Dissertations / Theses: 'Minería subterránea'

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Gómez, Jeria Alejandra Nicolette. "Secuenciamiento multicriterio para minería subterránea selectiva." Tesis, Universidad de Chile, 2015. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/133340.

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Abstract:

Magíster en Minería
Ingeniera Civil de Minas
La elaboración de planes de producción es una labor que, dada su complejidad, se ha tenido que realizar de manera desagregada, es decir, no se evalúan en conjunto la totalidad de los componentes del proceso minero para su elaboración. Esto ha traído como consecuencia que los resultados obtenidos tengan dificultades a la hora de llevarlos a la operación, ya que se asumen consideraciones que se escapan de las reales condiciones del proceso. Este problema se ve reflejado con más fuerza cuando se habla de la extracción minera mediante el método de minería selectiva, donde la alta cantidad de factores involucrados en el proceso hacen muy difícil su integración. Es así, como la elaboración de los planes de producción se ha transformado en una labor que tiene un alto costo de tiempo con resultados que no necesariamente se acercan a la solución óptima del proceso y que está fuertemente influenciada por la experiencia del usuario que lo realiza, impidiendo además la posibilidad de generar mayor análisis de los procesos involucrados. Por tanto el siguiente trabajo tiene como objetivo establecer una metodología que provea de distintas alternativas de secuenciamiento para minería subterránea selectiva, en función de multicriterios para su evaluación. Cuando se habla de multicriterios se refiere a poder integrar diversas variables propias del proceso en una misma evaluación, permitiendo así analizar su interacción y comprender de mejor manera el comportamiento del proceso minero. Es así como se evalúa para el estudio una serie de casos que permitan observar la tendencia del plan de producción y su respectivo secuenciamiento. Para ello se realizan planes de producción limitados por el tonelaje de extracción, m3 de relleno y metros a perforar, en diferentes periodos de tiempo mensuales, buscando responder al objetivo planteado. Se considera en forma particular el criterio correspondiente a la dilución, el cual se evalúa en función del ELOS de acuerdo a la variación del tamaño de los caserones. Los resultados demuestran que efectivamente existe una interacción entre los criterios a evaluar en un mismo plan de producción, ya que imponiéndose restricciones específicas para cada criterio de manera independiente se suele llegar a soluciones infactibles, siendo necesario ajustar los distintos factores de manera que interactúen entre si y logren cumplir con las restricciones impuestas y la secuencia de extracción establecida. Además es posible integrar la dilución como un criterio más dentro de la evaluación, pudiendo analizar su impacto en base a dimensiones del caserón, donde se llegó al resultado que la decisión de diseño (largo caserón) varía al evaluar la dilución en el plan. Finalmente, es posible establecer una metodología de elaboración de planes de producción, que integra diferentes criterios en su evaluación, entregando resultados en base a evaluaciones de modelos matemáticos y que proporcionan al planificador una herramienta de análisis, comprensión y toma de decisiones del proceso de planificación.

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Solar, Droguett Andrés Alejandro. "Modelo de Programación Matemática para Sustentar la Transición Rajo Subterránea." Tesis, Universidad de Chile, 2010. http://www.repositorio.uchile.cl/handle/2250/102466.

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Fuenzalida, Navarrete José Ignacio. "Evaluación estadística de los factores de ajuste de la metodología de Mathews y su impacto en el diseño empírico de caserones." Tesis, Universidad de Chile, 2014. http://www.repositorio.uchile.cl/handle/2250/116329.

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Abstract:

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

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Burgos, Cedeño Sindy Lorena. "Desarrollo de herramienta de diseño para la estabilidad de excavaciones con entrada de personal." Tesis, Universidad de Chile, 2015. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/134934.

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Abstract:

Magíster en Minería
Las excavaciones mineras subterráneas, específicamente aquellas usadas para la entrada de personas y equipos, requieren de condiciones de diseño que garanticen su funcionalidad y seguridad. Para este fin, resulta indispensable el uso de sistemas de fortificación que además de garantizar sus dimensiones, brinden ambientes seguros que resguarden la operación. Es así como el diseño de fortificación en minería subterránea supone un problema de estabilidad complejo, ante la incertidumbre asociada con los parámetros ingenieriles y el comportamiento del macizo rocoso. Si bien en la literatura existen metodologías, teóricas y analíticas, que sugieren técnicas de diseño para diferentes etapas de ingeniería, no existe un método generalizado debido a que cada caso supone de un análisis específico de las variables de mayor impacto sobre la estabilidad. El objetivo de esta tesis, es desarrollar una herramienta de diseño para el análisis de estabilidad de excavaciones subterráneas, en etapas de pre factibilidad. Para este fin, se revisaran en detalle los métodos más representativos y aceptados dentro de la industria, identificando sus principales ventajas y desventajas. Posteriormente se plantea el uso de herramientas empíricas y de modelación numérica aplicadas en la evaluación de estabilidad. Entre las ventajas que ofrece este trabajo, se encuentra la aplicación del Método de Reducción de Resistencia al Corte, SSR por sus siglas en ingles. Si bien inicialmente fue desarrollado como una técnica de análisis de estabilidad en taludes mineros, cuenta con recientes investigaciones que lo plantean como una innovadora herramienta en minería subterránea (Konietzky and Le 2008). Es así como a lo largo de este trabajo, se plantea su uso junto a un criterio de estabilidad, que permite cuantificar la estabilidad que brindan sistemas de fortificación (compuestos de pernos y shotcrete) a macizos rocosos con diferentes características geotécnicas. Mediante el uso del software de elementos finitos en dos dimensiones Phase2, desarrollado por Rocscience. Se construyeron 162 casos representados mediante una galería estándar de 16 [m2], cuyos datos geomecánicos de entrada variaron en profundidad (desde 250 hasta 1000 [m]), relación de esfuerzos horizontales y verticales (de 1 a 2), calidad de roca (mala, regular y buena expresada en GSI), resistencia a la compresión uniaxial (desde 50 a 150 [MPa]) y tipos de pernos (adherencia y fricción). La metodología propuesta permitió establecer una relación entre el factor de seguridad (expresado como SSR) y la estabilidad de excavaciones subterráneas. Esto se llevó a cabo mediante una validación entre los resultados obtenidos y las categorías de estabilidad propuestas a partir casos históricos recolectados en la proposición del método de luz critica (Ouchi 2002). Como resultado final de este trabajo, se resaltan las limitaciones de los software actuales para el modelamiento numérico en el análisis de elementos de soporte y refuerzo. Además se presenta un gráfico actualizado del método empírico del índice Q (Barton et al. 1974), en el cual se definen fronteras de estabilidad e inestabilidad en función del método SSR, que a su vez establecen las zonas de calidades de roca que resulta adecuado o no el soporte diseñado mediante este método empírico. Finalmente, a modo de recomendación a trabajos futuros se plantea una metodología complementaria para la calibración de esta herramienta, que se espera sea de utilidad a la hora de evaluar su desempeño en casos de estudio.

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Montané, Lobos Sergio Luis Andrés. "Metodología para diseño óptimo semiautomático de rampas en minería subterránea." Tesis, Universidad de Chile, 2017. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/145145.

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Abstract:

Ingeniero Civil de Minas
El presente trabajo se enfoca en desarrollar una metodología de asistencia en el diseño de rampas para minería subterránea, debido a que hoy en día existen pocas metodologías optimizantes que permitan guiar este proceso, quedando a criterio de cada ingeniero. Esta metodología busca utilizar un modelo de optimización para apoyar el diseño de rampas y cruzados. El objetivo del modelo es minimizar los costos tanto de construcción como de operación involucrados en dicho proceso. Se desarrolla un modelo de optimización que asiste el diseño de rampa y cruzados considerando parámetros iniciales propios de un proyecto minero, como lo son los niveles de producción, costo de construcción, costo de transporte, espacio disponible, entre otros. Se trabaja a partir de un modelo de optimización originalmente desarrollado para el diseño de rampas en minería cielo abierto. En base a esto, se deben fijar los parámetros que deben servir de input en el modelo de minería subterránea y agregar las nuevas restricciones para que el modelo construya los diseños. Una vez que se tiene el modelo para rampas en minería subterránea, se procede a validarlo, donde los resultados mostraron que el modelo se comporta de acuerdo a lo esperado, entregando soluciones factibles de realizar operativamente y minimizando los costos totales. Al aplicar el modelo de optimización a un caso de estudio, correspondiente a una mina de explotada mediante Bench & Fill, éste es capaz de replicar soluciones previas y, además, entrega opciones de mejoras, las que están sujetas a las condiciones del yacimiento. Finalmente, se concluye que el modelo es una herramienta que permite la asistencia en el diseño de rampas en minería subterránea, logrando una conexión desde un punto inicial a los distintos niveles de producción de la mina, minimizando los costos de desarrollo de galería y los de acarreo de mineral. Además, el modelo permite ser una herramienta de aproximación al diseño de la rampa y cruzados, quedando como tarea de la persona a cargo el refinamiento de dicho diseño propuesto.
30/06/2020

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Grigaliunas, Gompertz María Camila. "Diseño óptimo de minería subterránea auto-soportada." Tesis, Universidad de Chile, 2016. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/143656.

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Abstract:

Magíster en Minería. Ingeniera Civil de Minas
La presente investigación trata la obtención del diseño óptimo en minería subterránea auto-soportada, específicamente Sublevel Stoping (SLS) sin relleno. Se tiene como objetivo general la generación e implementación de un modelo de optimización que permita la obtención del layout óptimo de caserones. Esto, con el fin de maximizar el beneficio asociado a la extracción en cualquier proyecto a ser explotado por este método. Principalmente, se generó un modelo de optimización binaria en el cual se tiene como función objetivo la maximización del beneficio de los caserones a extraer. Asimismo, se incorporaron restricciones técnico-operacionales que corresponden a la imposición de no traslape de caserones, y las restricciones relacionadas con la incorporación de pilares y losas. Con el fin de comparar los resultados, se utilizó el modelo heurístico de diseño de caserones del autor D.S.S. Sandanayake, el cual genera una familia de sets únicos de caserones que cumplen con las restricciones impuestas anteriormente, incorporando una restricción al número de soluciones (Parámetro de la heurística) para la implementación computacional factible del modelo. Para estudiar lo anterior, se generaron 5 casos de estudio asociados a distintas cantidades de caserones factibles como input. Cada uno consistió a su vez en 10 modelos variantes en ley media, lo que se traduce en un total de 200 corridas; 150 asociadas a tres parámetros de la heurística distintos. Las restantes 50 se corrieron por medio del modelo lineal. Es de resaltar que estas realizaciones se generaron para archivos de caserones factibles con niveles predefinidos, por lo que sólo se activan las restricciones de traslape y pilares contiguos. Asimismo, se generó un caso de estudio general, el cual consistió en un modelo de caserones que se corrió de forma similar a los casos anteriores; sin embargo, se incorporó una corrida asociada al archivo de caserones sin predefinición de niveles para el modelo de Envolvente Económica (modelo lineal). Los resultados reflejan la eficacia del modelo lineal ya que permite asegurar la optimalidad de los resultados, y es posible correrlo en tiempos razonables. Se tiene que el modelo lineal con niveles genera un resultado 17.17% mayor en comparación al modelo heurístico, con tiempos de ejecución razonables (segundos-minutos en comparación a horas con el modelo de Sandanayake). A su vez, el modelo lineal libre entrega resultados 4.70% mejores que el modelo restringido a niveles; pero a un costo computacional mayor (66 [hrs] extra).

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

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Abstract:

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

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Calixto, Sotelo Celedonio. "Control de dilución optimizando los procesos unitarios de perforación, voladura y acarreo: caso práctico; una mina subterránea del norte." Bachelor's thesis, Pontificia Universidad Católica del Perú, 2015. http://tesis.pucp.edu.pe/repositorio/handle/123456789/6472.

