamiento del costo mina se partió de la premisa que el costo de combustible representa un 25% del costo mina, para proseguir con la optimización, agentamiento y evaluación de cada escenario. Dentro de los resultados obtenidos se puede apreciar variaciones en el material a remover tanto en mineral como en desmonte. El costo de capital mayor del IPCC es abatido por la vida útil del mismo y los menores costos operativos asociados a su uso. Es por ello que en el caso de los chancadores semi-móviles y especialmente en los semi-fijos es de suma importancia su ubicación óptima dentro del yacimiento y no solo a partir de una evaluación de costos, sino también en base a una evaluación de VAN. Según sea el caso hay la posibilidad de un reemplazo total de la flota de camiones por las correas transportadoras y los chancadores móviles. Todo esto conduce a una reducción significativa del costo mina según la configuración del IPCC, también queda susceptible a la coyuntura actual de precios del petróleo, la fuente y suministro energético del país. Finalizamos recomendando el uso de los gráficos como referencia para evaluaciones relacionadas al uso de esta metodología, además de realizar estudios más profundos.

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Fredes, Contreras Osvaldo Esteban. "Guidelines for pore water pressure monitoring programs design and integration to open pit mine plans." Tesis, Universidad de Chile, 2016. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/141032.

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Abstract:

Magíster en Minería. Ingeniero Civil de Minas
El diseño de taludes es una tarea crítica en proyectos de minería a cielo abierto. Generalmente, planificadores y diseñadores buscan operar en paredes tan empinadas como sea posible para optimizar la cantidad de mineral extraído y reducir el lastre. Sin embargo, esto conlleva una disminución en la estabilidad del talud. De este modo, se requiere una gestión adecuada del talud para permitir a los planificadores y operadores realizar su trabajo con seguridad. Una de las principales variables que debe ser manejada adecuadamente en minas a cielo abierto es la presión de poros que se genera detrás de los taludes ya que esta presión disminuye la resistencia al corte del suelo. Para controlar la influencia de la presión de poros se han desarrollado distintos tipos de instrumentos para monitorear presión de agua en minas y usar los datos obtenidos como input en la toma de decisiones. Entre los instrumentos desarrollados para monitorear presión de agua subterránea están los piezómetros, que se han convertido en tecnologías establecidas en proyectos civiles y mineros. Existen distintos tipos de piezómetros y entre ellos la tecnología más aceptada para realizar monitoreo de agua en minas es la de Vibrating Wire Piezometer (VWP). En esta tesis se desarrollaron lineamientos para seleccionar instrumentación basada en las características de una mina. Utilizando estos lineamientos se seleccionaros dos tecnologías para ser comparadas, los VWP y los Networked Smart Markers (NSM). Esta comparación involucra el desarrollo de un proyecto minero teórico que incluye empinar una pared potencialmente inestable de la mina como contexto para el uso de los instrumentos. Posteriormente, se desarrollaron lineamientos para integrar un programa de monitoreo al plan minero. Para comparar dichas tecnologías, se proponen dos programas de monitoreo equivalentes y se consideran los costos de los equipos para ser instalados en los años 3 y 13 del plan minero. Un análisis de pits anidados reveló que el VAN del proyecto aumenta a medida que la pared se empina, de este modo, el parámetro de control en la comparación es cuál programa es más barato al tomar en cuenta el ingreso extra y una tasa de descuento del 8% para calcular el VAN. Los resultados de esta comparación mostraron que el uso de VWP es más barato que el uso de NSM (600,015.5[US$] versus 766,142.5[US$]). Sin embargo, esta diferencia en costo es pequeña considerando la escala del proyecto (0.39% de la inversión), además empinar la pared generó 42,420,000[US$] extra al VAN original del proyecto, lo que hace que ambas alternativas sean factibles para llevar a cabo el monitoreo propuesto. Los NSM sin embargo poseen una ventaja para realizar mediciones multipunto ya que permiten un mayor número de puntos de muestreo en un mismo pozo.
Slope design is one of the most critical tasks in open pit mine projects. Generally, mine planners and slope designers aim to operate on walls as steep as possible to optimize the amount of ore retrieved from the mine while reducing the extracted waste. However, this approach also involves a reduction in overall slope stability. Consequently, a proper management of slope stability is required to assist mine planners and operators to perform their work safely. One of the main variables that need to be properly managed in open pit mines is the pore water pressure generated behind the slopes, as this pressure decreases the ground s shear strength. To manage the influence of pore water pressure, several geotechnical instruments have been developed over the years to monitor pore water pressure and to use the data to make proper decisions. Piezometers are devices developed to monitor groundwater pressure that have become established technologies to measure pore water pressure in civil and mining projects. There are different types of piezometers with varying characteristics. The most accepted sensing technology for pore pressure monitoring in mines is the Vibrating Wire Piezometers (VWP). This thesis developed guidelines for the selection of instrumentation given the characteristics of a mine site. Using those guidelines, Vibrating Wire Piezometers and the emergent technology of Networked Smart Markers (NSM) were selected to be compared. For this comparison, a theoretical mine project, that included the steepening of a potentially unstable wall, was developed as context for instrumentation use. Subsequently, guidelines for the integration of a pore water pressure monitoring program into the mine plan were developed. To compare the selected technologies, two equivalent monitoring programs were proposed considering the current installation costs of the devices and installations in years 3 and 13 of the mine life. A nested pit analysis revealed that the NPV of the project increases when the wall gets steeper, therefore, the parameter of interest is which program is less expensive compared to the extra income, considering a discount rate of 8% to calculate the NPV of the project. The results of this comparison showed that the use of Vibrating Wire Piezometers was less expensive than the NSMs (600,015.5[US$] against 766,142.5[US$]). However, this difference in cost is small in terms of the scale of this project (0.39% of the investment) and the steepening of the wall generated 42,420,000[US$] extra to the NPV of the original project, thus, making both alternatives feasible to perform the proposed monitoring. NSMs are, however, more suitable to perform multi-point readings as they allow a higher number of measurement points in a single borehole.

