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NEGOCIO MINERO, ORGANIZACION DE PROYECTOS Y MINE TO MILL Y MINE TO MILL Mgtr. José Siveroni Morales Consultor Intercade 1

INDICE I. Introducción II. Mine to Mill 1. Relación entre perforación y voladura y su impacto económico en los procesos de carguío, acarreo, transporte, chancado y molienda. 2. Enfoque Mine to Mill 3. Fundamentos del Concepto Mine to Mill 4. 4 Enfoque Tradicional vs Enfoque Mine to Mill Enfoque Tradicional vs Enfoque Mine to Mill 5. Incremento de Capacidades de Producción 6. Ciclo Mine to Mill

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Indice

INTERCADE CONSULTANCY & TRAINING

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I. INTRODUCCION

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I. Introducción

1. INTRODUCCION Mine to Mill es una reestandarización de los procesos de minado el cual nos permite optimizar la operaciones unitarias de perforación y voladura de tal forma que incide económicamente en la siguientes etapas de extracción y procesamiento de mineral, esta reestandarizacion logra reducir significativamente los costos totales de las operaciones unitarias.

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I. Introducción


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3 MINE TO MILL Relación entre Perforación y Voladura y su Impacto Económico en los procesos de Carguío, Transporte, Chancado y Molienda. En toda operación minera la optimización de las operaciones unitarias de explotación y tratamiento juegan un papel importante en el logro de objetivos de la organización que es muy competitiva. Las operaciones unitarias no se deben optimizar en forma aislada, toda mejora, modelamiento y simulación se debe realizar considerando su impacto en las operaciones unitarias subsiguientes. Por tanto el inicio de la operaciones unitarias, Perforación y Voladura, son a las que tenemos que dedicar mayor tiempo en su análisis a fin de otorgar una material (el exactamente requerido), para las siguientes etapas de extracción y procesamiento. La calidad de material repercutirá directamente en la calidad, en los tiempos de operación (Ciclo de Minado), en el mantenimiento de los equipos y en los costos de producción.

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II. Mine to mill

MINE TO MILL Relación entre Perforación y Voladura y su Impacto Económico en los procesos de Carguío, Transporte, Chancado y Molienda. Para llevar a cabo esta practica es necesario incidir en los siguientes aspectos: 1.

Conocimiento Pleno del yacimiento a. b. c. d. e.

2. 2 3. 4.

Diseño de Mina Diseño de Mina Diseño de Planta Dimensionamiento de los Equipos a. b.

5. 6. 6

Geología Geología Estructural Hidrogeología Mineralización Geo mecánica

Mina Planta: Chancado y Molienda

Tecnología empleada Recurso Humano

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4 MINE TO MILL Diseño de Accesos y Parámetros Geométricos Dentro de las actividades permanentes en una explotación minera se encuentra la construcción o habilitación de accesos. En un Tajo abierto (y ( también en una cantera), ) se requiere ir coordinando la ejecución de las actividades productivas diarias con la ejecución de las actividades que dicen relación con esta construcción de accesos, las cuales tendrán que satisfacer las siguientes restricciones: 1. Debe permitir el acceso libre y seguro a la zona determinada. 2. Debe permitir el acceso a tiempo a la zona determinada, de acuerdo al programa de producción. 3. Debe cumplir p con las restricciones ggeométricas de los equipos q p y las actividades. 4. Debe cumplir con las restricciones geomecánicas del sector. 5. Debe permitir la extracción de todo el material relacionado con el sector. 6. Debe permitir la realización de actividades paralelas en completa seguridad. 7

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MINE TO MILL Diseño de Accesos y Parámetros Geométricos Como vemos no es tan sencillo acceder a un área de trabajo, especialmente en condiciones en que se realizan variadas actividades al mismo tiempo (tránsito de vehículos, equipos operando, etc.), por lo que dicha tarea deberá programarse de tal modo de que se genere el menor impacto negativo en el resto de la operación, considerando que es una actividad clave dentro de la operación misma. Dentro de esta actividad p participan p los equipos q p de servicios mina, aunque a veces se requiere de la participación de los equipos productivos (perforación, voladura, carguío y transporte) para realizar movimientos específicos de materiales. 8

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5 MINE TO MILL Diseño de Accesos y Parámetros Geométricos Como hemos mencionado en los puntos 3 y 4, la construcción los accesos deberá cumplir con restricciones geométricas y geomecánicas, de modo de garantizar que los equipos que por ellos circulen lo hagan en condiciones adecuadas a su operación, evitando el deterioro prematuro de los equipos y los accidentes. En lo que respecta a la geomecánica podemos mencionar que los accesos habilitados deberán regirse por las restricciones geomecánicas de la mina, ya que deben estar exentos de cualquier riesgo de inestabilidad. Dentro de la geometría de los accesos podemos destacar:  Ancho de Bermas.  Ancho de Cunetas.  Pendiente.  Ángulo de la pared del camino (corte o relleno).

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MINE TO MILL Diseño de Accesos y Parámetros Geométricos Otros p parámetros ggeométricos a considerar dentro del diseño de una mina son:  Ancho máximo de expansión.  Desfase entre palas.  Ancho mínimo de operación (Perforación, Carguío y Transporte).  Cruce de Camiones o doble vía.  Ángulo Á Overall.  Ángulo inter rampas.  Ángulo de la pared del banco.

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6 MINE TO MILL Diseño de Accesos y Parámetros Geométricos

Para la explotación de un tajo abierto se puede observar que los accesos (rampas o accesos específicos) se visualizan de la siguiente manera:

En cambio en una explotación tipo cantera se tiene lo siguiente:

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MINE TO MILL Diseño de Accesos y Parámetros Geométricos En puntos específicos, donde se requiere acceder a más de un banco el acceso deberá cumplir con la siguiente banco, configuración para lograr su objetivo: Banco X + 1

Banco X

Banco X - 1

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7 MINE TO MILL Diseño de Accesos y Parámetros Geométricos Para el diseño de una rampa debemos considerar los siguientes datos, tomando en cuenta que una rampa se compone de varios tramos que no necesariamente tendrán las mismas características: Pi = Pendiente del tramo i (%). Ci+1 – Ci = Diferencia de Cota del tramo i (metros). Ai = Ancho del tramo i (metros). Ri = Radios de Curvatura en el tramo i (metros). Lri = Longitud real del tramo i (metros), es la que deben recorrer los equipos. Lai = Longitud aparente del tramo i (metros), es la que se ve en el plano. La pendientes, el ancho y los radios de curvatura de cada tramo deben ser tal que los equipos que circulen por la rampa puedan alcanzar sus rendimientos productivos sin sufrir deterioros en su funcionamiento o estructura ni riesgos en la operación. 13

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MINE TO MILL Diseño de Accesos y Parámetros Geométricos La diferencia de cota de cada tramo por lo general resulta de la diferencia de cota de un banco y el siguiente, g , es decir la altura de bancos,, a menos que se trate de un banco sin pendiente en el cual la diferencia de cota es cero. Tramo i

Cota i + 1

Longitud real

Altura de

Pi = (C i+1 - C i ) x 100

La i Cota i

α α = arctg (C i+1 - C i) = arctg (Pi /100) Longitud

La i

Longitud real = Longitud aparente * tg (α) Lr i = La i * tg (α i )

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8 MINE TO MILL Diseño de Accesos y Parámetros Geométricos La longitud final de la rampa resultará de la suma de las longitudes reales de todos los tramos. LrTOTAL = S Lri Radios de Curvatura en pendiente y su componente plana: Radio de Curvatura Radio de Curvatura Radio de Curvatura Radio de Curvatura 15

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MINE TO MILL Diseño de Accesos y Parámetros Geométricos En una vista en planta se puede apreciar el rajo con sus rampas y accesos de la siguiente forma: rampas y accesos de la siguiente forma:

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9 MINE TO MILL Diseño de Accesos y Parámetros Geométricos La materialización de la rampa en el diseño de un Tajo puede realizarse: a) Desde abajo hacia arriba, es decir tomando como punto de partida la pata del banco más profundo, lo que generaría una extracción extra de material al ampliarse el tajo o ensancharse más los bancos superiores (Corte). b) Desde arriba hacia abajo, es decir tomando como punto de partida la pata del banco más alto, lo que produciría un achicamiento del último banco, es decir puede que queden bloques sin extraer o h t uno o más hasta á bancos b sin i explotar l t (Relleno). (R ll ) c) Tomando como referencia un banco intermedio, lo cual produciría un achicamiento menor en los últimos bancos y un ensanchamiento menor en los bancos superiores (Mixto).

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MINE TO MILL Diseño de Accesos y Parámetros Geométricos En el último caso se puede adoptar algún criterio como elegir el banco con mayor aporte de fino al proyecto, o el que permita maximizar el flujo final del proyecto, etc. Debemos considerar que para la construcción de las rampas y los accesos, debemos respetar las restricciones técnicas y físicas de la explotación, es decir definir bien los lugares en que se realizarán dichos accesos, donde no exista peligro de inestabilidad, entorpecimiento de la operación, etc., ya que no podemos arriesgarnos a que por algún siniestro geomecánico quede nuestra mina aislada con compromiso de pérdida de equipos, equipos producción y lo más importante vidas humanas. Las diferentes formas de generar los accesos se pueden esquematizar de la siguiente forma:

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10 MINE TO MILL Diseño de Accesos y Parámetros Geométricos EN CORTE

Banco Referencia

Ensanchamiento del pit

de

Banco de Referencia

EN RELLENO

Angostamiento en el fondo del pit

MIXTO Banco de Referencia

Ensanchamiento del pit

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Angostamiento en el fondo del pit

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MINE TO MILL Diseño de Accesos y Parámetros Geométricos Para la perforación podemos notar que el ancho mínimo de operación está dado por el área sometida a la perforación más un ancho necesario para el tránsito de los equipos ligados a la tarea de perforación y voladura. Por lo general esta área es cubierta o satisfecha por los otros parámetros geométricos (por ejemplo el ancho mínimo de carguío).