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Abstract:

La mina subterránea del norte actualmente cumple con el tonelaje de producción planeada, el cual es de 1,500 t/día, la problemática surge porque se está obteniendo leyes de cabeza muy por debajo de lo planeado, tal como lo muestran los reportes de la planta concentradora mediante los balances metalúrgicos, por lo tanto esto está comprometiendo seriamente en la producción de finos estimada para este año. El presente trabajo demuestra que tanto la dilución estimada y la sobre dilución son factores principales que originan la disminución en la ley de cabeza, para el cálculo de la sobre dilución, se tuvo en cuenta la diferencia entre dilución operativa real y la dilución operativa de diseño, para lo cual se realizó un seguimiento puntual en campo durante un periodo de tres meses, de tres labores de explotación cuyo método es el de corte y relleno ascendente. Al realizar el cálculo de las leyes y tonelajes tanto de lo planeado y lo ejecutado se nota una gran diferencia entre las leyes de cabeza y tonelaje, esto debido principalmente a la sobre dilución, la cual ha sido medida en campo. Con el objetivo de lograr una mejor ley de cabeza sin alterar el ritmo de producción actual de 1,500 t /día, surge la necesidad de elaborar el presente proyecto, el cual presenta algunas alternativas de mejora puntuales pero muy significativas como realizar un ajuste en la sección de diseño, se propone la sección de 3.5x3.5m con lo cual la explotación sería más selectiva, esto lleva a un nuevo análisis en los equipos de producción, ciclo de minado, estimación de reservas, inversiones y análisis económico del cual se obtendrá un nuevo Valor Presente Neto que corrobore esta alternativa de mejora que se está proponiendo. Finalmente, se realizó una evaluación (trade off) de productividad actual vs selectividad (propuesta), poniendo en práctica lo descrito en el proyecto. El resultado de ambos análisis económicos nos ayudó a poder determinar la mejor alternativa y tomar una decisión.
Tesis

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Garrido, Montenegro Leopoldo Ariel. "Minería selectiva en métodos de hundimiento masivo." Tesis, Universidad de Chile, 2006. http://www.repositorio.uchile.cl/handle/2250/104437.

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Domic, Bouza Juraj Nicolás. "Diseño y optimización de una pauta de mantenimiento para equipos móviles en una operación minera subterránea." Tesis, Universidad de Chile, 2013. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/115150.

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Abstract:

Ingeniero Civil Industrial
La industria minera se caracteriza por requerir fuertes inversiones de capital para el desarrollo de proyectos, dentro de los cuales los servicios de construcción pueden concentrar cerca del 45% de los costos de un proyecto. En este contexto, una empresa proveedora especializada en servicios de construcción subterránea presenta un aumento de costos y horas de falla de sus equipos críticos. La disponibilidad física, si bien se mantiene por sobre el promedio requerido, presenta períodos en que se encuentra por debajo del límite de 85%. A partir de los registros operacionales y de mantenciones de equipos, se busca determinar las condiciones que favorecen la ocurrencia de fallas, como también obtener períodos de trabajo entre mantenciones preventivas que permitan maximizar el beneficio o disponibilidad esperada. El trabajo se realiza en tres etapas: Consolidación de registros operacionales y mantención, estimación de la probabilidad de falla de equipos a partir del ajuste de distribuciones de probabilidad o modelos de minería de datos, determinar una pauta de mantenimiento para cada tipo de equipo dependiendo del modelo escogido. De acuerdo a los modelos predictivos, la variable principal corresponde a las horas de mantenimiento correctivo recibido, aumentando la probabilidad de falla en la medida que el equipo recibe mayores horas de reparación. Dejando fuera esta variable, la utilización, productividad y horas de mantenimiento preventivo corresponden a las variables explicativas. Si bien se proponen distintas teorías, la información actual del modelo es insuficiente para determinar la causa principal de este fenómeno. Para el caso de los equipos scoop y jumbo se obtienen modelos de Regresión Logística y Árbol de Decisión que alcanzan precisiones en torno al 30%, mejorando la proporción inicial de fallas de 8%. La aplicación de modelos predictivos se traduce en un ahorro estimado de 4% sobre los costos de reparación anuales. A partir del análisis de funciones de probabilidad de falla se determinan intervalos de mantención eficientes para cada equipo: 25 horas efectivas de trabajo para los equipos dumper, 2970 metros perforados para equipos jumbo y 473 paladas para el caso de equipos scoop. Los dos primeros resultados suponen una reducción de los intervalos actuales de la constructora, mientras que para los equipos jumbo un leve aumento. Recomendaciones finales del trabajo incluyen mejorar el sistema de registros, consolidar la información de operador y mecánico, incorporar indicadores de mantenimiento preventivo y realizar un seguimiento de equipos reparados. Aplicar los modelos a nivel de equipos y componentes, como también incorporar nuevas variables explicativas, pueden ser alternativas interesantes de trabajo futuro.

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Silvestre, Gallardo Franco Félix. "Aplicación del método de explotación por subniveles en la Unidad Minera Chungar – Compañía Minera Volcán." Bachelor's thesis, Universidad Continental, 2018. http://repositorio.continental.edu.pe/handle/continental/4600.

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Abstract:

El presente estudio enfoca la aplicación del método de explotación por subniveles en minería subterránea mediante tecnologías modernas que hoy en día resulta una herramienta valiosa para afrontar los constantes cambios en el precio de los metales y los elevados costos de explotación. Es por ello que se desarrolla el estudio en las vetas Karina y Ramal 3 “Por subniveles” en la mina Animon con la finalidad de ser analizado y estudiado el método de minado y la implicancia de la aplicación de dicho método en los resultados de operación.

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Rojas, Cavanela Badih Emmanuel. "Procedimiento para la construcción de modelos numéricos en minería por Sublevel Stoping: Caso aplicado al Bloque IV de mina Cinabrio." Tesis, Universidad de Chile, 2016. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/138649.

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Abstract:

Autor no autoriza el acceso a texto completo de su documento hasta el 11/4/2021.
Ingeniero Civil de Minas
El Sublevel Stoping es uno de los métodos de explotación en minería subterránea más utilizados en la mediana minería Chilena, se caracteriza por ser un método seguro, mecanizado y capaz de alcanzar altas tasas de extracción con un mínimo de personal. Sin embargo, dadas las desfavorables condiciones de mercado que se presentan hoy en día, como la escasez de agua y energía, la baja en los precios del mineral, y la presencia de cuerpos mineralizados con leyes cada vez menores y más profundos, se ha vuelto progresivamente más complicado mantener la competitividad de las operaciones. Desde este punto de vista, una de las aristas a partir de la cual obtener ventajas competitivas es la optimización del proceso de diseño de caserones, logrando así minimizar las consecuencias negativas asociadas a diseños deficientes, tanto en términos económicos, operacionales y de seguridad. Por ello, el objetivo de este trabajo es presentar una metodología para la construcción de modelos numéricos tridimensionales aplicados a este tipo de minería, que sean capaces de incorporar la información geomecánica del sitio en donde será aplicada y los efectos inducidos por los avances programados en el plan de producción, entre otros; variables que son ignoradas por las metodologías tradicionales de diseño. Esta metodología se desarrolla a partir de la información de un caso real, específicamente del Bloque IV de mina Cinabrio, y básicamente consiste en tres pasos: recopilación de los datos de entrada, la construcción de un modelo de sólidos tridimensional de la mina y la construcción del modelo numérico como tal, a partir del cual se efectúan las simulaciones. Con el objeto de estudiar el comportamiento de las excavaciones antes de obtener los resultados del modelo, se efectúa un estudio para estimar el alcance que tendría la zona de sobre-excavación generada tras un colapso de las unidades de extracción cuando se recuperan los pilares. Los resultados indican que en caso de que se presente esta situación, es muy poco probable que la zona de daño llegue a conectar a superficie, sin embargo, esto es dependiente del esponjamiento que adquiera el material fracturado y de la forma que tome la zona dañada. Por otro lado, los resultados del modelo numérico muestran que con el avance de la secuencia minera se tienden a generar zonas de tracción sobre la pared colgante de los caserones, que aumentan su amplitud progresivamente y que la magnitud de estos cambios varía dependiendo de los avances en el plan de producción y del sector analizado. Se aprecia que la zona ubicada al Norte del pilar 1 está dominada por la extracción de este pilar, mientras que la zona presente entre los dos pilares se ve alterada por la extracción de ambos; finalmente, la parte al sur del modelo sufre importantes cambios inducidos por la expansión del 2015 y por la recuperación del pilar 2. Gracias a las observaciones hechas sobre el caso base (estable) del modelo numérico, se desprende que los caserones se mantendrían estables estando sometidos a tracciones inferiores a los -0.25 [MPa], a partir de lo cual se concluye que pese a los cambios antes mencionados, el sitio bajo estudio se mantendría estable pero con posibles zonas de sobre-excavación aisladas y acotadas. Finalmente, para refinar los resultados del modelo se recomienda incorporar información adicional con el fin de mejorar la conceptualización del macizo rocoso y los parámetros correspondientes a partir de los cuales se pueda establecer un criterio de sobre-excavación.

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Martell, Rosas Diana Stephanie. "Sensibilización del plan minero del proyecto mina Chuquicamata subterránea." Bachelor's thesis, Pontificia Universidad Católica del Perú, 2014. http://tesis.pucp.edu.pe/repositorio/handle/123456789/5949.

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Abstract:

El proyecto de mina Chuquicamata subterránea perteneciente a la División Codelco Norte, se encuentra ubicado al norte de Chile y actualmente se encuentra en la etapa de pre factibilidad desarrollando obras tempranas. Este proyecto tiene estipulado el método de minado “Block Caving” y cuenta con una configuración de macro bloques emplazados en cuatro niveles de hundimiento: 1841, 1625, 1409 y 1193, considerando un modelo de bloques de 10x10x9 [m3]. Dichos macro bloques serán extraídos de manera secuencial mediante hundimiento convencional y avanzado. La presente tesis analiza un plan de producción alternativo en el que se agregan reservas debido a una mayor recuperación de recursos minerales en el nivel de hundimiento 1841. Dicho análisis se realiza dentro de la Gerencia de Desarrollo de Minería Subterránea (GDMS) del proyecto Chuquicamata subterránea y emplea la herramienta PCBC del software Gemcom ®, utilizando los mismos parámetros estipulados en la Ingeniería Básica, los cuales fueron utilizados en el caso base en el programa Block Cave ® por la Vicepresidencia de Proyectos (VP). La elaboración del plan de producción alternativo se lleva a cabo gracias a la información base brindada en la empresa, la cual consiste en el modelo de bloques geológicos, topografía actualizada, parámetros económicos, orientaciones comerciales vigentes, información geomecánica e información técnica del diseño minero. Dado la planificación minera realizada se concluye que el periodo de extracción de la mina Chuquicamata subterránea aumenta en 3 años mediante la incorporación de puntos de extracción en las zonas centro y sur. De esta manera se mantiene la capacidad de la planta de 140 ktpd cuando la mina entra en régimen estable y se extraen alrededor de 143.8 millones de toneladas más, representando un incremento del 7.6% del total de reservas. Se presenta un análisis de la evaluación económica basándose en el precio del cobre, el cual es uno de los parámetros que tiene mayor influencia, y se realiza una comparación con la evaluación económica actual cumpliendo así uno de los objetivos específicos de la GDMS. En esta evaluación se llega a la conclusión que el Valor Actual Neto (VAN) disminuye en un 4.5% con respecto al VAN actual del proyecto que es de 4,608 MUSD$, dando como resultado 4,402 MUSD$. El plan alternativo propuesto involucra zonas con altas y bajas leyes de cobre, pero deberán evaluarse otros escenarios estratégicos en donde las áreas a incorporar no se vean afectas por la dilución del material. Además deberán hacerse evaluaciones geomecánicas adicionales para su validación, dado que se ve involucrado la recuperación del rib pillar (franja entre la falla oeste y el límite de explotación) el cual presenta riesgo de derrumbe y/o deslizamiento de roca.
Tesis

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Ferrada, Araya Matías Javier. "Recuperación Pilar Oeste proyecto mina Chuquicamata subterránea." Tesis, Universidad de Chile, 2013. http://www.repositorio.uchile.cl/handle/2250/113398.