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Castillo, Delgado Linda Marcela. "Impacto en el costo de transporte de una mina a cielo abierto por conectividad de fases." Tesis, Universidad de Chile, 2018. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/169984.

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Abstract:

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

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Contador, Duque Felipe Ignacio. "Cuantificación del impacto de criterios en el proceso de evaluación y planificación de minas a cielo abierto." Tesis, Universidad de Chile, 2018. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/152571.

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Abstract:

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

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León, Chávez Raúl Alfonso. "Proyectos de mejora y reducción de costos en una mina superficial de cobre." Bachelor's thesis, Pontificia Universidad Católica del Perú, 2018. http://tesis.pucp.edu.pe/repositorio/handle/123456789/13147.

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Abstract:

La presente tesis tiene como objetivo elaborar un prospecto que genere un ahorro de costos en el área de Operaciones Mina (específicamente en el área de Carguío) de una mina superficial de cobre mediante la aplicación de proyectos en el área mencionada. Para poder encontrar oportunidades de mejora, es importante primero entender el entorno de trabajo. Por ello, se realizará una descripción al área de Carguío y las sub-áreas que la componen, las cuales son las siguientes: -Carguío (Palas) -Desagüe de Tajo (Pit Dewatering). Luego, procederemos a analizar los factores involucrados en estas sub-áreas con el objetivo de encontrar oportunidades de mejora y así presentar proyectos de mejora y ahorro de costos. Finalmente, se presentará los beneficios económicos y operativos obtenidos con la implementación de estos proyectos. Es pertinente mencionar que la importancia de esta tesis recae en su aplicación para situaciones en las que los precios de los commodities se encuentran bajos. Situaciones así obligan a las empresas mineras a buscar reducir sus costos continuamente. Por ello, una manera de reducir los costos de una forma efectiva es mediante la aplicación de estos proyectos, los cuales contribuirán a darle una mayor solidez económica a la empresa frente a situaciones complicadas.
Tesis

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Dissertations / Theses on the topic 'Minería a cielo abierto'

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