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Espacio Suficiente para la operación

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11 MINE TO MILL Diseño de Accesos y Parámetros Geométricos Para el carguío se define el ancho mínimo de carguío como: Ancho mínimo de Carguío = BS + DS + 0.5 x Ac + 2 x RGc + 0.5 x Ac + DS + DD Ancho mínimo de Carguío = BS + 2 x DS + Ac + 2 x RGc + DD BS Ac DS RGc

Baranda de seguridad. Ancho del camión. Distancia de Seguridad. Radio de Giro del equipo de carguío o radio mínimo de operación. DD = Derrames. 21

= = = =

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MINE TO MILL Diseño de Accesos y Parámetros Geométricos

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12 MINE TO MILL Dimensionamiento de Equipos de Perforación En el caso de la perforación tendremos que diseñar la malla de perforación, la cual podrá estar definida como un global en el caso de no discriminar sectores específicos de la explotación, o podrá definirse una malla particular para cada caso existente (mineral, estéril, sectores conflictivos, pre corte, bancos dobles, etc.). Recordemos que sobre la base del tipo de roca a perforar determinaremos el tipo de perforación más adecuada. Cualquiera sea la situación necesitamos definir:  Diámetro de p perforación.  Burden.  Espaciamiento.  Disposición espacial.  Ángulo de inclinación.  Largo de perforación (altura de banco + pasadura). 23

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MINE TO MILL Dimensionamiento de Equipos de Perforación BANCO DE VOLADURA: NOMENCLATURA Área de influencia

Sobre rotura hacia atrás (back break)

Burd en

Espaciamiento (E)

Cres ta

Diámetro de taladro Altura de banco

Taco Sobrerotura Lateral

Altura columna explosiva

Distancia al borde del banco (Burden) (B)

Ángulo de talud (cara libre)

Pie del banco

Largo de hueco de taladro (L) Pie de banco

Sobreperforación (SP)

1:1 2:1 3:1

3 90º

Relaciones B/H 1

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13 MINE TO MILL Dimensionamiento de Equipos de Perforación Definido el diámetro deberá determinarse (bajo criterios teóricos y/o p ) el burden y espaciamiento. p Además debemos determinar la empíricos) disposición espacial de los tiros, con lo cual quedará definida nuestra malla de perforación. Definido lo anterior más la longitud de los tiros, se podrá determinar el tonelaje a mover involucrado en la operación de perforación, siendo: Tr = Tonelaje ha roto por taladro (toneladas) B = Burden (metros) E = Espaciamiento (metros) H = Altura de Banco (metros) P = Pasadura (metros) d = Densidad de la Roca (toneladas/m3) Tmp = Tonelaje a remover por metro perforado (toneladas) Tap = Tonelaje a remover por área sometida a Perforación (toneladas) T = Tonelaje total por período (toneladas) 25

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MINE TO MILL Dimensionamiento de Equipos de Perforación Tenemos que: ( ) Tr = B x E x H x d (ton) Con lo cual podremos obtener índices como: Tmp = Tr / (H + P) (ton/mb) Tap = Tr / (B x E) (ton/m2) Con lo cual podremos tener una aproximación de: Número de taladros necesarios (Nt) por período, para cumplir con el programa de explotación de la mina (taladros): Nt = T / Tt (taladros) Metros perforados requeridos por período (Mpt) para cumplir con el ritmo Metros perforados requeridos por período (Mpt), para cumplir con el ritmo de explotación de la mina (metros barrenados): Mpt = T / Tmp (mp) Área sometida a la perforación por período (metros cuadrados): Asp = T / Tap (m2)

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14 MINE TO MILL Dimensionamiento de Equipos de Perforación Para calcular el rendimiento de un equipo de perforación tendremos que determinar: DFp = Disponibilidad física del equipo de perforación (%). UTp = Utilización del equipo de perforación (%). FOp = Factor operacional del equipo de perforación (%). FR = Factor de Roca (%), que castiga la velocidad de perforación en función de la dificultad operacional que impone la roca. TDp = Turnos a trabajar por día en perforación (turnos/día). HTp = Horas trabajadas por turno en perforación (horas). VP = Velocidad de perforación instantánea del equipo (mb/hora), (mb/hora) determinada por catálogo.

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MINE TO MILL Dimensionamiento de Equipos de Perforación Con estos datos se procede al cálculo del rendimiento del equipo de la siguiente manera: Velocidad l d d reall de d Perforación: f ó VPr = VP x FR x DFp x UTp x FOp x 10‐8 (mb/hra) Rendimiento por Turno: MpT = VPr x HTp (mb/turno) Rendimiento por Día: MpD = MpT x TDp (mb/día) Definiendo los días a trabajar por período en perforación como DPp, se tiene que el número de equipos requeridos para cumplir con la producción es: Nº Equipos = Mpt / (MpD x DPp) Resultado con el cual se realizará un análisis que permita definir un número entero de equipos para la operación (lo que incluye a los equipos de reserva). Dependiendo del equipo a utilizar tendrá que realizarse el dimensionamiento de equipos auxiliares de perforación necesarios (compresores, remolcadores, grupos electrógenos, etc.). 28

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15 MINE TO MILL Dimensionamiento de Equipos: Voladura En el caso de la voladura tendremos que definir la envergadura de nuestra voladura es decir la cantidad de tonelaje a remover por voladura y la voladura, frecuencia con que esta tarea será realizada. Para esto definiremos: Td = Tonelaje total a remover por disparo (toneladas) T = Tonelaje total a remover por período (toneladas) de lo cual podremos calcular nuestra frecuencia de voladuras como: Fv = T / Td (disparos/período) o puede darse el caso que tengamos definido primero la frecuencia de tronaduras y debamos calcular el tonelaje a remover por disparo como: Td = Fv / T (ton/disparo) 29

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MINE TO MILL Dimensionamiento de Equipos: Voladura Con Td definido, debemos determinar las características de nuestra voladura, lo cual se logra conociendo: f = Diámetro del Taladro (metros). Diámetro del Taladro (metros) L = Longitud total del taladro perforado (metros). Tac = Taco (metros). Lce = Longitud de la columna explosiva (metros). Vce = Volumen de la columna explosiva (metros cúbicos). Dce = Densidad equivalente del explosivo a utilizar en la columna referida a ANFO normal (Gramos/m3). Cex = Carga explosiva por taladro (gramos) g FCt = Factor de carga del taladro (gramos por tonelada ligado a un taladro) Con esto obtenemos: Lce = L – Tac (m) Vce = p x (f /2)2 x Lce (m3) Cex = Vce x Dce (gr) FCt = Cex / Tt (gr/ton) 30

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16 MINE TO MILL Dimensionamiento de Equipos: Voladura Con esto tenemos el factor de carga de un disparo particular, el cual no necesariamente representa el factor de carga total de material a volar (FCT), ya que dentro de un mismo volumen a remover en el disparo (voladura) pueden existir taladros con mayor o menor factor de carga individual, por lo que para definir el factor de carga del disparo, será necesario sumar los valores de las “cargas individuales” de cada taladro y dividirlas por el tonelaje total a remover en el disparo. FCT (S C i) / TT FCT = (S Cex ) / TT (grs/ton) ( /t ) Teniendo el valor del factor de carga, se puede estimar las cantidades totales de explosivos a utilizar por período y con ello determinar las características del suministro de explosivos (cantidades, frecuencia, almacenamiento, etc.). 31

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MINE TO MILL Dimensionamiento de Equipos: Voladura Otro aspecto importante que deberá considerarse en el diseño de voladura, l d es la l cantidad tid d y características t í ti d los de l accesorios i de d voladura l d y el diseño del amarre, con lo cual quedará totalmente definida la operación unitaria. Esto último estará sujeto a las condiciones en que se realicen las tareas de voladura, pudiendo variar en función de las necesidades de la operación. Dentro de algunas consideraciones especiales para la voladura secundaria, se puede mencionar la necesidad de definir las características del material que será considerado como sobre tamaño (bolonería) y la frecuencia de aparición de estas, sobre la base de estudios en terreno o experiencias de otros trabajos. Este punto es relevante cuando dicha frecuencia es alta, ya que la voladura secundaria incrementa los costos globales de voladura. 32

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17 MINE TO MILL Dimensionamiento de Equipos: Carguío y Transporte Dentro de las operaciones unitarias el carguío y transporte es la que abarca mayor cantidad de análisis, análisis ya que se encuentran directamente ligadas entre sí, por lo tanto el dimensionamiento de la flota considera las dos operaciones unitarias como un conjunto, debiendo recurrir al análisis de distintas combinaciones de equipos compatibles entre sí y con la operación. Dependiendo de las características de la explotación, muchas alternativas de equipos quedarán fuera del análisis, lo cual representa el primer paso de nuestro dimensionamiento (definir límites técnicos y/ o económicos a los equipos a evaluar). Muchas veces sólo es posible descartar una alternativa después de haber evaluado económicamente la flota de carguío y transporte, lo cual introduce una dificultad adicional al requerir una evaluación más acabada de una flota que finalmente sería descartada. 33

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MINE TO MILL Dimensionamiento de Equipos: Carguío y Transporte El rendimiento requerido por la explotación es el primer dato que permitirá diseñar la operación unitaria y definir el rendimiento de los equipos para cumplir con el plan del período. Junto con ello necesitamos las características básicas de la explotación (dimensiones de diseño, perfiles de transporte, pendientes, áreas disponibles, resistencia a la rodadura, limitantes de estabilidad por pesos máximos, otras limitantes, etc.).

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18 MINE TO MILL Dimensionamiento de Equipos: Carguío y Transporte Antes de ser evaluada la flota de equipos para el carguío y transporte deberá cumplirse inicialmente con lo siguiente:  Compatibilidad física entre los equipos de carguío y transporte con la explotación, es decir que la flota de equipos sea capaz de operar en las zonas de trabajo en condiciones normales de operación y seguridad (en función de la altura de bancos, dimensiones operacionales, selectividad,, etc.). )  Compatibilidad física entre el equipo de carguío y el de transporte, es decir que el equipo de carguío sea capaz de operar en conjunto con el equipo de transporte (altura de descarga del carguío v/ s altura de carga del transporte). 35

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MINE TO MILL Dimensionamiento de Equipos: Carguío y Transporte En los diagramas rendimientos, para el caso de zonas altas es necesario el caso de zonas altas es, necesario considerar el ajuste de potencia por altura

Verificadas estas condiciones (especificaciones técnicas básicas), podemos continuar definiendo para el carguío:

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19 MINE TO MILL Dimensionamiento de Equipos: Carguío y Transporte T Vb FLc e FM

= Tonelaje total a mover por período (toneladas). = Volumen del balde del equipo de carguío (metros cúbicos). = Factor de llenado del equipo de carguío (%) = Esponjamiento del material (%). = Factor del material que castiga el tiempo del ciclo de carguío por causa de alguna propiedad del material que haga más difícil su manipulación (%). TCc = Tiempo de ciclo del carguío (horas). DFc = Disponibilidad física del equipo de carguío (%). UTc = Factor de utilización del equipo de carguío (%). FOc = Factor operacional del equipo de carguío (%). HTc = Horas trabajadas por turno del carguío (horas). TDc = Turnos trabajados por día para el carguío (turnos/día). (turnos/día) DPc = Días por período para el carguío (días). d = Densidad del material (toneladas / metro cúbico). Cc = Capacidad del equipo de carguío (toneladas por palada). RHc = Rendimiento horario del equipo de carguío (toneladas/hora). RDc = Rendimiento diario del equipo de carguío (toneladas / día).