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Abstract:

En el Proyecto Mina Chuquicamata Subterránea, que será explotada con el método block caving, se ha definido la conveniencia de dejar un pilar entre la falla oeste y el límite de la explotación de la mina, denominado Pilar Oeste o Rib Pillar. Recomendaciones geomecánicas indican que debe haber una estructura barrera que proteja las reservas existentes en el primer nivel de producción del material diluyente presente al oeste de la falla. Este diluyente representa un potencial riesgo en el negocio pues pudiese incorporarse a las columnas de extracción de manera prematura. El Pilar Oeste tiene 2.480 m de extensión, un ancho promedio de 60 m y una altura que varía desde los 350 m (zona central) a los 680 m (zonas norte y sur). Al integrar reservas y diluir utilizando el algoritmo de Laubscher con un punto de entrada de dilución (PED) del 40%, se obtienen 59 Mt a leyes medias de 0,93% Cu y 210 ppm Mo. En consecuencia, el objetivo central de este trabajo se remite a evaluar el impacto técnico-económico de la recuperación de recursos remanentes en el Pilar Oeste, presentando para ello dos alternativas en el diseño y en la planificación. Las condiciones existentes son aptas para el desarrollo de un método caving, pero hay algunas particularidades como la subsidencia, estabilidad, hundibilidad y geometría del Pilar Oeste que deben ser consideradas. Se define entonces un diseño utilizando el método block caving, dispuesto en una malla tipo Teniente 32x15, similar a la ya propuesta en el diseño minero de la ingeniería básica, donde se aprovecha gran parte de la infraestructura existente en lo que respecta a calles de producción, sistema y piques de traspaso de mineral y chimeneas de ventilación, entre otros. Respecto a la planificación minera se analizan dos alternativas con respecto al caso base, que se compone por el plan de Chuquicamata Subterránea y 46 Mt de mineral provenientes de la mina Radomiro Tomic Fase I (RT Fase I). La primera alternativa (Caso 1) consiste en un trade-off o costo oportunidad que representa reemplazar reservas minerales de Chuquicamata Subterránea con mineral recuperado desde el Pilar Oeste. La segunda alternativa en tanto (Caso 2) corresponde a un aumento en la capacidad de la mina hasta 155 ktpd, agregando al sistema subterráneo mineral del Pilar Oeste que reemplaza el vector aportado desde el rajo RT. Ambos casos se construyen sobre una base de planificación anual de largo plazo. Los resultados de la evaluación económica indican que versus el caso base, sólo la alternativa Caso 2 agrega valor, por un equivalente de 160 MUS$. El Caso 1 en tanto, no genera valor y su evaluación resulta en un empate técnico con el escenario base. Se concluye en base a los resultados que el Caso 2, genera un aporte en VAN marginal si se toma en cuenta el VAN total del PMCHS. En consecuencia se recomienda considerarlo como un proyecto de recuperación marginal de reservas y no plantearlo como un nuevo escenario caso base. Finalmente se identifican en el costo de preparación y en una planificación punto a punto de corto plazo, posibles mejoras u optimizaciones al trabajo realizado.

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Saintard, Flores Julio Rodrigo. "Balanced Scorecard aplicado a la gestión de un proyecto minero subterráneo." Tesis, Universidad de Chile, 2015. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/136383.

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Abstract:

Autor no autoriza el acceso a texto completo de su documento hasta el 1/7/2020.
Magíster en Gestión y Dirección de Empresas
Basado en el actual escenario minero, donde existe un aumento en la ejecución de megaproyectos de explotación y procesamiento de minerales, expertos a nivel mundial han realizado un análisis crítico a los indicadores obtenidos post ejecución, concluyendo que los resultados han sido deficientes respecto a lo comprometido con el dueño. Existe un consenso en el mercado. La visión que se tiene, es que los proyectos han cambiado, han aumentado su complejidad y la gestión tradicional no está siendo efectiva. La mirada de la gestión del proyecto ya no sólo está enfocada en sus resultados, sino que también en cómo éstos impactan en el valor del negocio. Para hacer frente a esta nueva generación de proyectos, se propone en el presente trabajo de tesis la conceptualización de una metodología que permita cambiar la forma tradicional de gestión, buscando herramientas que puedan combinar la mirada de proyectos y del negocio. Dentro de las herramientas actualmente utilizadas en el mercado, se ha seleccionado el Balanced Scorecard, por el éxito que ha tenido la aplicación de esta metodología en la gestión de empresas y su similitud en la forma de estructuración con la gestión de proyectos. Para compatibilizar esta herramienta con la gestión de proyectos, se desarrolló una homologación de los alcances del Balanced Scorecard con lo que indica la base del conocimiento del Project Management Institute (PMI), generándose una metodología que permite gestionar los proyectos de una forma distinta. Para identificar los procesos claves involucrados en la estrategia, se analizaron las lecciones de proyectos asociadas a la organización responsable de la ejecución de los grandes proyectos de CODELCO, lo que permitió centrar los esfuerzos en los temas o actividades de mayor recurrencia, relevancia e incidencia en los resultados finales de los proyectos. Se aplicó la metodología a un proyecto minero de gran envergadura, actualmente en ejecución en la División El Teniente de CODELCO, como ejemplo para mostrar conceptualmente los pasos y forma en que un proyecto de la gran minería debiese ser gestionado con esta herramienta. Se generó la planificación estratégica del proyecto, donde el mapa estratégico, la visión, misión, objetivos quedaron plasmados en un tablero de mando con los indicadores clave de control, lo que además pudo ser representado en un software altamente utilizado en la industria. Con lo anterior, se concluye la factibilidad desde el punto de vista conceptual de aplicar esta herramienta a proyectos de gran envergadura. Sin embargo queda pendiente el desafío de implementarlo, lo que requiere de tiempo y recursos, y que principalmente la organización esté dispuesta a realizar el cambio.

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Rivero, Abarca Víctor Sandrino. "Evaluación Geomecánica de Estratégias de Socavación en Minería Subterránea." Tesis, Universidad de Chile, 2008. http://www.repositorio.uchile.cl/handle/2250/104942.

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Abstract:

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

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Álvarez, Torres Pablo. "Modelación Física de la Minería Continua." Tesis, Universidad de Chile, 2010. http://www.repositorio.uchile.cl/handle/2250/103840.

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Abstract:

Autorizado por el autor, pero con restricción para ser publicada a texto completo hasta el año 2020
Diversos conceptos se han implantado en el proceso de innovación tecnológica de la minería, siendo uno de ellos la Minería Continua, es así como IM2 Codelco, solicita estudiar el comportamiento del flujo gravitacional asociado a esta nueva forma de extracción. Este trabajo tiene por objetivo analizar, cuantitativa y cualitativamente, los resultados obtenidos de los experimentos realizados relacionados con el de flujo gravitacional, que simulan la extracción continua, a través de un punto de extracción, por medio de un equipo extractor continuo frontal, y un extractor continuo que empuja desde la parte interior del punto de extracción, desarrollados en un modelo 2-D. Los experimentos realizados arrojan como resultado lo siguiente: Descripción d80 (mm) d80/d10 Masa total extraída (Kg) Masa(gr/ciclo) Tiempo (s/ciclo) Velocidad (mm/s) Fuerza Empuje (KN) Exp 3 P2-G1 19 5,6 30,3 36,9 (±44) 10,7 (±2,9) 5,9 (±1,6) 57 MC Mina - 25 6,9 - 63 (± 37,6) 11 5,4 (±1,2) 16,6 -7,1 Comparación experimento y escala mina sistema dozer (los valores MC Mina están escalados a valores de modelo) Donde se observa que la masa extraída en la experimentación es menor que la obtenida del prototipo. Los experimentos logran emular la cinemática del sistema dozer, donde el sistema de extracción escalado y el sistema de extracción real arrojan resultados que están dentro del orden de magnitud del sistema de MC Mina. Donde se aprecia que los parámetros de mayor incidencia en el modulo experimental corresponde a la granulometría y a la ubicación espacial del sistema. Por último se recomienda incluir nuevas variables de diseño a estudiar, como también realizar un estudio comparativo entre el flujo gravitacional asociado a un LHD contrarrestado con el generado por un extractor continuo.

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Hidalgo, Sánchez Tomás Eulogio. "Análisis comparativo de software para simulación en minería subterránea." Tesis, Universidad de Chile, 2017. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/146287.

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Abstract:

Ingeniero Civil de Minas
La pequeña y mediana minería son sectores con múltiples desafíos en aspectos de seguridad, reducción de costos y aumentos de producción. Los desafíos relacionados a costos y producción pueden ser atendidos con la incorporación de la planificación y simulación minera. Por estos motivos surge la importancia de buscar y/o implementar nuevos software de simulación que puedan ser adquiridos a un menor precio pero que sigan cumpliendo con las expectativas de los software tradicionalmente usados. Debido a esto, el objetivo de esta memoria es realizar una comparación técnica entre los programas de simulación ProModel y Delphos Simulator (DSim), orientada principalmente a la velocidad de ejecución, flexibilidad y facilidad de uso de ambos software. El propósito es buscar nuevas alternativas a software frecuentemente utilizados en minería, que requieren de un mayor presupuesto para adquirirlos. La validación de los modelos se hizo comparando el modelo generado en DSim y el generado en ProModel, lo que entregó una diferencia del 0.03% en la producción lograda por ambos software. El motivo de esta diferencia se debe en cierta medida al layout, al recorrido realizado por los LHDs y la cantidad de decimales que soportan ambos software. Para modelos con pocas variables, como el caso de estudio, ProModel tiene tiempos de corrida de simulación al menos 6 veces menores que los logrados en DSim y menor utilización de recursos (procesador) del equipo. DSim ofrece mucha flexibilidad, pero que requiere de altas habilidades de programación para construir un modelo en un tiempo razonable. DSim es mucho mejor para modelar sistemas de gran tamaño o que poseen un layout cambiante en el tiempo, ya que es más fácil reutilizar códigos e ir implementando los nuevos sobre el modelo preconstruido. En cambio, ProModel es mucho mejor para modelar sistemas pequeños debido a que el software cuenta con una interfaz de botones y elementos de simulación que facilitan la construcción de los modelos, además de que el layout de una mina puede ser importado fácilmente. Para el caso de estudio considerado es mejor ProModel. Si el layout fuera pequeño pero existiera una alta cantidad de tareas o interacciones de equipos, ya sea entre LHDs, equipos de preparación u otros, DSim sería más útil ya que la flexibilidad que posee permite abordar el modelo se simulación de diferentes maneras. No se puede indicar con certeza cuál de estos software es mejor, sino que dependiendo de las necesidades del usuario, se debe definir cuál software es más útil o más práctico para realizar un modelo de simulación.

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Chiriboga, Rios Maira Alexandra, and Menacho Bruno Germán Guerra. "Aplicación del PMBOK en la tunelería de minería subterránea." Bachelor's thesis, Universidad Ricardo Palma, 2015. http://cybertesis.urp.edu.pe/handle/urp/1325.

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Abstract:

La tesis propuesta es una investigación cuantitativa de diseño longitudinal, el objetivo de este estudio es implementar una metodología de Gestión en proyectos en Tunelería Subterránea con similares características a la analizada. (SIMAREG S.R.L), que involucra los procesos de Gestión de Costos y Tiempo, tomando como referencia la Metodología del Project Management Body of Knowledge (PMBOK), para el análisis, se identificaron los factores que afectan el cumplimiento de labores en la operación, como también los métodos de trabajo, y los sistemas de control; a este análisis se acompañan propuestas que mejoran y/o complementan las entradas, herramientas y técnicas y salidas, con la finalidad de poder controlar y demostrar que el proyecto puede realizarse dentro del tiempo requerido así como optimizar una adecuada distribución de recursos y una reducción de los costos generando así una mayor rentabilidad. The thesis proposal is a quantitative research and a longitudinal design, the objective of this study is to implement a project management methodology in Tunnelling Underground with similar characteristics to that analyzed. (SIMAREG SRL), involving processes about Costs and Time Management with reference to the methodology of the Project Management Body of Knowledge (PMBOK), for analyze, the factors affecting the performance of functions in the operation were identified as the working methods and control systems; this analysis proposals that enhance and / or complement the inputs, tools and techniques and outputs,, in order to be able to control and demonstrate that the project can be accomplished within the required time and optimize the appropriate distribution of resources and cost Reduction Generating support profitability.

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

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Abstract:

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

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Allende, Castro Patricio Alejandro. "Plan productivo considerando interacción rajo-subterránea, Mina El Soldado." Tesis, Universidad de Chile, 2013. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/115502.