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MINE TO MILL Dimensionamiento de Equipos: Carguío y Transporte La capacidad del equipo de carguío resulta de: Cc = Vb x FLc x d / (100 + e) (ton / palada) El rendimiento horario de un equipo de carguío resulta de: RHc = (Cc x DFc x UTc x FOc x FM x 10‐8) / TCc (ton/hra) El rendimiento diario de un equipo de carguío resulta de: RDc = RHc x HTc x TDc (ton/día) El rendimiento por período de un equipo de carguío resulta de: RPc = RDc x DPc (ton/período) El número de equipos requeridos para cumplir con la producción del período resulta de: NºEquipos Carguío = T / RPc 38

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20 MINE TO MILL Dimensionamiento de Equipos: Carguío y Transporte Resultado al cual se tendrá que someter a un análisis de criterios o que permita definir un número entero de equipos para la operación de carguío. Para el caso del transporte debemos considerar lo siguiente:  El número de horas, turnos y días por período en que opera el transporte, son los mismos que en el caso del carguío (no puede operar uno sin el otro).  Se tendrá que maximizar la utilización de la capacidad del transporte en función de la capacidad del carguío o viceversa (garantizar que el número de paladas para llenar el equipo de transporte sea lo más próximo a un número entero,, de modo de maximizar el factor de llenado o aprovechamiento de la capacidad del transporte).  Se tendrá que optimizar el tiempo de llenado del transporte en función del tiempo de carguío, es decir que el número de paladas para llenar al equipo de transporte sea tal que no perjudique el rendimiento global de la flota. 39

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MINE TO MILL Dimensionamiento de Equipos: Carguío y Transporte Considerando lo anterior definiremos: T = Tonelaje total a mover por período (toneladas). Cc = Capacidad del equipo de carguío (toneladas / palada). Ctt = Capacidad del equipo de transporte (toneladas) FLt = Factor de llenado del equipo de transporte (%). TCc = Tiempo de ciclo del carguío (horas). TCt = Tiempo de ciclo del transporte (horas). TMt = Tiempo de maniobras del equipo de transporte (horas). TVt = Tiempo de viaje del transporte (horas). TVct = Tiempo de viaje del transporte cargado (horas). TVdt = Tiempo de viaje del transporte descargado (horas). DFt = Disponibilidad física del equipo de transporte (%). UTt = Factor de utilización del equipo de transporte (%). FOt = Factor operacional del equipo de transporte (%). HTc = Horas trabajadas por turno del carguío o transporte (horas). TDc = Turnos trabajados por día para el carguío o transporte (turnos/día). DPc = Días por período para el carguío y transporte (días). NP = Número de paladas para cargar al equipo de transporte. RHt = Rendimiento horario del equipo de transporte (toneladas/hora). RDt = Rendimiento diario del equipo de transporte (toneladas / día). 40

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21 MINE TO MILL Dimensionamiento de Equipos: Carguío y Transporte Además tendremos que definir: q p de transporte p ((%). ) RD% = Resistencia a la Rodadura del equipo P% = Pendientes máximas a vencer por el equipo de transporte (%). Perfiles de transporte del período para el equipo cargado (en Kilómetros) como: Dcht = Distancias Horizontales (pendiente 0%). Dcst = Distancias en Subida (pendiente > 0%). Dcbt = Distancias en Bajada (pendiente < 0%). Dcct = Distancias en Curvas (con su respectiva pendiente). Perfiles de transporte del período í para el equipo descargado (en ( Kilómetros) ó ) como: Ddht = Distancias Horizontales (pendiente 0%). Ddst = Distancias en Subida (pendiente > 0%). Ddbt = Distancias en Bajada (pendiente < 0%). Ddct = Distancias en Curvas (con su respectiva pendiente). 41

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MINE TO MILL Dimensionamiento de Equipos: Carguío y Transporte Velocidades desarrolladas por el equipo cargado (según catálogo, Km/hra) como: Vcht = Velocidades en distancias horizontales (pendiente 0%+RD%). Vcst = Velocidades en subida (P% + RD%). Vcbt = Velocidades en bajada (P% – RD%). Vcct = Velocidades en curvas (P% +/‐ RD%). Velocidades desarrolladas por el equipo descargado (según catálogo, Km/hra) como: Vdht = Velocidades en distancias horizontales (pendiente 0%+RD%). Velocidades en distancias horizontales (pendiente 0%+RD%) Vdst = Velocidades en subida (P% + RD%). Vdbt = Velocidades en bajada (P% – RD%). Vdct = Velocidades en curvas (P% +/‐ RD%).

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22 MINE TO MILL Dimensionamiento de Equipos: Carguío y Transporte Considerando lo anterior resulta: TVct = (Dcht / Vcht) + (Dcst / Vcst) + (Dcbt / Vcbt) + (Dcct / Vcct) (hrs) TVdt = (Ddht / Vdht) + (Ddst / Vdst) + (Ddbt / Vdbt) + (Ddct / Vdct) (hrs) TVt = TVct + TVdt (hrs) Entonces: TCt = TMt + NP x TCc + TVt (hrs), el número de paladas necesarias para cargar al equipo de transporte está dado p por: NP = Ct / Cc (paladas), cuyo resultado tendrá que ser analizado de modo que NP sea un número entero operacionalmente aceptable, es decir compatible con la operación y los criterios de selección (análisis del FLt). 43

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MINE TO MILL Dimensionamiento de Equipos: Carguío y Transporte El rendimiento horario de un equipo de transporte resulta de: RHt = NP x Cc x DFt x UTt x FOt x 10‐6 / TCt (ton/hra), Sabiendo que: FLt = NP x Cc x 100 / Ct (%), entonces el rendimiento horario de un equipo de transporte puede expresarse como: RHt = FLt x Ct x DFt x UTt x FOt x 10‐8 / TCt ((ton/hra), / ), el rendimiento diario de un equipo de transporte resulta de: RDt = RHt x HTc x TDc (ton/día), el rendimiento por período de un equipo de transporte resulta de: RPt = RDt x DPc (ton/período), 44

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23 MINE TO MILL Dimensionamiento de Equipos: Carguío y Transporte por lo tanto el número de equipos requeridos para cumplir con la producción del período resulta de: Nº de Equipos Transporte = T / RPt Resultado al cual se tendrá que someter a un análisis criterios o que permita definir un número entero de equipos para la operación p de transporte. p Obviamente sujeto al criterio del dimensionamiento de equipos esta el diseño del Pit, rampas accesos, vía principal, lo cual discutiremos a continuación. 45

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MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Áreas que intervienen

PLANEAMIENTO MINA CORTO PLAZO

OPERACION MINA (CONTROL DE EQUIPOS)

GEOTECNIA

TOPOGRAFIA

PLANEAMIENTO PERFORACION Y VOLADURA

OPERACION MINA PERFORACION Y VOLADURA

GEOLOGIA MINA

ORE CONTROL

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PROCESO DE PERFORACION Y VOLADURA

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24 MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Parámetros A

Hb

β

A C

D

E

W

δ F

B

A - Ancho de minado B - Proyección de disparo C - Distancia de seguridad D - Espacio entre vías de acceso E - Vía de acceso

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F - Zona de operación δ - Angulo de resistencia interna β - Angulo de talud de banco Hb - Altura de banco

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MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Actividades del Proceso Operación Perforación y Voladura

Cliente

1. Elaboración de secuencia de perforación.

Ore Control

Operaciones Mina

5. Perforación del polígono. 6. Toma de muestras de perforación.

2. Sectorización de zona por polígonos.

7. Medición de longitud de perforación.

Proceso

8. Carguío de taladros con explosivos .

3. Diseño de malla de perforación.

9. Disparo. 4. Ubicación de los taladros en campo.

10. Inspección del disparo. 11. Evaluación del disparo.

Proveedor

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Planeamient o Perforación y Voladura

Topografía

Geotecnia

Geología Mina

Operación Perforación y Voladura

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25 MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Perforación BANCO DE VOLADURA: NOMENCLATURA Área de influencia

Sobre rotura hacia atrás (back break)

Burd e

Espaciamiento (E)

n Cres ta

Diámetro de taladro Altura de banco

Taco Sobrerotura Lateral

Altura columna explosiva

Distancia al borde del banco (B d ) (B) (Burden)

Ángulo de talud (cara libre)

Pie del banco

Largo de hueco de taladro (L) Pie de banco

Sobreperforación (SP)

1:1 2:1 3:1

3 90º

Relaciones B/H 1

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MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Perforación Variables de Diseño  X (50): es el tamaño medio de fragmento de roca que se espera luego g de la voladura.  SRB: es la relación geométrica entre el Burden y el espaciamiento, así para una malla cuadrada esta relación es 1 y para una malla triangular equilátera es 1.15.  Potencia en peso: es el porcentaje de la potencia el explosivo tomando como referencia al ANFO que es igual a 100%.  Área (m2): es el área de influencia de rotura del taladro.  Kg/m: indica los kg de explosivo por metro, necesarios en el taladro.  Kg/hoyo: es el total de explosivo en el taladro.  Factor de carga g (g (gr/ton): / ) son los ggramos de explosivo, p , usados para romper una tonelada de material.  Razón carga (%) ((H‐T)/H): Es el porcentaje del taladro que está cargado con explosivo, el resto debe ser llenado con material inerte (taco).  Coeficiente de uniformidad: Este coeficiente relaciona la geometría de la malla, (diámetro de perforación, Burden y espaciamiento), en campo este coeficiente debe ser menor a 1. 50

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26 MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Perforación Costo de Operación En base al diseño de perforación se determinará el costo de operación (US$ / Tm) usando los siguientes supuestos:  Costo de perforadora $1,500,000 puesto en mina (incluye aranceles e impuestos).  Tasa efectiva anual 16% (se incluye el seguro de la máquina).  Depreciación del 10% (lineal).  Vida útil de 15000 hrs.  16 horas efectivas de trabajo por día (25 días al mes).

51

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MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Perforación Costo de Operación Perforadora

A.‐

DATOS

Condiciones de Operación

16.00% PROMEDIO

Maquina

Perforadora Atlas Copco

Tasa Interes efectiva anual (TEA)

Potencia de Motor

1,500,000US$

VALOR DE LA MAQUINA (V)

150,000 US$

Valor residual - termino de vida util (10%)

Precio Base de Depreciación

1,350,000 US$ 15,000 Vida Util Hrs (ve) 3.13 Años (N)

Tiempo de Depreciación

2 Guardias/día d /dí 8.00 Hrs efect./Gdia.

Horas de operación por año

4,800.00 Horas N+1

x V

Inversión Anual Promedio = 2N

Inversión Anual Promedio =

52

990,000.00US$

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27 MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Perforación Costo de Operación B B.-

COSTO DE POSESION US $/ Hr.

Precio Base Depreciacion

Depreciación por Hora = Tiempo Depreciacion (hrs) (N+1/2N) x V x i x N Costo Financiero = Vida Util Hrs Costo de Posesión por Hora

C.-

=

90.00

=

33.00

123.00

=

COSTOS DE OPERACIÓN Consumo Diesel

3.10

US$ / Galón

37.20

Consumo de aceite, grasas, filtros, etc. (% consumo combustible segun tabla)

1.44

Mantenimiento y Reparacion MR=%MR*(V/ve)

0.88

12.00

Gln/hr

US $/ Hr.

39.51

Costo de Operación por Hora

53

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MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Perforación Costo de Operación E

Mano de Obra directa (Salario+ Beneficios sociales + Bonos)

F

Accesorios

Barra broca tricono Costo Accesorios

G

54

COSTO TOTAL HORARIO

5.83

Vida Util

Precio

Hrs. Efect.

USD $

2000.00 200.00

15000 5000

US $/ Hr.

7.50 25.00 32.50

200.84

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28 MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Perforación Producción

55

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MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Perforación Costo Total de Máquina Cálculo del costo total de maquina Cálculo del costo total de maquina costo anual

Total de Maquinas

Precio puesto en Mina

1,500,000 3,000,000.00

Depreciación anual Interes y seguro Costo Posesión total

432,000.00 864,000.00 158,400.00 316,800.00 590,400.00 1,180,800.00

Salarios, beneficios sociales costo combustilbe

28,000.00 178,560.00

costo lubricantes mantenimiento Costo operacional total barras brocas Shank costo aceros total

56

costo V.U de 2 perforadoras

1,350,000.00 495,000.00 1,845,000.00

2,700,000.00 990,000.00 3,690,000.00

56,000.00 357,120.00

87,500.00 558,000.00

175,000.00 1,116,000.00

6,891.79 4,200.00 217,651.79

13,783.58 8,400.00 435,303.58

21,536.84 13,125.00 680,161.84

43,073.68 26,250.00 1,360,323.68

36,000.00 120,000.00 0.00 156,000.00

72,000.00 240,000.00 0.00 312,000.00

112,500.00 375,000.00 0.00 487,500.00

225,000.00 750,000.00 0.00 975,000.00

150,000

300,000.00

964,051.79 1,928,103.58

2,862,661.84

5,725,323.68

(Valor de rescate) Costo Total

costo toda la vida util

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29 MINE TO MILL Rendimientos y Costos ‐ Perforación Rendimientos DATOS: Altura de Banco

15.00 metros.

Sub Barrenacion

1.50 metros.

Ciclo total de perforación: Días de trabajo al mes

20.00 minutos. 25.00 Días

Número de guardias

2.00

Horario de Trabajo:

12.00 Horas.

Tiempo efectivo de Trabajo: Tiempo efectivo de Trabajo:

8.00 Horas. 480.00 minutos.

Espaciamiento de taladros (Mineral):

5.80 metros.

Burden (Mineral) Espaciamiento de taladros (Desmonte):

5.00 metros. 6.90 metros.

Burden (Desmonte) Densidad de Mineral

6.00 metros. 3 2.50 TM/m

Densidad de Desmonte

3 2.40 TM/m

Ajuste por área de perforación

57

95.00 %

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MINE TO MILL Rendimientos y Costos ‐ Perforación Rendimientos p efectivo de Trabajo j / Ciclo total de p perforación)) N° de Tal. Perf. Teorica / D í a = ((Tiempo N° de Tal. Perf. Teorico / Dia= N° de Tal. Perf. Real / Dia =

24 23

Tal / Día Tal / Día

N° de Tal. Perf. Real / Hora =

2.9

Tal. / Hora

m3 Rota / Tal =(Burden * Espaciam ) * ( Long. de Perf. ) TM Rota / Tal =(Burden * Espaciam ) * ( Long. de Perf. ) * ( Densidad de material ) m3 TM Mineral Roto / Tal 435.00 1087.50 Desmonte Roto / Tal 621.00 1490.40 Rend. Perforadora ( Mineral ) Rend. Perforadora ( Desmonte )

Rendimiento

TM/Hr.

1239.75 1769.85

Costo Horario

$/Hr.

$/TM.

Producción

programada

Costo Unitario Mineral

3099.38

200.84

0.06480

4,050,000.00

Costo Unitario Desmonte

4247.64

200.84

0.04728

4,482,820.00

TOTAL MATERIAL

58

Costo unitario

3099.38 4247.64

8,532,820.00

costo Total $ 262,441.68 211,960.78 474,402.47

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30 MINE TO MILL Rendimientos y Costos ‐ Perforación Rendimientos Taladros

volumen/

taladro

/hora

Producción

Taladros

programada

necesarios


2.9

1,087.50

4,050,000.00

3,724.14


2.9

1,490.40

4,482,820.00

3,007.80

TOTAL MATERIAL

8,532,820.00

6,731.93

dias necesarios

163 132 295

Podemos decir que este es un costo tradicional de una mina que fue optimizada, donde se hicieron los siguientes cambios:  Se cambio de equipo de perforación de una Rock Drill (orugas) a DM, el costo de adquisición se incremento de US$ 0.6 MM a 1.5 MM  Se incremento la altura de banco de 12 a 15 mts  El diámetro de perforación de 4 a 6.75  La malla de perforación de: 3,4 x 3,9 a 5 x 5,8 mts (mineral)  Estamos considerando solo los cambios mas significativos

59

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MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Perforación Cuadro Comparativo Perforadora DM

Perforadora RD Variación

Costo Horario

costo

costo

porecentual

Rendimiento TM/Hr.

$/Hr.

untitario

TM/Hr.

$/Hr.

untitario

(DM/RD)


3099.38

200.84

0.0648004

906.98

95.50

0.105291

62%


4247.64

200.84

0.0472829

906.98

95.50

0.105291

123%

PROMEDIO

93%

Producción programada

60

Rendimiento Costo Horario

Perforadora DM RD costo Total $

costo Total $

4,050,000.00 4,482,820.00

262,441.68 211,960.78

426,427.50 471,999.44

8,532,820.00

474,402.47

898,426.94

Variación porecentual (DM/RD)

62% 123% 93%

De todo el análisis podemos concluir que: A pesar de que el costo de máquina se incrementa por la mayor inversión, la productividad también aumenta con los nuevos parámetros á d diseño, de di ñ lo l cual da como resultado un menor costo total de perforación.

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31 MINE TO MILL Rendimientos y Costos ‐ Voladura Para el costo de Voladura vamos a considerar los siguientes ítems:  Los parámetros de diseño y rendimientos utilizados para el costo de perforación.  Costos de agentes y accesorios de voladura para taladros secos e inundados.  Equipos para el carguío de explosivo en los taladros.  Costo de Supervisión y mano de obra.  Para la optimización vamos a incidir en los siguientes parámetros: • Utilizar Utili un explosivo l i mas potente t t para la l rotura t d mineral. de i l • Empleo de detonadores electrónicos. • Mecanización del tapado de taladros (steming)  Objetivo: Optimizar la Fragmentación

61

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MINE TO MILL Rendimientos y Costos ‐ Voladura Diseño

Variables de diseño

Cambio de explosivo para mineral (ore)

waste

ore

Altura banco (m) Factor de roca Factor de roca X50 (cm) SBR

H

15.0

15.0

F

55.55 30 1.15

5.5 40 1.15

Potencia en peso (%)

E

Densidad exp (gr/cc)

de

113 1.2

0.80

Diám. hoyo (pulg)

Dh

6.75

6.75

Taco Densidad roca (gr/cc) Error perforación (m)

T

6.4

dr w

2.5 0.1

5.9 2.4 0.1

Burden (m)

B

6.0

6.0

Espaciamiento (m)

S

6.9

6.9

Pasadura (m)

J

18 1.8

15 1.5

41.40 92.40 2.50

41.40 90.30

27.70

100

Cálculos

Datos técnicos Area m2

Ton/m Razón de esbeltez (H/B) kg/m kg/hoyo Factor de carga (gr/ton) Razón carga (%) ((H‐T)/H) Coef. uniformidad

62

fc n

2.50

288.10

18.50 195.80

186.00

131.00

57.33

60.67

1.00

1.06

 Para mejorar la fragmentación en el mineral, podemos aumentar la densidad del explosivo; esto está en concordancia con tratar de igualar las impedancias para mejorar la fragmentación.  Se elige una combinación ANFO (70%) y emulsión (30%), cuya densidad es 1.2 gr/cc y la potencia relativa en peso 113%.  Debemos considerar también que, al aumentar la potencia del explosivo, se debe aumentar la contención en el taladro (taco), en este caso, se incrementó a 6,4 m.  Una de las variables que tienen mayor impacto en la voladura es el taco, cuya función es contener la energía liberada para que sea esparcida por el burden e impacta directamente en la fragmentación; en caso extremo, se liberará toda la energía (soplado), y la roca no podrá fragmentarse.

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32 MINE TO MILL Rendimientos y Costos ‐ Voladura kg explosivo/taladro

Ore Waste Inundados

288.10 195.80 195.80

Total kg explosivo

Ore Waste Inundados

Ore Waste Inundados

63

NA (kg)

FO (gln) Emulsión (kg)

3.94 3.82 1.53

FO (kg) FO (gln) Emulsión (kg)

526,095.65 395,758.65 322,845.63 1,244,699.94

346,170.94 22,096.02 7,185.70 157,828.70 372,013.13 23,745.52 7,722.12 121,389.96 7,748.30 2,519.77 193,707.38 839,574.03 53,589.83 17,427.59 351,536.08

Total TM explosivo

NA (TM) FO (TM) FO (gln) Emulsión (TM) 346.17 22.10 7,185.70 157.83 372.01 23.75 7,722.12 7.75 2,519.77 121.39 193.71 839.57 53.59 17,427.59 351.54 610.00 3.10 676.00 $54,025.52 $237,638.39 $512,140.16

526.10 395.76 322.85 1,244.70

costo $/TM costo $

NA (kg) FO (kg) 189.57 12.10 184.05 11.75 73.62 4.70

$803,804.07

Cambio de explosivo para mineral (ore):  Análisis de la relación de esbeltez (H/B): E importante Es i t t verificar ifi esta t relación. l ió En E este caso, se ve que ha disminuido a 2.5, sin embargo, no es crítica.  Coeficiente de uniformidad: Ha mejorado, lo cual demuestra que están bien relacionadas las variables geométricas, del explosivo y geológicas. Por consiguiente:  Se ha incrementado el consumo de explosivo por taladro en ore.  Disminuye el número de taladros (ampliar malla).  Se reduce el costo de explosivo en 5%, a pesar de usar explosivos más caros (emulsión).

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MINE TO MILL Rendimientos y Costos ‐ Voladura DATOS Altura de banco S b Subarrenación ió

1 80 m 1.80

Ciclo total de perforación

20.00 min

Días de trabajo al mes

25.00 días

Número de guardias Horario de trabajo

2.00 12.00 h

Tiempo efectivo de trabajo

8.00 h

Tiempo efectivo de trabajo

480.00 min

Espaciamiento de taladros (mineral)

6.90 m

Burden (mineral) Espaciamiento de taladros (desmonte)

6.00 6 00 m 6.90 m

Burden (desmonte) Densidad de mineral

6.00 m 3 2.50 TM/m

Densidad de desmonte

3 2.50 TM/m

Ajuste por área de perforación

64

15.00 m

95.00 %

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33 MINE TO MILL Rendimientos y Costos ‐ Voladura Nº de Taladros Perforados (teórico) / día = Tiempo Efectivo de Trabajo / Ciclo Total de Perforación Nº de Taladros Perforados (teórico) /dia Nº de Taladros Perforados (real) /dia Nº de Taladros Perforados (real) /hora

= = =

24 Tal / Día 23 Tal / Día 2,9 Tal / Hora

m3 Roto / Tal = Burden x Espaciamiento x Longitud de perforacion Tm Roto / Tal = Burden x Espaciamiento x Longitud de perforacion x Densidad del Material Mineral Roto / Taladro Desmonte Roto / Taladro Rendimiento Perforadora (Mineral) Rendimiento Perforadora (Desmonte)

DERSCRIPCION

m3 621,00 621,00 1769,85 1769,85

Tm 1552,50 1552,50 4424,63 4424,63

Rendimiento Costo Horario Costo Unitario Producción Costo Total Tm / Hr US& / Hr US$ / Tm Programada US$