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Abstract:

Ingeniero Civil de Minas
La planificación minera busca construir un plan productivo que represente el mejor negocio para la compañía y que pueda ser alcanzable con los recursos disponibles de la mina. Sin embargo, existen retrasos que afectan el cumplimiento del plan y por ende afectan el valor del negocio. Particularmente, en la operación El Soldado existen retrasos provocados por la interacción que hay entre la mina a cielo abierto, actualmente en operación, y la mina subterránea ya cerrada desde el año 2010. Esta interacción ocurre producto del relleno a realizar desde la superficie del rajo a las cavidades subterráneas, las cuales representan un riesgo de estabilidad en la operación del rajo. Una manera de estudiar la interacción existente entre las dos minas es ver la relación directa entre las cavidades subterráneas y los polígonos de extracción del rajo. El presente trabajo tiene como objetivo construir un plan productivo de mediano plazo para el año 2014 incorporando la interacción entre la mina a cielo abierto y la subterránea, logrando de esta manera obtener un mejor cumplimiento que el plan Budget 2013, en el cual no se considera la interacción. Como metodología de trabajo se busca agendar la extracción de polígonos del rajo considerando de antemano el relleno a realizar en las cavidades subterráneas. Para esto se implementa la herramienta computacional UDESS la cual permite programar actividades de manera óptima que en este caso corresponden a polígonos de extracción y a cavidades a rellenar. Posteriormente, se realiza una validación de los resultados obtenidos para el año 2013 comparando este con el plan Budget del mismo año. Debido a que la diferencias de movimiento de material, cobre fino producido y área explotada está dentro de la aceptable para el área de planificación de El Soldado, se calcula el plan productivo para el año 2014 con la herramienta. Los resultados muestran que para el año 2014 existe una ganancia de cobre fino de 2.403 toneladas en comparación al plan Budget, logrando de esta manera aumentar en 1.67 MUS$ el ingreso producto de la optimización generada, versus el procedimiento manual actual en la construcción del plan de mediano plazo. De los resultados se concluye que es posible incorporar la interacción entre la mina rajo y la subterránea al definir precedencias operacionales entre los polígonos de extracción y las cavidades a rellenar, obteniendo un plan productivo óptimo y sin retrasos operacionales. Por tanto, se recomienda para trabajos futuros utilizar la metodología de este estudio en la construcción del plan productivo de mediano plazo para el año 2017, debido a la gran cantidad de cavidades a rellenar en ese año y que no están detalladas por mes en el plan productivo construido en este trabajo. Además, se recomienda usar esta metodología en minas que presenten una transición de subterránea a cielo abierto, y en donde es necesario el relleno de labores subterráneas producto de las inestabilidades que puedan afectar al personal en la operación del rajo.

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Zapata, Villaseñor Roberto Matías. "Diseño y análisis comparativo del sistema Panel Caving inclinado." Tesis, Universidad de Chile, 2015. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/138501.

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Abstract:

Autor no autoriza el acceso a texto completo de su documento hasta el 15/1/2021.
Ingeniero Civil de Minas
En el presente trabajo se realiza el diseño de un Panel Caving Inclinado sobre un yacimiento a alta profundidad y una buena calidad de roca, con el objetivo de extender los pilares de producción mejorando así la estabilidad general de este. Desde un principio solo se consideran aspectos claves del diseño para luego realizar un análisis comparativo en términos económicos y de estabilidad. El diseño considera la realización de la socavación mediante el método de Sublevel Caving de manera longitudinal al yacimiento para luego efectuar la extracción continua por detrás del frente de hundimiento mediante estocadas orientadas perpendiculares a las galerías del Sublevel Caving. Las estocadas están conectadas con calles de producción, las cuales son paralelas a las galerías del Sublevel Caving en cada nivel de extracción. Ya que el método no restringe el largo para el carguío se considerarán galerías de 5 x 4.5 metros (ancho x alto) para permitir el tránsito de los equipos LHD de 15.2 yd3. El diseño posee principalmente dos parámetros que afectan la estabilidad y los costos. En primer lugar la distancia vertical entre niveles afecta el ángulo de inclinación global del sistema y las perforaciones de hundimiento, por lo cual, se decide fijar en 20 metros este valor para así obtener un ángulo global de 49° y una longitud de perforación máxima de 37 metros. El segundo parámetro clave es el largo de la estocada de carguío, un aumento en el largo de esta aumenta a su vez el largo del pilar, otorgándole así una mayor resistencia, sin embargo, aumenta también la cantidad de desarrollos mineros y la distancia recorrida por los equipos LHD, lo que implica costos de inversión y operación más altos. Finalmente se decide establecer un largo de estocada de 30 metros para balancear los efectos antes mencionados. El análisis económico refleja que la inversión en el sistema inclinado es 366 [US$/m2] más cara que el Panel Caving Convencional . El costo de operación de ambos sistemas es similar , pues a pesar de que los equipos LHD recorren una mayor distancia en el método inclinado, el rendimiento de estos contrarresta este efecto. Finalmente el análisis comparativo de estabilidad se realiza en tres dimensiones para reflejar las singularidades del método, obteniéndose que el Panel Caving Convencional posee mejores indicadores de estabilidad en las galerías de hundimiento, estocadas y pilares de producción, lo cual se debe principalmente a que la infraestructura minera de un Panel Caving Inclinado se encuentra expuesta al esfuerzo principal intermedio.

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Armijo, Allendes Francisco Isidro. "Estrategias de tiraje para el módulo de minería contínua Andina MCA." Tesis, Universidad de Chile, 2013. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/114494.

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Abstract:

Ingeniero Civil de Minas
La minería continua es una tecnología de extracción y transporte de mineral que tiene por objetivo aumentar la tasa de velocidad de extracción de mineral en explotaciones mineras subterráneas esperando lograr tasas de extracción del orden de 1,5 [t/m2-día] en promedio. Es por esto que para Codelco la prueba industrial del proyecto de Minería Continua Andina (MCA) resulta emblemática y su correcta operación asegurará el éxito de la prueba. El objetivo de este trabajo de título es la determinación de una estrategia de tiraje y plan de producción que maximice la utilización de módulo MCA, entendiéndose por maximización de la utilización la elección de una estrategia de tiraje que extraiga la mayor cantidad de mineral y finos, y a su vez retrase la entrada de dilución al módulo. El MCA se encuentra en un sector emplazado adyacente a un sector que ha sido explotado por 5 años desde el 2007 y que presenta un porcentaje de extracción del orden del 120% a la fecha. El trabajo de título considera una etapa de back análisis en dos sectores del Panel III de Andina con condiciones de roca y de extracción similares a las presentes en el MCA, uno explotado mediante equipos LHD y otro mediante parrillas, y tiene como objetivo determinar los parámetros que condicionan la extracción de un sector nuevo de explotación adyacente a un sector previamente explotado. Del análisis del sector parrillas los resultados indican que al incorporar el desplome como un volumen de material diluyente debido a la alta extracción del sector previamente explotado y que disminuye las columnas de extracción del nuevo sector se obtienen mejores resultados en comparación a los datos mina en relación a la entrada de dilución promedio del sector nuevo y a la cantidad de puntos de extracción que reportan dilución. Para el sector LHD, los resultados indican que la incorporación de un perfil de propagación de caving preferencial hacia el sector previamente explotado mejora substancialmente la posibilidad de emular la entrada de dilución en un sector nuevo. De esta forma, se consideran ambos parámetros, desplome y velocidad de propagación de caving preferencial, para el análisis del sector de MCA. De las dos estrategias de tiraje propuestas, una proporcional a la altura de columna de material primario y del desplome y otra uniforme según sólo la columna de mineral primario, se escoge la primera debido a que los resultados obtenidos indican que el mineral extraído en dos años aumenta en 300.000 [t], los finos aumentan en 350 [t] y se retrasa la entrada de dilución en 15.000 [t] en promedio para el módulo. Finalmente se recomienda realizar una estrategia de tiraje proporcional a la altura de columna.

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Carhuamaca, Guerrero José Paul. "Evaluación y optimización del sostenimiento con cimbras en minería subterránea." Universidad Nacional de Ingeniería. Programa Cybertesis PERÚ, 2009. http://cybertesis.uni.edu.pe/uni/2009/carhuamaca_gj/html/index-frames.html.

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Corimanya, Mauricio José Antonio. "Mecánica de rocas, aplicada a la seguridad en minería subterránea." Universidad Nacional de Ingeniería. Programa Cybertesis PERÚ, 2003. http://cybertesis.uni.edu.pe/uni/2003/corimanya_mj/html/index-frames.html.

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Abstract:

Debido al alto índice de accidentes en los últimos artos en la Minería Peruana, se ha dado bastante importancia a la Seguridad Minera, casos como el de trampa de caída de rocas que ha sido por mucho tiempo difícil de predecir, hoy en día con la ayuda de la Mecánica de Rocas en el programa de diseño minero que comprende la caracterización geotécnica del yacimiento, el zonamiento de la mina en dominios geotécnicos de comportamiento singular; la fase analítica para un diseño prudente aplicando los modelos geológicos, geomecánicos y matemáticos adecuados que permitan variar estrategias, el monitoreo y seguimiento del comportamiento y análisis retrospectivo, para ello se utilizan programas de computadora para el análisis de mecánica de rocas aplicada tales como DIPS, UNWEDGE, PHASES, EXAMINE, etc. El objetivo de la presente tesis es reducir los accidentes fatales debido a condiciones inseguras como la trampa de caídas de rocas mediante un estudio geomecánico para luego implementar un sistema de sostenimiento adecuado ya sea con pernos de anclaje, mallas, shotcrete, etc
Because of the high rate of fatalities due to rock fall in our mining industry it has been pald attention enough to me mining security, thus so cases as me rock fall trap has been difficult over tong time of being predicted. it is at present controlled with the application of rock mechanics. On me desing program, which embraces me geotechnical characterization of the bed, me mine zonification in geotechnical dominions, of particular behavior, the analitical stage for a cautious design by applying me adequate geological, geomechanical and mathematical models, which permit the strategies to modify, the monitoring of both the retrospective analysis and behavior for mis is used computer-based programa so that the rock mechanical analysis applied for it mus as DIPS, UNWEDGE. PHASES. The target of presentad thesis is to reduce the fatal accidents raised because of the unsure conditions as the above mentioned rock fall traps by means a geomechanical study for after implementing an adequate support, it already with anchoring nuts meshes, shotcrete so on

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Lavado, Abarzua David Sebastián. "Metodología de asignación de recursos en desarrollos de minería subterránea." Tesis, Universidad de Chile, 2014. http://www.repositorio.uchile.cl/handle/2250/117082.

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Abstract:

Ingeniero Civil de Minas
El proceso de fragmentación en minería de Block/Panel Caving es muy importante pues este influye fuertemente en el éxito y rentabilidad del proyecto a través de criterios de diseño, productividades, costos y rendimientos en la operación. Para el caso de mina el Teniente, esto es de particular importancia debido a la presencia de una roca masiva y competente. Esta roca se caracteriza por prácticamente no presentar discontinuidades abiertas aparte de las que conforman los sistemas de fallas, sin embargo, posee un enrejado polidireccional de vetillas o Stockwork en una alta frecuencia. Estas vetillas poseen un efecto importante en la resistencia y deformación del macizo, en particular, en el proceso de desarme de roca durante el hundimiento. Esto ha sido corroborado por diversos estudios de fragmentación en puntos de extracción, en donde se observa que la mayor parte de caras de colpas corresponden a estructuras geológicas preexistentes. Dentro de este marco, este trabajo propone el estudio del modo de ruptura de una configuración de probetas de material tipo Stockwork para distintas litologías, con el fin de observar la influencia de las vetillas en una condición de carga multicontacto similar a la ocurrida durante el proceso de fragmentación secundaria en la columna de material quebrado. Para esto, se desarrolla un total de 5 ensayos, 4 de estos sobre probetas de 10 cm de largo sobre las unidades CMET FW, CMET HW, Dacita y Diorita y un quinto ensayo sobre la unidad CMET HW con probetas de 3.9 cm de largo. Cada ensayo involucra la carga vertical de 16.52 MPa a 35 probetas en una configuración compacta, confinadas por un medio granular al interior de un cilindro de acero. Los resultados muestran que bajo las mismas condiciones de esfuerzos ciertas unidades presentan una mayor ruptura de probetas que otras y una mayor o menor influencia de las vetillas en su ruptura, generalmente a través de rupturas mixtas con participación de vetillas y matriz (tipo B). De esta forma se observa que la unidad CMET FW es el ensayo que logra la mayor ruptura de probetas seguidas por las unidades Dacita, CMET HW y Diorita, sin embargo, las vetillas poseen mayor relevancia en la unidad CMET HW con un 75% de las rupturas con influencia de vetillas seguidas por las unidades CMET FW y Diorita con un 66.7% y 63.1% respectivamente. Para el caso de la unidad Dacita se observa un 44% de las rupturas con influencia de vetillas. Junto con esto, se observa que para probetas con una razón de aspecto menor, disminuye la ruptura por vetillas y aumenta en gran medida la ruptura por roca, teniendo una gran influencia las zonas de contacto entre estas. Relativo a la ruptura de vetillas, no se observa una gran influencia de parámetros geométricos como son el JRC y el espesor en la ruptura, tampoco se observa alguna relación clara respecto del tipo o subtipo de vetilla, sin embargo, la mineralogía y la orientación de las vetillas en el ensayo presentan una gran relevancia. Respecto a la mineralogía, se observa una disminución del porcentaje de Cuarzo y un aumento en el porcentaje de Calcopirita, Anhidrita y Bornita en las vetillas con ruptura en comparación a estos valores para la población total de vetillas presentes en los ensayos. En relación a la ruptura de vetillas según el porcentaje de minerales duros presente en su relleno, se observa que en los ensayos CMET FW, CMET HW y CMET HW 2 existe una tendencia clara de ruptura de vetillas blandas, la cual es algo menos notorio para la unidad Diorita y que no es posible apreciar para la unidad Dacita. Respecto a la orientación, se observa una tendencia a la ruptura de vetillas con una disposición vertical por sobre vetillas sub horizontales dentro de la disposición del ensayo. De esta forma, este ensayo posee el potencial de ser una metodología complementaria para el estudio de la fragmentación secundaria.