Costo Unitario de Mineral Costo Unitario Desmonte TOTAL

65

= = = =

4424,63

200,84

0,0454

4.050.000,00

183.835,03

4424,63

200,84

0,0454

4.482.820,00

203.481,32

8.532.820,00 387.316,36

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MINE TO MILL Rendimientos y Costos ‐ Voladura Control de Variables  El diseño de la secuencia de salida es determinante en la fragmentación, fragmentación pues determina el uso más eficiente de la energía entregada por el explosivo.  Para obtener una fragmentación homogénea y del tamaño medio requerido (X50), es necesario que en el proceso de voladura los taladros detonen uno a uno, de esta manera, es posible que el anterior cree la cara libre necesaria para la siguiente detonación.  Esto solo se consigue dando un tiempo a cada taladro para su detonación. El cálculo del tiempo preciso está en función a varios factores y generalmente se h hace por medio di de d un software ft que puede d simular i l la l voladura. l d  El problema de los detonadores pirotécnicos (tipo Nonel) es que tienen una variabilidad entre el tiempo nominal y el real; esto provoca que en la malla se acoplen (detonen simultáneamente) los taladros y, por tanto, puedan existir problemas de fragmentación.  Solución: Detonadores Electrónicos 66

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34 MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Voladura ‐ Simulación DATOS DE MALLA DATOS DE MALLA

DATOS DE CEBO

67

DATOS DE CARGA EXPLOSIVA DATOS DE CARGA EXPLOSIVA

DATOS DE TACO (STEMMING)

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MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Voladura ‐ Simulación TIEMPOS NOMINALES DE RETARDOS EN FILAS Y COLUMNAS

TIEMPOS DE SALIDA NOMINAL

68

SIMULACION DE DETONACION

NUMERO DE TALADROS QUE NUMERO DE TALADROS QUE SE ACOPLAN

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35 MINE TO MILL Rendimientos y Costos ‐ Voladura  Los detonadores electrónicos tienen un chip,

con el que se puede simular la voladura, determinar y programar los tiempos de cada taladro. Los tiempos de detonación serán precisos aprovechando al máximo la energía.  Costos Características Booster Detonador electrónico + Cable conexión

1 libra

Total

Unidades nominales

Unidades reales

5,496

5,771

3.58 20,660.14

6,732

7,405

26.40 195,497.28

13 176 13,176

216,157.42

r

Precio $/und.

Total $

 Para esto, se utiliza un software que, mediante análisis fotográfico, determina la curva

de distribución granulométrica de la pila volada.  Esta pila volada es comparada con un objeto de dimensión conocida (punto negro).  Los resultados se comparan para determinar si se está mejorando la fragmentación.

69

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MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Voladura Control de Variables  Para esto, se utiliza un software que, mediante análisis fotográfico, determina la curva de distribución granulométrica de la pila volada.  Esta pila volada es comparada con un objeto de dimensión conocida (punto negro).  Los resultados se comparan para determinar si se está mejorando la fragmentación.  Bco. 26, retardo tipo Nonel, fragmento medio 16cm – 90% hasta 50cm  Bco. 25, electrónicos fragmento medio 6cm – 100% hasta 30cm 70

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36 MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Voladura

Costo total de perforación y voladura $ 387,318.32 Costo perforación Costo voladura 1,848,999.73 Subtotal

$/TM 0.045 0.217

2,236,318.05

0.262 0.000

Costo perf. y vol. secundaria Total

71

0.262

2,236,318.05

Considerandos  La mecanización de tapado de taladros aumenta la velocidad de esta operación y disminuye la cantidad de personal necesario en la voladura.  Utilizando los detonadores electrónicos se logra el objetivo de tener una fragmentación de 30 j es característica cm. Este objetivo de cada operación minera (mina) y debe ser determinada mediante modelamientos y simulaciones hasta el proceso de chancado y molienda

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MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Voladura Factores Perforación

Decisión 1 Decisión 2 474,402.47 387,318.32

Beneficio 87,084.15 41 722 93 41,722.93

E l i Explosivos

845 527 00 845,527.00

803 804 07 803,804.07

Accesorios

58,717.79

216,157.42

Camión fábrica

479,602.78

479,602.78

Mecanización MO

266,471.91

83,941.87 169,573.03

95,920.56

95,920.56

418,108.18

0.00

418,108.18

2,638,750.69 2,236,318.05

643,814.14

Asistencia técnica Perf. y volad. secundaria

Costo/beneficio

Costo

157,439.63 83,941.87 96,898.88

241,381.50

2.67 Beneficio monetario y porcentual $

$/TM

costo optimizados

2,236,318.05

0.262

costo antes optimización

2,638,750.86

0.309

‐402,432.81

18%

diferencia

72

Conclusiones La cuantificación de las actividades en costo/beneficio ayuda a estimar el impacto financiero de una decisión. Las decisiones en base al costo/beneficio no son la única guía; existen factores no cuantificables que también influyen en una decisión.

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37 MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Carguío Para estimar el costo de carguío necesitamos seguir la siguiente secuencia: Planeamiento de Minado •Diseño de tajo (Consideraciones geométricas) •Estimado de Producción

Criterios técnicos •Tipo de equipo •Factor de compatibilidad (Mach point) •Factor de compatibilidad (Mach point)

Consideraciones Económicas •Gastos de Capital (CAPEX) •Costos Operativos (OPEX)

73

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MINE TO MILL Rendimientos y Costos ‐ Carguío De acuerdo a los requerimientos de producción se evaluó la alternativa de Palas vs Cargadores Frontales: Palas Costo Capital Costo Posesión Costo Operativo Costo Accesorios total

CF

30,000,000 64,800,000 53,909,000 29,200,000

24,000,000 37,440,000 61,704,000 33,093,333

177,909,000

156,237,333

 Si bien los costos de capital y posesión son mayores en las palas el costo de

operación es menor.  La decisión de económica es por las palas ya que los costos de capital y

posesión son recuperables, entonces el criterio es tener menores costos de operación. 74

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38 MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Carguío Costos de Carguío C.-

Palas A.‐

COSTOS DE OPERACION Consumo Electricidad

DATOS

1,850.00

US $/ Hr.

Kw

0.03

27.75

Consumo de aceite, grasas, filtros, etc.

Tasa Interes efectiva anual (TEA)

12.00%

Maquina

P&H 2300 XPC

51.37


134.62 50.00

Costo de Operación por Hora

Potencia de Motor

15,000,000 US$ 1,500,000 US$ 13,500,000 US$ 146,000 Vida Util Hrs (ve)

VALOR DE LA MAQUINA ( V) Valor residual - termino de vida util (10%)

Precio Base de Depreciación Tiempo de Depreciación

E


F

Accesorios

G

(N+1)/2N

x V 7,875,000.00 US$

COSTO DE POSESION US $/ Hr.

75

=

US $/ Hr.

10000

100.00


=

92.47

(N+1/2N) x V x i x N Vida Util Hrs

=

129.45

Costo de Posesión por Hora

=

221.92

Tiempo Depreciacion (hrs)

100.00

506.54

COSTO TOTAL HORARIO

 El costo unitario de operación es de


Costo Financiero

USD $

100.00

Costo Accesorios

Guardias/día Hrs efect./Gdia. 7,300.00 Horas


Depreciación por Hora =

Precio

Hrs. Efect.

20.00 Años (N) 2


Vida Util

reparaciones , cuchara, cables

10.00

B.-

55.50

$ Kw/hr

506.54 506 54 $/hr. $/hr  Con este costo se puede calcular el costo unitario de producción en $/TM.  Previo a esto calculamos los rendimientos de carguío con pala.

II. Mine to mill

MINE TO MILL Rendimientos y Costos ‐ Carguío Rend. Eq. Carguío =( ( 60 x Cc x E x F x H x A ) x ( 1 ‐ % Esponj. ) / Tc ) x ( Dens. Mat. ) Donde :

Rend. Eq. Carguío Cc E F H Tc % Esponj. A

= = = = = = = =

Dens Mat = Dens. Mat.

Rendimiento de equipo de carguío, ( TM / Hora ) Capacidad de la cuchara Factor de Utilizacion (Tanto por uno) Factor de Llenado (Tanto por uno) Factor de corrección por la altura de la pila de material. Ciclo de un cuchareo ( minutos) Porcentaje de Esponjamiento Factor de corrección por el angulo de giro, para la pala es 1.1 Densidad del material Densidad del material

Costo Producción Unitario =

Costo Horario Máquina Producción Horaria

Palas Mineral 18.53

m3

Cc

20.63

E

0.83

%

E

0.83

%

F H

0.80 1.00

%

F H

0.85 1.00

%

m3

A

1.10

A

1.10

% Esponj.

0.83

%

% Esponj.

0.78

%

Dens. Min. Dens.Desm.

2.50 0.00

TM / m 3

Dens. Min. Dens.Desm.

0.00 2.70

TM / m3

24.00

Segundos

30.00

Segundos

0.40

Minutos

0.50

Minutos

Tc

TM / m

3

Tc

TM / m

3

RENDIMIENTO DE LA PALA

Costo Unitario Mineral = 506.54 / 862.80 = 0.587 US$ / TM

Rend. (Mineral)

Costo Unitario Desmonte = 506.54 / 1141.20 = 0.444 US$ / TM

Rend. (Desmonte) =

76

Pala Desmonte

Cc

=

862.8 TM / Hora 1141.2 TM / Hora

II. Mine to mill


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39 MINE TO MILL Rendimientos y Costos ‐ Carguío Optimizaciones:

Apareamiento de las capacidades de pala hidráulica / camión Capacidad nominal de camión Tonelada métrica (tonelada americana)

154 172 186 218 231 290 327 363

(170) (190) (205) (240) (255) (320) (360) (400)

 Estandarización

e incremento de la capacidad de cucharón o balde (optimización de características técnicas).  Mejoramiento de la fragmentación en la pila volada (optimización operativa).

Capacidad pala 21m3 (28 yd3 ) 25m3 (33 yd3 ) 35m3 (46 yd3 ) 44m3 (57 yd3 ) 56m3 (73 yd3 ) 4 pasadas 4 pasadas 4-5 pasadas 5 pasadas 5-6 pasadas 7 pasadas

5 pasadas 5 pasadas 5-6 pasadas 6-7 pasadas 6-7 pasadas

3 pasadas d 3 pasadas 3 pasadas 4 pasadas 4 pasadas 5 pasadas

Apareamiento de las capacidades de pala eléctrica / camión Capacidad nominal de camión Tonelada métrica (tonelada americana)

154 172 186 218 231 290 327 363

(170) (190) (205) (240) (255) (320) (360) (400)

Capacidad pala 21m3 (28 yd3 ) 25m3 (33 yd3 ) 35m3 (46 yd3 ) 3-4 pasadas 3 pasadas 4 pasadas 3 pasadas 4-5 pasadas 3 pasadas 5 pasadas 3-4 pasadas 5-6 pasadas 4 pasadas 7 pasadas 5 pasadas 8 pasadas 5-6 pasadas 8 pasadas 6 pasadas

5 pasadas 5 pasadas 5-6 pasadas 6-7 pasadas 7 pasadas

44m3 (57 yd3 ) 2 pasadas 2-3 pasadas 3 pasadas 3 pasadas 3 pasadas 3-4 pasadas 4 pasadas 5 pasadas

56m3 (73 yd3 ) 2 pasadas 2 pasadas 2-3 pasadas 3 pasadas 3 pasadas 3-4 pasadas 4 pasadas

 En el resultado anterior se vio que el mineral requería un balde de 18.53 m3 y el

desmonte de 20.63 m3 , además, establecimos que los camiones tendrán una capacidad nominal de 150 TM.  Para optimizar esto incrementaremos la cuchara a 25 m3, esto con el mismo camión nos dará 4 pases para mineral y 4 para desmonte ( de acuerdo a la tabla). 77

II. Mine to mill

MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Carguío Optimización del Equipo Materiall

Pase anterior (minutos)

Tiemp o carga camión (min)

Pase nuevo (minutos )

Tiempo carga camión (min)

Mineral

0.40

2.00

0.40

1.60

Desmont e

0.50

2.50

0.50

2.00

Pala Mineral 25.00

m3

Cc

25.00

m3

E F

0.83 0.80

% %

E F

0.83 0.85

% %

H

1.00

H

1.00

A % Esponj.

1.10 0.83

Dens. Min.

2.50

Dens.Desm. Tc

Costo Producción Unitario =

Pala desmonte

Cc

% TM / m 3 TM / m

3

0.00 24.00

Segundos

0.40

Minutos

A % Esponj.

1.10 0.78

Dens. Min.

0.00

% TM / m 3

Dens.Desm.

2.70 30.00

Segundos

0.50

Minutos

Tc

TM / m 3

Costo horario Máquina RENDIMIENTO PALA

Producción Horaria R d (Mi Rend. (Mineral) l) Rend. (Desmonte)

= =

1164 1 TM / Hora 1164.1 H 1382.9 TM / Hora

Costo unitario mineral = 506.54 / 1164.1 = 0.435 $ / TM Costo unitario desmonte = 506.54 / 1382.9 = 0.366 $ / TM 78

II. Mine to mill


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40 MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Carguío  Si

mejoramos la fragmentación incrementamos el factor de esponjamiento y podemos lograr una pila más alta, los datos supuestos de esta mejora son: Pala Mineral 25.00 0.83 1.00

H A

1.00 1.10

% Esponj. Dens. Min.

0.85 2.50

% 3 TM / m

Dens.Desm.

0.00 24.00 0.40

m3 % %

Cc E F

25.00 0.83 0.95

H A

1.00 1.10

% Esponj. Dens. Min.

0.80 0.00

% 3 TM / m

TM / m

Dens.Desm.

Segundos Minutos

Tc

2.70 30.00 0.50

Segundos Minutos

3

Factor de esponjamiento

Factor de llenado

Mineral

0.40

2.50

0.85

1.00

Desmont e

0.50

2.70

0.80

0.95

Costo Horario Máquina Costo Producción Unitario =

Producción Horaria

3

TM / m

Costo Unitario Mineral = 506.54 / 1283.9 = 0.395 $ / TM Costo Unitario Desmonte = 506.54 / 1405.1 = 0.360 $ / TM

=

Rend. (Mineral) Rend. (Desmonte)

Densidad in situ (ton/m3)

m3 % %

RENDIMIENTO PALA

79

pase (minutos)

Pala desmonte

Cc E F

Tc

Material

1283.9 TM / Hora

=

1405.1 TM / Hora

II. Mine to mill

MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Carguío ‐ Análisis  Calculamos en costo total antes de la optimización y con las dos

máquinas a elegir: elegir CARGADOR FRONTAL: CT= Producción Total * costo unitario

PALAS CT= Producción Total * costo unitario

CT mineral = 100,000,000 TM * 0.615 $/TM= $ 61,600,000 CT desmonte= 150,000,000 TM * 0.465 $/TM=$ 69,750,000

CT mineral = 100,000,000 TM * 0.587 $/TM= $58,700,000 CT desmonte= 150,000,000 TM * 0.444 $/TM= $66,600,000

Costo total de carguío = $ 131,350,000

Costo total de carguío = $ 125,300,000



Calculamos el costo total después de la optimización técnica y de la optimización operativa.

CT mineral = 100,000,000 TM * 0.395 $/TM = $39,500,000 CT desmonte= 150,000,000 TM * 0.360 $/TM = $54,000,000 Costo total de carguío = $ 93,500,000

80

II. Mine to mill


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41 MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Transporte

81

II. Mine to mill

MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Transporte Camiones ‐ Productividad Máxima:

Cv = capacidad tolva Rv= retrasos variables Tc= ciclo transporte densidad 82

II. Mine to mill


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42 MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Transporte Camiones ‐ Tiempo de carga camión:

= # pases

(Cc * Fll * % esponjamiento * densidad * Tc pala) tiempo carga = Pase * Tc pala

Cv = capacidad tolva Cc= capacidad cuchara Fll = Factor de llenado Tc= ciclo 83

II. Mine to mill

MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Transporte Factor de Compatibilidad (fc)

n.T fc = N.p.t N = nro. Total de cucharones o baldes n = total unidades de carga n = total unidades de carga p = número de pases para llenar el camión t = ciclo del cucharón o balde T = ciclo del camión

84

II. Mine to mill


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43 MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Transporte Para estimar el costo de transporte necesitamos seguir la siguiente secuencia: Planeamiento de Minado •Distancias de los puntos de carguío a los destinos durante la vida del tajo •Estimado de Producción

Criterios técnicos •Tipo de equipo camión •Cantidad de camiones (Flota) •Factor de compatibilidad (Mach point) •Factor de compatibilidad (Mach point)

Consideraciones Económicas •Gastos de Capital (CAPEX) •Costo Operativos (OPEX)

85

II. Mine to mill

MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Transporte Continuamos con los datos anteriores.  El primer i paso es determinar d i l distancias las di i de d los l puntos de d carga en cada banco a superficie.  Luego la distancia a cada destino, en este caso a Planta (chancadora) y Botadero.  Finalmente calcular la distancia mientras el botadero vaya aumentando de niveles.  Las distancias calculadas durante toda la vida del Pit (estos resultados son producto de la simulación de los tajos que planeamiento realiza con software) se ven en el siguiente cuadro: 86

II. Mine to mill


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44 MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Transporte Niveles

11

Distancia a superficie (m) (en rampa 10 %)

12

12

13

14

14

15

15

16

1156 1307 1307 1458 1609 1609 1760 1760 1912

Distancia a la planta (m) (superficie)

2063 2063 2063 2214 2214

500

2500

2500

2500

2500 2500 2500 2500 2500 2500 2500 2500 2500 2500 2500

Distancia a la botadero (m) (rampa - botadero 10%)

0

0

0

154

500

18

500

154

500

18

500

0

500

17

500

0

500

17

Distancia a la botadero (m) (superficie)

0

500

17

154

500

154

500

308

500

308

500

308

500

308

Con esta data se calcula el ciclo del camión para cada ruta, para realizar esto, consideramos los siguientes supuestos: Ida (camión cargado)  Velocidad del camión en la rampa (10% de gradiente) 10 km/hr.  Velocidad del camión en camino plano 40 km/hr. Vuelta (camión vacío)  Velocidad del camión en la rampa (10% de gradiente) 40 km/hr.  Velocidad del camión en camino plano 50 km/hr. 87

II. Mine to mill

MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Transporte

 Para determinar el ciclo corregido por resistencia a la rodadura se debe aplicar el perfil de cada ruta, es decir el perfil en cada año de operación.  Normalmente este cálculo se hace en el software del fabricante, en este caso usaremos el software Caterpillar 2000™ • Ciclo de mineral es = 14.80 minutos • Ciclo de desmonte = 24.80 minutos 88

II. Mine to mill


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45 MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Transporte RENDIMIENTO DE LOS EQUIPOS DE TRANSPORTE :

Mineral

La formula para hallar el rendimiento del Volquete es :

Rend. Volquete = (( 60 x Cv x E x F.LL. x DM) x ( 1 - % Increm Volumnen. ) / Tc ) x ( Dens. Mat.) Donde : Rend. Volquete Cv E F ?V Tc DM Dens. Mat.

= = = = = = = =

Rendimiento de Volquete ( TM / Hora ) Capacidad de Tolva Factor de Eficiencia (Tanto por uno) Factor de Llenado (Tanto por uno) % incremento volumen Tiempo del Ciclo Disponibilidad mecánica Densidad del material

Prod. Dia en base al rendimiento horario de palas

23,282.00 27,658.00 50,940.00

mineral desmonte total material

89

Desmonte

Cv

100

m3

Cv

100

m3

E

0.83

%

E

0.83

%

F.LL: % Esponj.

80% 17%

% %

F. LL. % Esponj.

0.85 22%

% %

88%

disp Mec

88%

disp mec

Dens. Min.

2.5

Dens. Desm.

2.7

Tc

14.80

Tc

24.80

Minutos

Rend. Volquete (Mineral)

=

493.3

TM / Hora

Rend. Volquete (Desmonte)

=

317.5

TM / Hora

Minutos

 Redondeando necesitamos 7 camiones # camiones

2.36 4.36 6.72

para cumplir con el plan de producción.

 Ajustar usando la fórmula del match

factor y corrigiendo en por los factores de productividad.

II. Mine to mill

MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Transporte La fórmula del Match Factor es:

fc =

fc =

n.T n T N.p.t

1*14.8 = 2.31

4*4*0.4

Debemos tener 2.31 camiones sin embargo debemos ajustar por los factores de eficiencia. Factor de llenado 80%

= 2.31/0.80 = 2.89

En nuestro caso para mineral Disponibilidad mecánica 88% = 2.89/0.88 = 3.28 N = 4 cucharones de 25m3 (camión de 100m3) Redondeando necesitamos 3 camiones en mineral. n= consideramos 1 pala por material p = 4 pases 1*24.8 = 3.10 fc = t = 0.4 minutos 4*4*0.5 T = 14.8 minutos T 14.8 minutos Debemos tener 3.10 camiones sin embargo En nuestro caso para desmonte debemos ajustar por los factores de eficiencia. N = 4 cucharones de 25m3 (camión de 100m3) Factor de llenado 85% = 2.31/0.85 = 3.65 n= consideramos 1 pala por material Disponibilidad mecánica 0.88% = 3.65/0.88 = 4.14 p = 4 pases t = 0.5 minutos Redondeando necesitamos 4 camiones en desmonte. T = 24.8 minutos 90

II. Mine to mill


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46 MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Transporte  Debemos ajustar la producción por el ratio D/M, esto porque si no se cumple el ratio no se puede minar adecuadamente el yacimiento.  Para cumplir con este ratio ajustaremos la producción por hora de las palas así: Mineral 1000 TM/hr. * 20 hrs = 20,000 TM/día Desmonte 1500 TM/hr. *20 hrs = 30,000 TM/día años

18,250,000.00

total 182,500,000.00

10 al 15 13,500,000.00

67,500,000.00

producción año

1 al 10

250,000,000.00

# camiones 2 5 7

91

hora 1000.0 1500.0 2500.0

Producción Numero de años dia año # camiones 20,000 7,300,000.00 14 2 30,000 10,950,000.00 14 4 50,000 18,250,000.00 5