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Carrasco, Jerez Francisco Alfredo. "Asignación dinámica de operadores de LHD para operación a distancia en minería subterránea." Tesis, Universidad de Chile, 2016. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/144483.

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Abstract:

Magíster en Gestión y Dirección de Empresas
El desarrollo de los proyectos estructurales subterráneos de Codelco permitirá incorporar una nueva visión del negocio de minería subterránea masiva, basada en las tendencias observadas en cuanto a tecnología, gestión operacional, recurso humano y sustentabilidad. En este contexto es que la tesis propuesta participa, apoyando la implantación de una operación y gestión desde superficie de un proceso productivo importante como el que realiza el equipo LHD Semi Autónomo (LHD SA). Para ello, se desarrollan en esta tesis los aspectos formales que permitan implementar un sistema de asignación dinámica de tareas telecomandadas asociadas al carguío de puntos de extracción en la operación de minas subterráneas explotadas por hundimiento de bloques. Se estudia en particular la aplicación de este tipo de sistema para mejorar la productividad del sistema de extracción de mineral de las operaciones de la futura Mina Chuquicamata Subterránea (PMChS). Finalmente, se profundiza en algunos aspectos tecnológicos, de gestión, culturales y otros elementos que puedan representar factores de riesgo para la captura total o parcial del valor asociado a la propuesta. Como conclusión, se obtiene que el proceso conducido por los equipos LHD SA con Operadores en superficie sigue la forma de un proceso de cola y, por lo mismo, es posible aplicar gestión de tiempos de espera (o teoría de colas), de forma similar a como se realiza en otras industrias. En particular, desde el punto de vista teórico, el proceso del LHD SA se podría estudiar en base a un modelo markoviano del tipo M/M/c/FIFO/K. En efecto, la simulación detallada realizada en la Ingeniería Básica del PMChS y los resultados basados en un enfoque analítico son consistentes entre sí, lo que muestra la validez de los resultados obtenidos. Finalmente, el sistema de asignación dinámica propuesto para el proceso de operación de equipos LHD´s SA conlleva oportunidades de eficiencia y productividad que permiten optimizar el sistema por sobre los resultados que puedan lograrse utilizando sistemas de asignación estática. Los riesgos de una implantación exitosa están asociados principalmente a los aspectos culturales que conlleva su materialización. Además, es también importante el desarrollo de aspectos técnicos dentro de los próximos años, tales como la interoperabilidad de sistemas, la consolidación de una filosofía de operación adecuada y la implementación del centro integrado de operación y gestión del PMChS.
Este trabajo ha sido apoyado por la Vicepresidencia de Proyectos de Codelco

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

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Abstract:

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

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Baldeón, Quispe Zoila Lilian. "Gestión en las operaciones de transporte y acarreo para el incremento de la productividad en Cía. Minera Condestable S.A." Bachelor's thesis, Pontificia Universidad Católica del Perú, 2011. http://tesis.pucp.edu.pe/repositorio/handle/123456789/897.

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Abstract:

La Tesis se resume en la implementación de métodos de control, alternativas de solución para la mejora de la productividad, en base al análisis de las operaciones en función del tiempo, ya que como sabemos el acarreo y transporte son variables que influyen en forma prioritaria en la reducción de costos. Inicialmente se analizaran los factores que afectan positiva y negativamente la productividad de la operación de acarreo y transporte (línea base), los métodos de trabajo, y los sistemas de control (en caso se cuente con los mismos o si sería necesario una implementación), a este análisis acompañaremos una propuesta de solución a la actividad que genera un mayor tiempo improductivo en el proceso, finalmente se propondrá una Guía para la optimización de flota en minas subterráneas con similares características que la mina analizada (Cía. Minera Condestable S.A.). Finalmente los logros alcanzados han sido producto de: - Apoyo y confianza de la alta gerencia. - Responsabilidad, apoyo, motivación y trabajo en equipo de todo el personal.
Tesis

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García, Dávila Jesús Javier. "Planeamiento minero de Corporación Minera Castrovirreyna." Bachelor's thesis, Pontificia Universidad Católica del Perú, 2011. http://tesis.pucp.edu.pe/repositorio/handle/123456789/940.

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Abstract:

Con el presente trabajo se presenta el incremento de la producción y la productividad de una mina subterránea convencional; implementando un método de explotación subterránea de recuperación de pilares y rellenos antiguos de la parte alta de Mina Reliquias (+Nv.480), denominada zona alta, y posteriormente la explotación de mineral fresco en la parte baja de la Mina (-Nv.480), denominada zona baja, para lo cual, se plantea implementar métodos de minado masivo mediante la perforación de taladros largos. Se programa para el primer semestre del 2011, obtener el 100% en la producción de la zona alta; y en el segundo semestre se programa obtener la mitad de la producción de la zona alta y la otra mitad de la zona baja, el objetivo es contar sólo con material fresco de la zona baja para el año 2012 en adelante. Por consiguiente en el presente trabajo después de mencionar un alcance geológico global del yacimiento se presenta un estudio realizado acerca de los recursos y las reservas del yacimiento. Posteriormente se presenta, de manera suscinta los estudios geomecánicos tanto para la zona alta, como para zona baja; que permite diseñar un método de minado masivo y seguro en el largo plazo. Tomando esta información técnica, se realizará el programa de avances, y producción sobre los clavos mineralizados identificados, con el fin de cubrir el tonelaje requerido por planta concentradora. Una vez obtenido el programa de producción y de leyes mensuales para dichos años, se procede a la valorización del mismo con precios de mercado para los distintos metales, obteniendo los ingresos de las ventas de concentrado. Conociendo los ingresos y habiendo calculado los costos, se realizará la evaluación económica de Corporación Minera Castrovirreyna, conocido como Cash Cost, el cual nos entregará el margen de operativo de la empresa. A su vez se realizaremos un análisis de las inversiones involucradas (Capex) para alcanzar dichos los objetivos. Finalmente se mostrará una tabla de Ventas esperadas según distintos escenarios de recuperación, sensibilizando el precio de la Plata, principal ingreso de la empresa (+80%).
Tesis

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

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Abstract:

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

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Orellana, Espinoza Luis Felipe. "Evaluacion de variables de diseño del sistema de minería continua a partir de experimientación en laboratorio." Tesis, Universidad de Chile, 2012. http://www.repositorio.uchile.cl/handle/2250/113878.

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Abstract:

Magíster en Minería
Ingeniero Civil de Minas
La tecnología de Minería Continua desarrollada por CODELCO constituye un quiebre tecnológico para sistemas de hundimiento, pues permitiría aumentar la tasa media de extracción desde 0,25 0,35 [t/d/m2] (LHD convencional) a valores sobre 1 [t/d/m2]. Por lo tanto, es de gran importancia soportar las decisiones directrices en torno a su diseño y operación, por cuanto los fundamentos de la minería de caving tradicional basados en reglas empíricas y modelamiento físico, no son directamente extrapolables a las particularidades del nuevo sistema. El objetivo principal de esta tesis es el estudio y desarrollo, a través de la modelación a escala laboratorio, de los fundamentos que sustenten las características del diseño del Sistema de Minería Continua para una explotación tipo block/panel caving. Para ello, se busca establecer 1) el efecto de las variables de diseño del sistema en los índices operacionales, y 2) ver si se cumple la similitud dinámica de la modelación en laboratorio de la tecnología de minería continua a través de materiales granulares equivalentes. De acuerdo a la revisión realizada, no se ha reportado el uso de otros materiales que busquen simular el flujo granular distinto de grava, mineral o arena. Entre los resultados experimentales, se estableció una diferencia en la media instantánea del sistema del 51%, 4,7 v/s 7,1 [t/ciclo] entre granulometrías d_50= 0,9 [m] (G1) y d_50= 0,6 [m] respectivamente. Se observó, con una granulometría G1, que una disminución de la sección de la galería en 27%, implica una reducción de la tasa de extracción media del 39%. Por otro lado, un equipo dozer de superficie frontal mayor en un 27%, aumenta la productividad del sistema en torno al 30%. Finalmente, un acortamiento de 1 [m] de la distancia entre la calle de producción y el punto de extracción, eleva la tasa en un 69% respecto del caso base. A partir de estos resultados se propone un modelo lineal multivariable que estima la media productiva dentro de intervalos de interpolación definidos en esta investigación. Así también, se establecen las funciones de densidad de probabilidad que cuantifican la posibilidad de ocurrencia de la magnitud de la variable aleatoria [t/ciclo]. En cuanto a las colgaduras, si bien se obtienen valores de frecuencia entre 100 660 [t/colg], los efectos de la resistencia de los fragmentos, la infraestructura minera y la granulometría predominan en esta investigación por sobre el efecto de la carga vertical observada. En efecto, la relación UCS/esfuerzo principal, se encuentra fuera de los rangos observados en la minería de caving actual. De la similitud dinámica buscada a través de la fuerza de empuje del equipo dozer, ninguno de los materiales considerados permitió establecerla a esta escala. Sin embargo es posible definir factores de ajuste entre 3,0 a 3,8, que permiten estimar la fuerza requerida por el equipo a escala real. Finalmente se ha concluido que para efectos de la modelación a escala laboratorio, debiese considerarse la utilización de mineral escalado geométricamente proveniente del lugar de origen de la prueba. Como trabajo futuro, se sugiere explorar materiales tipo mortero o yeso, además de evaluarlos bajo condiciones de alta presión, a fin de establecer el efecto del cociente UCS/esfuerzo principal sobre las colgaduras.

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Valencia, Vera María Elena. "Desarrollo e implementación de Flowsim para su aplicación en minería de block/Panel caving." Tesis, Universidad de Chile, 2014. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/116446.

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Abstract:

Memoria para optar al título de Ingeniera Civil de Minas
En operaciones de block caving el flujo gravitacional juega un importante rol en la recuperación y el control de dilución. Este tiene influencia en importantes decisiones como el diseño de mallas de extracción, la secuencia de extracción de puntos y en general en todas las variables que definen un plan de producción, en particular en leyes y tonelajes a extraer. En este contexto se presenta FlowSim, un simulador de flujo gravitacional basado en autómatas celulares. El desarrollo de la presente investigación, plantea y verifica la traducción del simulador a un lenguaje computacional más eficiente, C++. FlowSim 2.0 presenta importantes mejoras tanto en los tiempos de ejecución como en la capacidad de manejo de datos, permitiendo el desarrollo de proyectos masivos con planes de producción extensos. Como caso estudio se presenta una comparación entre datos muestreados y la simulación de dos sectores de la mina El Salvador. El foco se centra en evaluar la capacidad de FlowSim 2.0 para reproducir el ingreso de dilución. Los resultados de FlowSim 2.0 indican que este tiene la capacidad para pronosticar el ingreso de dilución en los puntos con dilución observada. Sin embargo, existe una inclinación por parte del simulador a incorporar área adyacente a la zona de dilución, sobrestimando el número de puntos con ingreso de material no deseado. En consecuencia a los resultados, el modelo numérico y la evidencia experimental, se sugiere que FlowSim 2.0 no representa todos los mecanismos de flujo. A partir de esta hipótesis se propone incorporar tres procesos; el efecto del hundimiento en superficie, la propagación de material quebrado en la columna y el flujo preferencial del material de acuerdo a una variable. Estos mecanismos son implementados en FlowSim2D, una versión del simulador en dos dimensiones. El objetivo es comprobar la lógica y aplicabilidad de los algoritmos planteados a través de casos hipotéticos y evidencia experimental del uso de modelos físicos. Es así como FlowSim 2.0 comprueba su potencial uso como una herramienta en la planificación minera. La simpleza del modelo permite rapidez en la ejecución y flexibilidad para incorporar variables de interés.

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Rocher, Anda Winston Andrés. "Secuenciamiento óptimo de preparacion minera subterranea." Tesis, Universidad de Chile, 2012. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/111290.