Producción Numero de

hora 750 1125 1875

dia 15000 22500 37500

año 5,475,000.00 8,212,500.00 13,687,500.00

años 5 5

II. Mine to mill

MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Transporte Como nosotros elegimos una Pala 2300 el camión ideal deberá ser uno de 180 TM. camiones A.‐

DATOS Tasa Interes efectiva anual (TEA)

12.00%

Maquina Potencia de Motor

CAT 789 D

VALOR DE LA MAQUINA (V) Valor residual - termino de vida util (10%)

2,100,000 US$

Precio Base de Depreciación

210,000 US$ 1,890,000 US$

73,000 Vida Util Hrs (ve) Tiempo de Depreciación

10.00 Años (N) 2 Guardias/día 10.00 Hrs efect./Gdia.


COSTOS OPERATIVOS

7,300.00 Horas


Inversión Anual Promedio = B.-

(N+1)/2N x V 1 155 000 00 US$ 1,155,000.00

Costo Unitario A l Anual

COSTO DE POSESION US $


Costo Financiero

92

=

Precio Base Depreciacion Tiempo Depreciacion

=

(N+1/2N) x V x i x N Vida Util

=

Costo de Posesión por Hora

=

189,000.00

138,600.00

327,600.00

Numero de Camiones Salarios, beneficios sociales costo combustilbe costo lubricantes mantenimiento Costo operacional total reparaciones accesorios Llantas costo total reparaciones

costos por una Costo Total de las máquina por su vida q p maquinas por su vida q p (camión 10 años) Util mina

Total de Maquinas M i 12

219,000 459,900 229,950 105,000 1,013,850

2,628,000 5,518,800 2,759,400 1,260,000 12,166,200

2,190,000 4,599,000 2,299,500 1,050,000 10,138,500

26,280,000 55,188,000 27,594,000 12,600,000 121,662,000

0 60,833 60,833

0 730,000 730,000

0 608,333 608,333

0 7,300,000 7,300,000

II. Mine to mill


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47 MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Transporte Cálculo del costo total de Camión Costo Unitario Anual

costos por una máquina por su vida (camión 10 años)

Total de Maquinas

Costo Total de las maquinas por su vida Util mina

Numero de Camiones Precio puesto en Mina

2,100,000

Depreciación anual Interes y seguro Costo Posesión total

189,000 138,600 327,600

2,268,000 1,663,200 3,931,200

1,890,000 1,386,000 3,276,000

22,680,000 16,632,000 39,312,000

219,000 459,900 229,950 105,000 1,013,850

2,628,000 5,518,800 2,759,400 1,260,000 12,166,200

2,190,000 4,599,000 2,299,500 1,050,000 10,138,500

26,280,000 55,188,000 27,594,000 12,600,000 121,662,000

0 60,833 60,833

0 730,000 730,000

0 608,333 608,333

0 7,300,000 7,300,000

1,402,283

16,827,400

Salarios, beneficios sociales costo combustilbe costo lubricantes mantenimiento Costo operacional total reparaciones accesorios Llantas costo total reparaciones Costo Total

Calculo de Vida Económica del Equipo (Ve).

12 25,200,000

14,022,833

Ve = horas efectivas año x vida útil h f ñ d ú l calculada Ve (Camión)= 7300 hr./año * 10 años = Ve (Camión)= 73,000 hrs.

168,274,000

camiones

C.-

A.‐

COSTOS DE OPERACIÓN

US $/ Hr.

DATOS Tasa Interes efectiva anual (TEA)

12.00%

Maquina

CAT 789 D

Consumo Diesel

Potencia de Motor

2,100,000 US$

VALOR DE LA MAQUINA ( V ) Valor residual - termino de vida util (10%)

210,000 US$

Precio Base de Depreciación p

1,890,000 , , US$ $ 10.00 Años (N) 2 Guardias/día 10.00 Hrs efect./Gdia. 7,300.00 Horas


Gln/hr

31.50


14.38

E


F

Accesorios

(N+1)/2N x V 1,155,000.00 US$

Inversión Anual Promedio = COSTO DE POSESIÓN

llantas

US $/ Hr.


Costo Financiero

=


=

Tiempo Depreciacion (hrs) (N+1/2N) x V x i x N

=

Vida Util Hrs Costo de Posesión por Hora

93

=

63.00

$/gln

Consumo de aceite, grasas, filtros, etc. (% consumo combustible segun tabla)


B.-

3.50

C t d Costo de O Operación ió por Hora H

73,000 Vida Util Hrs (ve) Tiempo de Depreciación

18.00

Vida Util

Precio

Hrs. Efect.

USD $

6000.00

108.88 108 88 30.00 US $/ Hr.

50000

8.33

25.89

Costo Accesorios

18.99

G

8.33

192.09

COSTO TOTAL HORARIO

44.88

II. Mine to mill

MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Transporte RENDIMIENTO DE LOS EQUIPOS DE TRANSPORTE

MINERAL La formula para hallar el rendimiento del Volquete es:

RV = ((60 x CV x E x FLL x DM x S F / TC) x (DE) Donde: RV = Rendimiento de Volquete (Tm / Hora) 3 CV = Capacidad de Tolva (m ) E = Factor de Eficiencia FLL = Factor de Llenado S F = Esponjamiento (Swell Factor)

m

DESMONTE 3

100

m

0.83

%

%

0.85

%

0.83

%

SF

0.78

%

DM

0.88

%

DM

0.88

%

TC

14.8

TC

24.8

DE

2.5

Minutos 3 Tm / m

DE

2.7

Minutos 3 Tm / m

0.83

%

0.8

SF

100

Rendimiento Volquete Mineral = Rendimiento Volquete Desmonte =

TC = Tiempo de Ciclo DM = Disponibilidad Mecanica

3

CV E FLL

CV E FLL

491.5 Tm / Hora 316.3 Tm / Hora

DE = Densidad del Material

Costo unitario directo de producción en transporte con camiones Costo Horario Máquina Costo Producción Unitario = Costo Unitario Mineral

Producción Horaria

= 192.09 / 491.5 = 0.393 $/TM

Costo Unitario Desmonte = 192.09 / 316.3 = 0.607 $/TM 94

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48 MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Transporte Optimización del Transporte  La L optimización ti i ió del d l proceso de d transporte t t se puede d hacer h ajustando las variables de diseño (cálculo de la cantidad de unidades necesarias) o las variables de operación de las unidades de transporte.  La optimización de la fragmentación significa una mejora del esponjamiento.  Este análisis es continuo y será permanente durante toda la vida del pit.  Siempre existe la oportunidad de mejorar el costo operativo de transporte por lo que se hace necesario cumplir con el ciclo de optimización durante todo el proceso de minado. 95

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MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Transporte Optimización del Transporte  Optimización Operativa del Transporte Optimización Operativa del Transporte •

Mejorar el Ciclo de Transporte.  Mantenimiento de las vías: Las vías debe estar siempre libre de baches, rocas o material. una vía libre de obstáculos incrementa la productividad porque se puede lograr velocidades constantes.  Regado de Vías: el constante regado de vías elimina el polvo y por tanto mejora la visibilidad.  Si en el regado se aplican químicos especiales se puede lograr

un mejoramiento en la dureza de la superficie de rodamiento que disminuye la resistencia a la rodadura (RR), debido a que se disminuye el coeficiente específico de rodadura del camión. 96

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49 MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Transporte Optimización del Transporte  Optimización Operativa del Transporte Optimización Operativa del Transporte •

Mejorar el Ciclo de Transporte.  Selección y mantenimiento de Llantas:  Para asegurar el desempeño óptimo del transporte se debe

hacer una adecuada selección del neumático.  Los neumáticos deben seleccionarse en base a las condiciones de trabajo y a factores como tracción, abrasión, velocidad y capacidad de carga.  La presión de inflado, independiente de la utilización, es el factor que debe tener mayor atención. Con una presión de inflado inadecuada se puede derivar en problemas de seguridad, desgastes irregulares, capacidad de carga, montajes incorrectos, etc. 97

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MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Transporte Optimización del Transporte  Optimización Operativa del Transporte Optimización Operativa del Transporte • Mejorar el Ciclo de Transporte.

 Selección y mantenimiento de Llantas:  Una correcta presión de inflado desde el inicio de la operación de un neumático, y su control en el tiempo son los elementos más importantes que influyen en el rendimiento.  Por otra parte, parte el trabajo normal de los neumáticos genera temperatura, la que puede elevarse debido a condiciones de operación excepcionalmente exigentes, hasta generar daños irreparables a los neumáticos y/o condiciones inseguras para la operación. 98

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50 MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Transporte Optimización del Transporte  Optimización Operativa del Transporte Optimización Operativa del Transporte • Mejorar el Ciclo de Transporte.  Selección y mantenimiento de Llantas:  Dentro del mantenimiento se debe dar especial interés al control de presión de inflado de las llantas y de la temperatura, algunas marcas incluyen sensores y software para determinar estos paramentos durante la operación de los camiones.  Incrementar la velocidad en todos los tramos  De acuerdo al camión elegido tenemos los rendimientos y velocidades alcanzadas en: pendientes, bajadas y tramos horizontales. 99

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MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Transporte Optimización del Transporte  Optimización Operativa del Transporte Optimización Operativa del Transporte • Mejorar el Ciclo de Transporte.  Incrementar la velocidad en todos los tramos  Se revisa y simula la performance del camión seleccionado, como las curvas de diseño para poder verificar hasta cuanto podemos incrementar la velocidad en todos los recorridos que realizara el equipo, afinando las curvas y pendientes.  Determinar el mejor Mach Point (Factor Económico).  Incrementar la Utilización Efectiva de los Equipos  Mejorar la Disponibilidad Mecánica – Eléctrica de los Equipos.