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Abstract:

Magíster en Minería
Ingeniero Civil de Minas
Ingeniero Civil
Una práctica común en la industria minera es descomponer el proceso de la planificación en diferentes etapas, de modo que el proceso general y las etapas individuales pueden desarrollarse más fácilmente dada la gran complejidad que conllevaría tratar grandes volúmenes de información al mismo tiempo. Sin embargo, producto de esta forma de planificar comienzan a emerger algunas inconsistencias, especialmente en los megaproyectos mineros subterráneos, donde lo habitual es calcular en un principio el secuenciamiento minero a lo largo de la vida de la mina sin integrar constitutivamente el plan de desarrollo y construcción minero, para medirse sólo posteriormente la factibilidad de cumplir un determinado diseño minero. En consecuencia, dentro de los problemas que pueden materializarse al trabajar con una planificación desagregada está, en particular, la imposibilidad de capturar el valor real de un proyecto al no tener en cuenta las labores relacionadas a los túneles, galerías e infraestructura en general reflejado en un aumento de costos o disminución de la meta productiva. Por tanto, la presente investigación tiene por objetivo presentar un modelo de programación matemática para el tratamiento del secuenciamiento y agendamiento de una mina subterránea, teniendo en cuenta la producción, los recursos disponibles y la constructibilidad de manera integrada, siendo una herramienta de análisis rápido para el planificador minero. La función objetivo del modelo aquí presentado es la maximización del valor presente neto de un conjunto de actividades, sujeto a: Restricciones operacionales de capacidad de construcción dada por el número, disponibilidad y rendimiento intrínseco de equipos; Restricciones de precedencias físicas y operacionales, relativas a la posibilidad real de realizar una actividad por sí misma dado que hay acceso a ella y a la posibilidad de ejercer dicha actividad dado el vínculo con otras dentro de un proyecto; Restricciones de procesamiento en cuanto a la capacidad máxima y mínima admisible para tratar mineral; Y restricciones de recursos disponibles en cada periodo, ya sea en cantidad de materiales para la construcción, aire o cualquier medida cuantificable a distribuir. La implementación final resulta en una herramienta llamada UDESS que ha sido presentada en diversas publicaciones anteriormente. Los resultados muestran que el programa de producción cambia cuando se considera la constructibilidad de un diseño minero, más aún, tiene influencia en el resultado y si bien no se asegura obtener un valor de negocio mayor, sí un mayor grado de robustez por considerar más información y evaluarla en poco tiempo de manera conjunta. Por tanto se recomienda utilizar los resultados de este modelo como una guía en la construcción de planes mineros subterráneos y una prueba de factibilidad para un diseño minero con múltiples opciones de desarrollo.

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Quiroz, Alegría Rodrigo Andrés. "Implementación de metodología Lean en minería subterránea - estudio de caso Esmeralda." Tesis, Universidad de Chile, 2016. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/140554.

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Abstract:

Tesis para optar al grado de Magíster en Gestión y Dirección de Empresas
La industria del cobre, especialmente minería subterránea, enfrenta grandes desafíos caracterizados por yacimientos cada vez más complejos desde el punto de vista geomecánico, leyes decrecientes invariablemente y un macizo rocoso aún más competente. Todo esto redunda en costos de operación relevantes para el negocio lo cual unido a un mercado en donde la volatilidad en los precios de los commodities siempre estará presente, obliga a cualquier empresa del rubro a cautelar su liderazgo, competitividad y excelencia. Dado lo anterior, es prioridad la búsqueda e implementación de mecanismos o prácticas que incrementen la productividad y utilización de sus activos, siempre ligados a un robusto sistema de gestión. Sólo así será posible asegurar la sustentabilidad de toda operación en un negocio de largo plazo pero que sin duda debe mostrar resultados inmediatos en momentos de alta volatilidad. Uno de estos mecanismos corresponde a la metodología LEAN, la cual consiste en generar un sistema fundamentalmente más eficiente que la producción en masa, desarrollando procesos productivos que alcanzan mejores resultados (calidad, producción, flexibilidad) y con menos recursos (esfuerzo humano, herramientas, espacio físico, inventarios). Este pensamiento LEAN es un proceso dinámico, determinado por el conocimiento y focalizado en el cliente mediante el cual todas las personas en una empresa determinada eliminan de manera continua los desperdicios creando valor. El objetivo del trabajo consistió en evaluar la implementación y resultados de la metodología LEAN aplicados en uno de los sectores productivos en la Gerencia de Minas de División El Teniente, siendo mina Esmeralda una de las áreas en donde se obtuvieron resultados relevantes en términos de productividad, costos, kpi y por supuesto cumplimiento de metas del plan minero. De acuerdo con los resultados obtenidos, se comprueban los beneficios obtenidos al aplicar LEAN en una operación minera, dado que se genera una nueva estructura y lógica de operación basado en una cultura de desempeño que se refleja en una mayor utilización de activos, reducción de costos de operación y cumplimiento en los planes de producción mediante la gestión y seguimiento de KPI. La metodología LEAN es una propuesta que genera valor y requiere compromiso de toda la línea de mando. A su vez, requiere disciplina y líderes que generen adherencia durante el proceso de cambio. En caso de existir desviaciones con el plan de trabajo LEAN, éstas deben ser identificadas y gestionadas apropiadamente como parte de todo aprendizaje.

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Manzur, Andreu Rachid. "Productividad determinada por simulaciones de un sistema minero subterráneo agregado por niveles." Tesis, Universidad de Chile, 2015. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/133897.

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Abstract:

Ingeniero Civil de Minas
Muchos de los grandes desafíos de los megaproyectos mineros subterráneos hoy en día, yacen en la confiabilidad del sistema minero, entendida como la probabilidad de que éste opere para producir una determinada cantidad de mineral. Esta confiabilidad se ve afectada por la coordinación e interacción que existe entre distintos niveles mineros, como producción, acarreo intermedio y transporte principal. En la operación, esto implica realizar diariamente una coordinación entre los distintos niveles, sin embargo, eventualidades ocurren en el turno a turno, impactando en la planificación minera. Debido a esto, es fundamental la integración de la incertidumbre en los modelos de planificación. La simulación es una herramienta que permite desarrollar un modelo abstracto, que representa un sistema minero real, permitiéndonos evaluar el comportamiento de éste bajo distintos escenarios y condiciones. Las ventajas de la simulación radican en disminuir los costos y riesgos que la experimentación en minería en circunstancias reales tendría. El presente se realiza la simulación de la operación de un sistema minero, de una mina subterránea que opera en la actualidad, explotada por el método de Block/Panel Caving, considerando los diseños, equipos, infraestructura y parámetros operacionales propios de ésta. Se determina su producción, el comportamiento de sus componentes y el impacto en la planificación, considerando la incertidumbre operacional. Se realiza el experimento de simulación para un caso base el cual considera las condiciones operacionales actuales de la mina y cinco casos de estudio, en los cuales se intervinieron parámetros de la operación (tiempo de falla de los equipos y número de equipos). En los resultados del caso base se aprecia que la producción promedio fue de 29.302 toneladas por día, un 25% menor que la indicada por el plan minero (39.000 toneladas). Se observa además que los piques de traspaso pasaban, en promedio, un 25% del tiempo lleno. Luego de realizar los experimentos para los distintos casos de estudio, se determina que en el mejor de los casos se obtuvo una producción promedio de 33.600 toneladas por día, lo que constituye un 13% más respecto al caso base. Además, en los resultados se observa que los piques de traspaso sólo se encuentran en promedio un 7% del tiempo lleno, es decir 18% menos tiempo con respecto al caso base. Los resultados muestran que se puede aumentar la eficiencia del sistema minero agregado por niveles, disminuyendo tiempos muertos producto de las interferencias operacionales, que se producen entre los niveles debido al trabajo independiente de éstos.

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Portilla, Salazar Renzo Eyreem, and Macukachi Bryan Pier Velarde. "Propuesta técnica de mejora del sistema de ventilación principal de una operación minera subterránea polimetálica - 2015." Bachelor's thesis, Pontificia Universidad Católica del Perú, 2018. http://tesis.pucp.edu.pe/repositorio/handle/123456789/11523.

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Abstract:

El siguiente estudio propone la optimización del sistema de ventilación principal de una minera polimetálica ubicada a 4500 msnm, la cual no cuenta con un modelo computacional actualizado que le permita llevar el control operativo de los flujos de aire circulantes dentro de su red subterránea. La metodología a desarrollar incluye la recolección de data específica (mediciones en campo de las condiciones termo ambiental del flujo de aire en mina), diagnóstico de condiciones actuales y propuestas de optimización. La simulación computacional fue realizada utilizando el software de ventilación VentSim Visual 4. El estudio busca cumplir con todos los requisitos y parámetros normados en el Reglamento de Seguridad Minera DS 024-2016-MEM (MEM, 2016) En la optimización, se evalúan dos alternativas de mejora; primero mediante la construcción de dos ductos “raise borer” principales de gran diámetro y longitud que aseguren la demanda de aire en la profundización de la veta principal, que es, a largo plazo, el futuro de la mina; segundo mediante la eficiencia en el uso de energía de los ventiladores principales mediante la optimización de la demanda de aire de acuerdo al requerimiento total de mina considerando la alternativa de uso de variadores de frecuencia de voltaje en los ventiladores principales de extracción, que tienen una capacidad de extracción de 300 000 CFM. Estas optimizaciones logran reducir el costo operativo en más del 60%, dando un margen de ahorro de más de US$ 200 000 anuales y reduciendo la cantidad de agentes químicos en el aire en un 30%.
Tesis

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Vargas, Vierling Emilio André. "Cálculo de envolvente económica para minas de caving bajo incertidumbre geológica." Tesis, Universidad de Chile, 2014. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/131918.

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Abstract:

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

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Rosselló, Martínez Sebastián Ignacio. "Simulación de la extracción de mineral saturado en minería de Caving." Tesis, Universidad de Chile, 2017. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/144590.

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Abstract:

Ingeniero Civil de Minas
El objetivo de esta memoria es proponer y evaluar distintas formas de operar equipos LHD tele-asistidos para extraer el agua/barro en minería de caving. Los eventos de agua/barro son definidos como una mezcla de material de granulometría fina con agua, que tiene un potencial para escurrir repentinamente de puntos de extracción u otra excavación subterránea. Estos eventos pueden presentarse como una amenaza a la seguridad en minas subterráneas, por lo que se prohíbe la extracción de sectores que presenten esta condición con LHD manuales (Samosir, et al, 2008). La forma de operar será llamada modelo operacional o estrategia de extracción de agua/barro y es definido por las siguientes reglas operacionales que serán evaluadas en un nivel de producción: razón de mezcla en el pique de traspaso, número de turnos de estabilización y chequeo, número de equipos LHD tele-asistidos disponibles y velocidad de extracción mínima, máxima diaria y promedio mensual. El modelo operacional es evaluado en simulaciones de eventos discretos, para un sector representativo de 3 calles (41, 43 y 45) de la Fase II de la mina Diablo Regimiento y los periodos de simulación corresponden a un mes (30 días). Los resultados del modelo operacional corresponden al tonelaje mensual extraído, la uniformidad y la velocidad de extracción promedio para los puntos en estado seco, limitado y agua/barro. La comparación del modelo de simulación con la realidad se realizó en base a las horas de trabajo por pala en un turno. Se utilizó la base de datos de extracción de octubre 2013 con extracción manual y el resultado fue de 5 horas con un error del 2% al predecir el tonelaje extraído del mes. Se selecciona este mes debido a que se extraen 81.377 toneladas, valor más cercano al promedio de extracción del sector evaluado que corresponden a 92.460 toneladas. En una etapa posterior se realizó la comprobación del modelo donde se muestra que es capaz de predecir con un error de un 5 ± 6% el tonelaje real extraído para meses futuros con la extracción de equipos LHD manuales. Las herramientas de planificación actuales presentan un error de un 22 ± 4% para los periodos simulados. En base a este resultado se concluye que la simulación presenta un error cuatro veces menor que el sistema de planificación actual. En una última etapa se realizó la evaluación de las estrategias de extracción de agua/barro con equipos LHD tele-asistidos. La principal ventaja de las estrategias propuestas son la posibilidad de recuperar reservas de agua/barro con velocidades de extracción promedio que van de 0,10 a 0,29 [t/m2-día]. Por otro lado, en base a un estudio de los eventos de agua/barro de mina Esmeralda, se determinó que la extracción por sobre un 50% de uniformidad disminuye el riesgo de un evento de agua/barro, los resultados del estudio muestran que con 2 LHD tele-asistidos ésta se encuentra en el rango de [48-78%]. Por lo tanto, se minimiza la ocurrencia de un evento de agua/barro. Finalmente se concluye que el resultado más importante del estudio es una guía de planificación que permite escoger aquel modelo que minimice el riesgo de eventos de agua/barro y entregue los mejores resultados de acuerdo al tonelaje de mineral extraído. Las principales recomendaciones de este estudio son: Colectar información de eventos de agua/barro para poder construir una matriz de riesgo de producir uno y ser implementada en la simulación. Implementar la simulación como herramienta de planificación que permita tener una mejor estimación de la producción que se puede alcanzar.
03/04/2022

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Dharmawidjaja, Muñoz Javier Alexander. "Estudio de estrategias de extraccion para la mina Goldex." Tesis, Universidad de Chile, 2012. http://www.repositorio.uchile.cl/handle/2250/112537.

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Abstract:

Ingeniero Civil de Minas
La División Goldex de la empresa Agnico Eagle Ltd., opera una mina subterránea ubicada en la ciudad de Val-d Or, Québec, Canadá. Debido a la geometría del yacimiento (zona GEZ) y las bajas leyes de oro, la explotación considera un caserón de grandes dimensiones, utilizando una combinación de los métodos block caving por su bajo costo y alta productividad; longhole stoping, buscando una fragmentación adecuada y otorgando flexibilidad en la operación; y shrinkage debido a la estabilidad que entrega a las paredes. A pesar de las consideraciones del método seleccionado, una de las preguntas más importantes de la faena a lo largo de su vida, es la estabilidad final de la mina. Estudios a través de modelos numéricos estiman desprendimiento de estéril proveniente del techo, lo cual ha coincidido con las mediciones reales, pero al momento de tomar la forma final del caserón, el desprendimiento ha sido considerablemente mayor. Lo anterior motiva el presente estudio que tiene como objetivo principal determinar la potencial recuperación de reservas de la mina Goldex, a partir de una revisión de antecedentes que defina los posibles escenarios esperados, con respecto a su estabilidad y la utilización de la herramienta de flujo gravitacional, REBOP. Para que REBOP represente de forma fehaciente el flujo es necesario realizar una calibración de éste, variando los datos de entrada a ingresar, dependiendo de las características del macizo rocoso, el diseño de la mina y su programa de extracción. Los resultados entregados por REBOP muestran un error de la ley estimada mensual de 0,20 [gr/ton] y una buena coincidencia entre los espacios de aire generados, por la extracción y la propagación del caving, medidos en la operación con los visualizados en REBOP. De lo anterior se concluye que REBOP como una herramienta de planificación a largo plazo permite obtener una estimación cercana de leyes y finos a partir de un plan de producción y una estrategia de extracción dada, ayudando de esa forma a la evaluación de distintos escenarios propuestos para la explotación futura de nuevas zonas u otras ya existentes. Calibrada la herramienta de flujo, se definieron 3 casos geomecánicos a evaluar: estable, inestable parcial y colapso. Para cada uno se consideraron además, 2 diseños posibles: 1 ó 2 niveles de producción; y 2 estrategias de extracción: uniforme y proporcional a la columna de mineral. Los resultados de las simulaciones entregaron que para los 3 casos el mejor VAN y la mayor recuperación, se obtiene utilizando 2 niveles de producción considerando una estrategia de extracción uniforme. La tabla siguiente resume los resultados obtenidos para cada caso, definiendo el diseño, estrategia de extracción, recuperación y VAN obtenido. Tabla: Resumen de resultados para cada escenario evaluado. Caso Diseño Estrategia de extracción Recuperación VAN Estable 2 niveles de producción Uniforme 97,9% MUS $ 828,77 Inestable Parcial 2 niveles de producción Uniforme 82,2% MUS $ 534,23 Colapso 2 niveles de producción Uniforme 70,0% MUS $ 492,47

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Chávez, Atalaya Arnold Iván, and Salvatierra Héctor Armando Velásquez. "Planeamiento largo plazo para un proyecto de minado subterráneo-superficial empleando una estrategia de ley de corte variable." Bachelor's thesis, Pontificia Universidad Católica del Perú, 2020. http://hdl.handle.net/20.500.12404/19644.

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Abstract:

El presente trabajo de tesis se enfoca en elaborar, a partir de los resultados obtenidos de los estudios previos del proyecto minero UG MINING, un plan de minado a largo plazo que genere el mayor valor económico posible, para ello se decidió aplicar una estrategia de ley de corte variable a lo largo de la vida del proyecto de forma conjunta con un minado mixto alternado, inicialmente subterráneo y posteriormente superficial. Se han determinaron tres momentos claves en la vida del proyecto donde se planteó emplear valores de ley de corte diferentes de acuerdo con la situación de la mina. En la primera etapa, se aplicó minado subterráneo con una ley de corte selectiva de 3.15 g/t Au a los niveles más cercanos a la superficie y que coinciden con los de mejor ley, con lo cual se extrajo una ley de cabeza de 5.79 g/t Au y 5.05 g/t Au durante los primeros 5 años. La segunda etapa corresponde cuando la explotación subterránea desciende por debajo de la cota del límite del eventual pit final, ante lo cual se aplicó una ley de corte de 2.12 g/t Au para poder extraer la mayor cantidad de mineral económico, lo cual implicó un cambio en la ley de cabeza que descendió a un rango entre 4.21 g/t Au y 3.22 g/t Au, esta etapa tiene una duración de 11 años. Finalmente, culminado el minado subterráneo se realizará el minado del mineral remanente por minado superficial. Para llevar a cabo los objetivos de la presente tesis se realizó una estimación del OPEX para el minado subterráneo, con lo cual se determinó la ley de corte de cada etapa y con estos a su vez se elaboraron modelos minables (mineable shape) en Datamine para las dos primeras etapas, así como un diseño preliminar de la infraestructura de mina. Por otra parte, se empleó el software NPV Scheduler para realizar la evaluación por tajo abierto con el cutoff de la última etapa. Finalmente, se creó un plan y secuencia de minado que integre todas las etapas y se realizó la evaluación económica de todo el proyecto.

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Saldaña, Larrea Tony Sadah. "Evaluación y plan de mejora de las principales causas de accidentes en minería subterránea a pequeña escala: MPE (Artesanal y pequeña minería): caso de estudio, minera Yanaquihua S.A.C." Bachelor's thesis, Pontificia Universidad Católica del Perú, 2015. http://tesis.pucp.edu.pe/repositorio/handle/123456789/8029.

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Abstract:

El presente trabajo tiene como objetivo identificar las causas raíces de los principales accidentes en Minería a Pequeña Escala (MPE) la cual abarca la minería artesanal y pequeña minería, así como también, proponer soluciones a ellas. Estas soluciones tienen que ser aplicables a la realidad en la que se encuentra la minería artesanal y la pequeña minería. La primera parte explica los motivos y la importancia del tema de la seguridad en la minería en el Perú. Además se muestra el estado situacional de la MPE actualmente. En la segunda parte se describirán los estratos que se están evaluando, minería artesanal y pequeña minería, así como su participación en la economía del país, su aporte social, forma de explotación y los principales peligros a los que se están expuestos. También, se describirán las características de la mina que se utilizó en este caso de estudio, en donde se desarrolló una auditoría en SSO, basada en el International Safety Rating System (ISRS 6ºedicion), para efectos de contrastar los datos con un ejemplo perceptible. En la tercera parte se presentarán conceptos teóricos necesarios para el desarrollo y comprensión de las causas raíces de los principales peligros para MPE, así como términos necesarios que serán de utilidad para realizar la auditoria correctamente. La cuarta parte hace referencia a la realización del proyecto en sí. Se identificarán las causas raíces de los peligros en MPE y se propondrán soluciones explicando el motivo y desarrollo de estas. También, se mostrarán los resultados de la auditoria, la cual consistió en evaluar íntegramente el sistema de seguridad de la Minera Yanaquihua S.A.C. para efectos de conocer el nivel en el que se encuentra y contrastar los resultados con los peligros inherentes en MPE. En la parte final, se expondrán las conclusiones del trabajo y resultados analizados, acerca de los beneficios de aplicar las ideas propuestas para solucionar los problemas en seguridad en la MPE.
Tesis

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Jiménez, Salgado Joaquín. "Teoría de selección de portafolios aplicada al rubro de la minería subterránea con el método de explotación block caving en la selección de macrobloques para un plan de producción en un horizonte de largo plazo." Tesis, Universidad de Chile, 2014. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/131766.

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Abstract:

Ingeniero Civil de Minas
El objetivo principal de este trabajo es sentar las bases de la planificación de un plan de producción para la minería de Block Caving con unidad de explotación de macrobloques, en un horizonte de largo plazo, maximizando el valor actual neto según restricciones de riesgo en la disminución de producción. Mediante el análisis de datos históricos se evidencia que en la operación de la mina suceden eventos que producen una disminución en la producción a corto y largo plazo, lo que afecta el éxito del plan de producción. Esta probabilidad de éxito corresponde al riesgo producido por la variabilidad entre el tonelaje planificado y el tonelaje obtenido. Esta metodología de planificación permite incluir el riesgo basándose en la teoría de selección de portafolio aplicada en el rubro de las finanzas. Para cuantificar este riesgo se consideran dos componentes principales. Una componente individual asociada a la operación unitaria de un macrobloque, en función de sus condiciones operacionales, características productivas y parámetros típicos del diseño del nivel de producción. Y una componente grupal asociada a la operación en conjunto de macrobloques dictadas por el diseño del nivel de transporte. El caso de estudio corresponde a una mina M1 con un método de explotación de Block Caving que entrega la siguiente información: Plan de producción: permite obtener las reservas consideradas por la mina M1 , la planificación anual, y el área abierta por macrobloque. Simulación de variabilidad productiva de macrobloques: asocia al plan de producción una variabilidad en el tonelaje, producto de las condiciones y filosofía operacional, la cual permite cuantificar la componente individual del riesgo. Diseño de malla del nivel de transporte: diseño que al ser dividido en módulos de componentes interconectados en serie, en paralelo o mixto, asocia una variabilidad en el tonelaje debido a la operación de un set de macrobloques, para cuantificar la componente global de riesgo. De los resultados se obtienen seis set de planes de producción (riesgo, retorno), que conforman la frontera eficiente para el caso de estudio. Estos puntos indican que a mayor riesgo, el retorno es decreciente. El set que maximiza el VAN, asociado al mayor riesgo, corresponde al plan de producción de la mina M1 . Siendo posible identificar que existen set similares en VAN, con disminuciones considerables en riesgo, que permitirian una inversión más informada.

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Mercado, Salas Gerald Enrique, and Rivera Cecilia Jasmín Obregón. "Modelamiento geomecánico a nivel de prefactibilidad de una mina subterránea." Bachelor's thesis, Pontificia Universidad Católica del Perú, 2017. http://tesis.pucp.edu.pe/repositorio/handle/123456789/8712.

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Abstract:

Este proyecto aborda el tema de diseño geomecánico de una mina subterránea, desde la perspectiva de un estudio a nivel de ingeniería de factibilidad. Se debe tener en cuenta que la importancia de la Geomecanica aplicada a las operaciones mineras, es la de salvaguardar la seguridad e integr idad del personal y de su entorno a lo largo de la operación de la mina, al mantener las labores y los tajeos estables. Además de tener una operación rentable; asegurando la estabilidad de las cajas para obtener una baja dilución. Para el diseño se ha tomado en cuenta la calidad del macizo rocoso, la parte estructural de este y los esfuerzos en el mismo. Para el presente estudio se realizaron Investigaciones geotécnicas y geomecánicas conformadas por logueos geotécnicos, ensayos de permeabilidad y taladros orientados para investigar las orientaciones de las estructuras presentes en el macizo rocoso. Se seleccionó además muestras representativas para realizar ensayos de mecánica de rocas, dichos ensayos fueron realizados en el Laboratorio de Mecánica de Rocas. El sistema de clasificación para la calidad del macizo rocoso fue el RMR76, debido a que las gráficas de diseño empírico están basadas en datos realizados en este sistema, con esta información geotécnica y complementada con la información geológica, fue posible realizar un modelo geotécnico y posteriormente una zonificación geomecánica del Macizo Rocoso. Es importante recalcar que se usaron herramientas de diseño empíricas como herramientas de software (Dips, Unwedge, Phase2, pertenecientes a Rocscience). Se ha desarrollado el diseño de los tajeos mediante métodos empíricos utilizando el Método gráfico de estabilidad, con estos se dimensionó los tajeos y las labores de desarrollo y preparación, además de diseñar el sostenimiento necesario para estas últimas, realizando verificaciones de los factores de resistencia de esfuerzos mediante el software Phase2, teniendo en cuenta la secuencia de minado. El estudio realizado abarca una perspectiva general de un estudio geomecánico y las sugerencias de sostenimiento que se puedan emplear.
Tesis

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Gutiérrez, Aravena Claudio Alejandro. "Recirculación Controlada en Minería Subterranea." Tesis, Universidad de Chile, 2010. http://www.repositorio.uchile.cl/handle/2250/103701.

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Abstract:

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

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Pérez, Bastías Javier Ignacio. "Metodología de estimación de producción en minería subterránea selectiva atendiendo a incertidumbre operacional y parámetros geomecánicos." Tesis, Universidad de Chile, 2017. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/146283.

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Abstract:

Magíster en Minería. Ingeniero Civil de Minas
En general, la planificación minera se lleva a cabo para el desarrollo de planes de producción utilizando parámetros fijos, que ofrecen poca flexibilidad para cambiar estos planes en caso de eventos no planificados. Por ejemplo, el layout de la mina crece, pero es muy común que la productividad del equipo se calcule con parámetros fijos que no consideran el avance de los nuevos desarrollos y no utilizan el cambio de rendimiento de los equipos. Por lo tanto, es importante introducir variables durante el proceso de planificación, que permiten una mejor alineación con las condiciones reales de minería y permitiría disminuir la incertidumbre operativa hacia el desarrollo de un plan de producción más ágil. La metodología propuesta plantea la retroalimentación entre un modelo matemático o de optimización y un modelo de simulación, con los cuales se desea construir un plan minero operativo, el que cuenta con actividades de preparación y explotación, simultáneamente, y que considere ciertos parámetros geomecánicos que afecten los rendimientos de los equipos. Los resultados muestran que la metodología propuesta genera un cambio de agendamiento y secuenciamiento en las actividades resultantes de un plan de producción inicial, y que el proceso iterativo tiende a estabilizar la variación obtenida mientras se realizan nuevas iteraciones. Además se logra insertar parámetros geomecánicos como la dilución y la calidad de roca, con lo cual las tareas toman cantidades de tiempo distintas para ser finalizadas, afectando el plan de producción. La presente metodología permite un aumento de la adherencia al plan de producción, considerando así la variabilidad operacional referida a las actividades unitarias, por lo que se logra caracterizar la incertidumbre operacional existente. Finalmente, permite elaborar planes de producción que mezclan un modelo de optimización matemático y un modelo de simulación operativo, permitiendo generar un plan productivo de mayor información.
Este trabajo ha sido parcialmente financiado por AMTC
26/05/2020

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Ruiz, González Hans Patricio. "Propuesta de diseño para procesos de reducción secundaria en proyecto mina Chuquicamata subterránea." Tesis, Universidad de Chile, 2016. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/141324.

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Abstract:

Ingeniero Civil Industrial
En la actualidad, el Proyecto Mina Chuquicamata Subterránea (PMCHS) es uno de los pilares para el futuro de la Corporación del Cobre de Chile (CODELCO), el cual contempla la construcción de una mina subterránea masiva bajo el rajo actual, explotada por hundimiento de bloques, para extraer alrededor de 1.760 millones de toneladas de mineral de cobre con una ley media de 0,71%. Si bien es cierto, el proyecto contempla el uso de varias tecnologías que tienen como objetivo aumentar la eficiencia de la mina, las características intrínsecas del método de extracción provocarán la aparición de interferencias que mermarán la producción. Por lo mismo, en esta memoria se evaluó el uso de alternativas que puedan ser implementadas en los procesos de reducción secundaria, los cuales darán solución a las interferencias que causarán mayores pérdidas productivas y serán altamente riesgosas para los operadores. Estos procesos corresponden al descuelgue de zanjas y a la fragmentación de rocas con sobre tamaño. El objetivo del trabajo fue diseñar estos procesos en pos de aumentar la productividad y minimizar tanto los costos operacionales como el riesgo al cual se expondrán los operarios. La metodología consistió en recopilar, construir y detallar un set de potenciales alternativas para ambos procesos de reducción. Luego, se procedió a realizar una evaluación cualitativa, con la ayuda de expertos en el tema, con el objetivo de determinar cuáles son los criterios de mayor importancia a la hora de definir los procedimientos de reducción secundaria. Tras ello, las alternativas fueron evaluadas cuantitativamente a través de un método de comparación económico, considerando costos de capital y operacionales. Con las evaluaciones anteriores, se propone el uso de descolgadores telescópicos y martillos móviles para la reducción secundaria, pues son opciones que muestran altos niveles de seguridad y los mejores indicadores económicos, con costos de 14,02 [cUS$/kton] y 4,09 [cUS$/kton] respectivamente. Para ambas alternativas, se logró proponer un diseño de procesos, detallando los procedimientos y responsables de cada actividad, cumpliendo con los objetivos propuestos al inicio del trabajo. Finalmente, este análisis servirá como antecedente para la elaboración de los procedimientos definitivos que serán usados en la mina.

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Rojas, Santiago José Mirko, and Vasquez Jorge Edson Campos. "Estudio del sistema de ventilación de una mina subterránea en Colombia." Bachelor's thesis, Pontificia Universidad Católica del Perú, 2020. http://hdl.handle.net/20.500.12404/17189.

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Abstract:

El sistema de ventilación de una mina subterránea debe ser el óptimo para permitir el correcto desarrollo de las operaciones. El diseño actual de la mina y las simulaciones de los diferentes escenarios de trabajo son realizados empleando el software de simulación de sistemas de ventilación de minas subterráneas Ventsim, el cual recibe diferentes parámetros que permiten la generación automática de los caudales de aire y temperatura que circulan a través de los conductos de la mina. Entre los parámetros mencionados están: los datos de infraestructura de la mina, las dimensiones y formas de las secciones transversales de los conductos internos, la longitud de éstos, la rugosidad de las paredes, la altitud (sobre el nivel del mar) de la ubicación de la mina, las curvas de funcionamiento de los ventiladores que se emplean en campo, entre otros. Mediante una minuciosa calibración del sistema, y teniendo en cuenta los datos de las velocidades y áreas medidas en campo, se logra obtener un balance de flujos másicos muy aproximado al real. Para alcanzar dicha aproximación en los resultados, se ajustan características de los conductos en el modelo virtual de la mina, tales como las condiciones de rugosidad y fricción. Luego de este proceso, se puede afirmar que el sistema diseñado es técnicamente aceptable y puede ser empleado para simular escenarios o proyectos futuros. De este modo, las variaciones de la magnitud de los caudales, así como las direcciones del flujo de aire, podrán ser detectadas y analizadas. Para los cálculos de este estudio se tomó como referencia las especificaciones del D.S. 1886 de Colombia “Reglamento de seguridad en labores mineras subterráneas”.
Tesis

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Vives, Ávila Alonso Ricardo. "Evaluación técnica y económica de una mina subterránea utilizando relleno cementado." Tesis, Universidad de Chile, 2015. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/137234.

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Abstract:

Ingeniero Civil de Minas
En el mundo existen varios ejemplos de minas subterráneas que utilizan rellenos, aplicado en su mayoría a minas de metales preciosos y yacimientos polimetálicos, tal como el caso de la mina de Leeville en que se agrega relleno cementado con el fin de aumentar la recuperación minera a través de un método seguro y que además reduce el impacto ambiental. Sin embargo, en Chile esta forma de extracción no se ha masificado, solo puede mencionarse un caso, y es la mina el Toqui, yacimiento de plomo-zinc, en donde el relleno cementado se emplea para recuperar los pilares en el método Room and Pillar. Entonces, en el Centro de Investigación JRI (CI-JRI), surgió la inquietud de diseñar y evaluar técnica y económicamente un caso real de explotación de un pórfido de cobre chileno (alojado en una roca caja de calidad geotécnica media-regular) usando relleno de relaves cementado. En particular en este trabajo de memoria el objetivo principal fue realizar el diseño de una mina subterránea utilizando relleno de relaves cementados para aumentar la recuperación de mineral con condiciones de estabilidad segura, extender la vida útil de la mina y minimizar la subsidencia ocasionada por la explotación minera. Se decidió explotar el yacimiento usando el método "Sublevel Stoping". Esto debido a la geometría vetiforme del yacimiento y a las propiedades geomecánicas de la roca que lo conforman. El diseño minero, análisis geomecánico y la evaluación económica se efectuó para dos escenarios, uno denominado caso base, en el que no se utilizó relleno y el otro caso de estudio en el que se aplicó el relleno de caserones con relaves cementados. Los resultados del estudio permitieron concluir que en el caso base las reservas son de 3,05 [Mton], con una ley media de cobre de 1,59 [%] y la vida útil de la mina son 7 años, mientras que en el caso en donde se rellenan los caserones las reservas mineras son de 6,68 [Mton], con una ley media de cobre de 1,61 [%] y una vida útil de 11 años. Además, al utilizar relleno cementado se tiene un beneficio medioambiental extra, el que está asociado a la disposición final de relaves en el interior mina como un relleno inerte. Se calculó que el 50,2 [%] del relave producido por la planta se aprovecha como relleno. La evaluación económica de ambos proyectos indicó que son viables, presentando ambos un VAN positivo. Para el caso base el VAN fue de 41,1 [MUS$] y para el caso en que se usó rellenos cementados se obtuvo un VAN igual a 54,8 [MUS$], lo que implica un aumento de un 33,3 [%] con respecto al caso base. La principal conclusión de este estudio es que el uso de relleno de relaves cementado en una mina de cobre chilena es factible, siendo posible implementarla en yacimientos de otros minerales y en otros lugares de Sudamérica. Además, esta tecnología agrega valor al negocio incrementando los beneficios económicos y la vida útil de la explotación, y reduce el tonelaje de relaves que debe conducirse y depositarse en tranques de relaves. Esto último implica una disminución en inversión, manejo y cierre de los depósitos de residuos mineros como también una disminución de los riesgos asociados (como la contaminación directa del suelo, agua y aire por derrames y por el propio tranque). Por tanto, el negocio es más sustentable.

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Reveco, Flores Alexis Alejandro. "Sistema de manejo de materiales en minería por hundimiento con fragmentación fina." Tesis, Universidad de Chile, 2014. http://repositorio.uchile.cl/handle/2250/131769.

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Abstract:

Ingeniero Civil de Minas
A medida que las operaciones mineras subterráneas se han ido profundizando, se ha encontrado roca más competente clasificada como roca primaria, la cual origina una granulometría más gruesa en comparación a la roca secundaria. Esto ha impactado fuertemente al manejo de minerales y ha afectado la productividad y costos de operación. Debido a esto gran parte de los avances tecnológicos de las últimas décadas han apuntado a esta actividad, principalmente a utilizar equipos más robustos que permitan manejar colpas de gran tamaño. Si se considera que la fragmentación es uno de los parámetros más influyentes en el éxito y rendimiento de una operación, parece lógico enfocarse en este aspecto e invertir en fragmentar el macizo con el fin de obtener una granulometría extraíble más fina (P100<72 cm, P80< 30 cm). Sin embargo, tampoco existe una referencia reciente del diseño de un sistema de manejo de minerales que permita aprovechar esta característica de manera óptima. Es por esto en este trabajo se propone tres alternativas de diseño, de las cuales se selecciona la mejor en base a argumentos técnicos y económicos, para finalmente compararla con una explotación convencional de Block Caving y determinar así cual es el margen económico disponible para gastar en fragmentación. Se genera tres alternativas tomando como base de diseño un módulo de 90 m x 80 m, con cuatro galerías de producción y nueve galerías de zanja y buscando alcanzar una tasa de extracción objetivo de 2 [ton/(m^2 día)]. Los dos primeros diseños se basan en un sistema de manejo de minerales gravitacional mediante piques de traspaso, buzones alimentadores y camiones. La tercera alternativa se plantea como un diseño más tecnológico, que propone una mayor continuidad de la operación y una potencial automatización total. Consiste en equipos alimentadores diseñados específicamente en este estudio, los cuales vacían el mineral desde el punto de extracción a un transportador continuo de cadenas que descarga sobre un triturador de bajo perfil tipo sizer. Luego de reducir su tamaño, el mineral es traspasado por piques al Transporte Intermedio, donde una correa transportadora lo lleva al Transporte Principal. Después de realizar la comparación técnica y económica se elige la Alternativa III como la mejor opción, debido principalmente a que su gasto más intensivo es en equipos, los cuales pueden ser reinstalados en otro módulo una vez terminada la explotación. Esta ventaja es importante considerando que cada módulo tiene una duración de 7 meses y se ve plasmada en un menor VAC al considerar un horizonte de explotación de 10 años. Otra ventaja que posee es que al implementar una automatización total del proceso se aumenta la seguridad de los operadores (al sacarlos del contacto directo con la explotación) y se disminuye los tiempos muertos, favoreciendo con ello la productividad. Finalmente se obtiene que al comparar la Alternativa III con una explotación convencional mediante Panel Caving, se tiene un margen del 36% del CAPEX total para invertir en fragmentación, ganando entonces la oportunidad de facilitar la operación, aumentar la tasa de extracción y disminuir los tiempos de retorno de la inversión.

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Dissertations / Theses on the topic 'Minería subterránea'

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