100

II. Mine to mill


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51 MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Transporte Para este caso solo vamos considerar la fragmentación (esponjamiento) MINERAL CV

100

m

DESMONTE 3

3

CV

100

m %

E

0.83

%

E

0.83

FLL

0.8

%

FLL

0.85

%

SF

0.85

%

SF

0.8

%

DM

0.88

%

DM

0.88

%

TC DE

14.8

Minutos 3 Tm / m

TC DE

24.8

Minutos 3 Tm / m

2.5

2.7

Rendimiento Volquete Mineral = Rendimiento Volquete Desmonte =

503.4 Tm / Hora 324.4 Tm / Hora

Costo unitario directo de producción en transporte con camiones Costo Horario Máquina Costo Producción Unitario = Costo Unitario Mineral

Producción Horaria

= 192.09 / 503.4 = 0.381 $/TM

Costo Unitario Desmonte = 192.09 / 324.4 = 0.592 $/TM 101

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MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Transporte Calculamos en costo total antes de optimizar. CT= Producción Total x Costo Unitario CT mineral = 4,050,000 TM * 0.393 $/TM = $ 1,591,650 CT desmonte= 4,482,821 TM * 0.607 $/TM = $ 2,721,072 Costo Total de Transporte = $ 4,312,722.3 Calculamos en costo total después de optimizar. CT mineral = 4,050,000 TM * 0.381 $/TM = $ 1,543,050 CT desmonte= 4,482,821 TM * 0.592 $/TM = $ 2,653,830 Costo Total de Transporte = $ 4,196,880 102

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52 MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Chancado y Molienda Como práctica general, los ingenieros de voladura diseñan una voladura optima a fin de lograr forma y tamaño de la fragmentación básicamente para optimizar e incrementar la productividad delas palas y camiones. Esto es además de asegurar que los mismo disparos produzcan un impacto negativo mínimo sobre la dilución y de la integridad de las frentes y pisos adyacentes del Pit. Sin embargo, se reconoce ahora que los resultados de la Voladura se pueden hacer para satisfacer no sólo la excavación, el transporte y su control de leyes, sino también p para los requerimientos q de chancado y molienda. Se ha demostrado que tiene un impacto económico significativo y positivo sobre los procesos de operaciones de minado. Sin embargo, para lograrlo se requiere una aplicación disciplinada del concepto de "Mina to Mill". 103

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MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Chancado y Molienda Con respecto a la molienda, la capacidad y la eficiencia de los procesos de conminución están fuertemente influenciadas por la distribución de fragmentación ROM que a su vez estáá influido i fl id por la l voladura. l d [3 6, [3, 6 7, 7 9, 9 12, 12 14, 14 16]. 16] Ganancias G i de d rendimiento entre el 5 y el 15% se han registrado y confirmado en las operaciones con molinos SAG, por ejemplo: Highland Valley Copper (Canadá), Minera Alumbrera (Argentina) y Cadia (Newcrest Mining en Australia) a través de la implementación de los conceptos de "Mine to Mill". Actualmente este concepto han sido implementados en la Escondida (Chile), Porgera (Placer Dome en Papua Nueva Guinea), OK Tedi (BHP en Papua Nueva Guinea), se están registrando incremento de rendimientos similares. El incremento de rendimientos y un aumento de la disponibilidad mecánica de chancadoras y molino de bolas (sin molinos SAG) deberían ser alcanzados si la disciplina "Mine to Mill" se introduce y gestiona adecuadamente. Esto implica modificaciones a la minería actual, incorporando como requisitos su impacto en las operaciones de chancado y molienda.

104

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53 MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Chancado y Molienda Evaluación del Circuito de Chancado Con el fin de estimar el rendimiento y para modelar el circuito de chancado, un detallado estudio se llevó a cabo. Los tonelajes y consumo de energía de las chancadoras fueron monitoreados y muestras de diferentes flujos por tamaño fueron tomadas. La medición de las distribuciones de las muestras del circuito de chancando se realizó también utilizando el sistema SPLIT system. Las imágenes de los productos de circuito de chancado se obtuvieron utilizando p una cámara de vídeo. Las fotografías fueron tomadas del over de las zarandas vibratorias (Grizzly) y las imágenes fijas se utilizaron para el análisis de la distribución del tamaño usando el sistema SPLIT.

105

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MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Chancado y Molienda Evaluación del Circuito de Chancado ste over de las zarandas arandas y la distribución de las muestras de la Este alimentación a la chancadora primaria el tamaño de Las trituradoras de gran tamaño y primaria distribuciones de tamaño obtenidos a partir del SPLIT System se combinaron para estimar la distribución del tamaño del ROM (Run of mine ‐ mineral que no ha sido chancado o clasificado)

106

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54 MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Chancado y Molienda Técnicas de análisis de imagen, los utilizados por el SPLIT System permiten estimar la fragmentación con precisión razonable y con relativa facilidad. La distribución del tamaño del over del Grizzly se estimó a partir de fotografías fijas tomadas de los stockpile del over. Las imágenes de vídeo se utiliza para analizar los productos del circuito de chancado.

Se puede observar que la mayoría del over se encuentra en el rango 0,5 hasta 2 metros. Una proporción significativa del mineral (hasta el 20%) es mayor que 1,5 m. 107

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MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Chancado y Molienda Balance de Masa del Circuito de Chancado Con el fin de determinar los rendimientos de las chancadoras secundarias y terciarias y para comprobar b la l calidad l d d de d los l datos d tomados, d un procedimiento d d balance de b l d de masa fue se llevó a cabo. Se muestra el diagrama de flujo del balance de masa y un resumen de los resultados del balance de masas.

Stream

Throughput(t/h

P80 size (mm)

EXP

MB

EXP

MB

/

489.6

223.6

223.6

Primary crusher product

/

489.6

128.9

121.5

S Secondary d crusher h product d t

/

644 6 644.6

40 1 40.1

44 8 44.8 13.2

Primary crusher feed

Tertiary crusher product

/

445.7

13.7

Screen 0/S 1

/

644.6

99.4

105.6

Screen 0/S 2

/

445.7

21.5

21.1

Screen feed

1550

1580

48.3

52.2

Final crushing product

490

489.6

6.8

6.8

Note: EXP = experimental: MB = - mass balance

108

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55 MINE TO MILL Rendimientos y Costos U S $

US $

PERFORACION Y PERFORACION Y VOLADURA

GRADO DE FRAGMENTACION

US $

109

US $


US $

COSTOS TOTALES

GRUE SO

CARGUIO

TRANSPORTE


CHANCADO Y MOLIENDA

FINO



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MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Chancado y Molienda Optimización de la Voladura Se redefinieron los parámetros del diseño de malla, se incremento el factor de carga y se emplearon detonadores electrónicos con el objetivo de reducir la fragmentación del mineral, en la grafica se ven los resultados.

Las distribuciones proyectadas para el ROM de acuerdo al tamaño del material en base a la modificación del diseño de voladura muestran aumentos significativos en material de ‐20mm y sólo alrededor del 2% de material más grueso de 600 mm. Con este tipo de material en el stockpile ROM se mejoro la capacidad de tratamiento del circuito de chancado. 110

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56 MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Chancado y Molienda Se puede observar de la Tabla que con el fino del ROM y la actual configuración g del circuito de chancado el rendimiento aumenta a 522 t/h / en comparación con lo producido anteriormente, 490 t/h. La cantidad de material de 600 mm se reduciría significativamente que a su vez reduce el tiempo de utilización de la chancadora primaria incrementándose la disponibilidad de este equipo. P80 size (mm)

Throughput (t/h)

Stream ROM Grizzly O/S Primary crusher feed Primary crusher product Secondary crusher product Tertiary crusher product Screen O/S 1 Screen O/S 2 Screen feed Final crushing product

Current circuit 540 18.1 522 522 627 182 627 482 1631 522

Modified circuit 450 15.1 435 435 644 434 644 434 1512 435

Current circuit 307 753 292 128 35.7 10.6 120 24.9 50 7.6

Modified circuit 307 753 292 128 30.6 9.57 110 18.9 37.9 5.7

Note: current - current circuit, modified - modified circuit

111

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MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Chancado y Molienda El circuito de El circuito de molienda consta de molienda primaria y secundaria y utiliza molinos de bolas, tal como se muestra en la figura de balance de masa.

112

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57 MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Chancado y Molienda Feed

Finer

Current

Finer

Current

Secondary ball mill product

New Feed Solids mass flow (t/h)

353

370

602

628

% Solids

99

99

71

71

P80 (mm)

7.5

5.7

0.246

0.250

Primary ball mill product

Secondary Cyclone Feed

Solids mass flow (t/h)

639

646

955

% Solids

78

78

60

60

P80 (mm)

1.36

1.1

0.292

0.294

Solids mass flow (t/h)

639

646

602

% Solids

68

68

73

74

P80 (mm)

1.36

1.1

0.396

0.40

Slurry volume flow (m3/h)

286

276

353

% Solids

80

80

45

45

P80 (mm)

4.9

3.2

0.093

0.093

Primary Cyclone Feed

998

Secondary Cyclone U/F

Primary Cyclone U/F

629

Secondary Cyclone O/F 370

El molino de bolas primario opera con bolas de 71 mm y el molino de bolas secundario utiliza bolas de 45 mm. El circuito de molienda como se muestra en la tabla adjunta presenta un incremento del 4,8%. Por lo tanto, puede concluirse que los beneficios potenciales de una voladura más fina puede incrementar la capacidad del circuito de molienda, molienda así como también de una mayor disponibilidad del circuito de chancado.

Primary Cyclone O/F Solids mass flow (t/h)

113

353

% Solids

61

P80 (mm)

0.42

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MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Chancado y Molienda La eficiencia de la chancado y molienda se puede estimar utilizando la metodología basada en Bond. Donde se propone la siguiente ecuación modificada Bond, para el chancado. La formula de Bond asume que: Wi = 21 kWh/t F80 (mm)

P80 (mm)

500

450

125

350

500

125

25

700

500

25

7

Crusher Throughput power (th) (kW)

Crushing stage

Crusher type

CSS (mm)

Primary

Jaw C140

110‐ 120

70

Secondary

HP500

35‐38

Tertiary

HP500

12‐15

Wc  Where: Wc Wi P F A

A  10 10  Wi   P  P F is energy consumed in crushing (kWh/t) is Bond rod mill work index (kWh/t) is sieve size passing 80 % of the ore after crushing (m) is sieve size passing 80 % of the ore before crushing (m) is a empirical coefficient, dependant on the ore and the crusher properties

0.5

 13  P0  16000  for rod mills  Wi  0.5

Crusher

Product Crushing Cumulative 80 % energy crushing passing method 2 energy method size (mm) kWh/t 2 kWh/t

Crushing energy method 1 kWh/t

Cumulative crushing energy method 1 kWh/t

Primary

125

0.14

0.14

0.28

0.28

Secondary

25

0.7

0.84

0.73

1.01

Tertiary

7

1.4

2.24

1.18

2.20

114

 13  P0  4000  for ball mills  Wi  Rr  P/P1

Where: Rr size reduction ratio P0 optimum mill feed size (m) P actual mill feed size (m) P1 mill product size (m)

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58 MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Chancado y Molienda Revestimientos – el forro (1) y el revestimiento externo (2) (revestimiento cóncavo) de la estructura son las piezas de desgaste, usualmente denominadas revestimientos. Tamaño máximo de la alimentación ‐ 60 a 80% de la entrada de alimentación, dependiendo del tipo de revestimiento y del tipo de material a triturar.

Abertura (Entrada) de alimentación FO (3) ‐ la mayor distancia entre la parte superior de los revestimientos, medida cuando los revestimientos están en su posición más distante entre sí durante una vuelta completa del excéntrico. 115

Ajuste del Lado Cerrado ALC (3) ‐ es la menor distancia medida entre el forro y el revestimiento cóncavo (revestimientos de la estructura) durante un ciclo de giro. En inglés CSS (closed side setting). Este ajuste determina el tamaño del producto de salida.

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MINE TO MILL Rendimientos y Costos – Chancado y Molienda 18 17

Specific energy (kWh/t)

Predicted kWh/t 16 P1 = 0.8 mm

15

P1 = 0.6 mm P1 = 0.4 mm

14

P1 = 0.3 mm

Actual kWh/t

13 12

Actual crushing product 11 10 4

6

8

10

12

14

Crushing product size P (mm)

Consumo Total de Energía (chancado y molienda primaria) El grafico resultado de la toma de datos, muestra que el consumo de energía se reduce en 4% cuando se reduce el tamaño del producto del circuito de chancado de 7 a 6mm. Asimismo se incrementa el rendimiento del circuito de molienda en 4.8 % (de 350 a 370 t/h) 116

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59 MINE TO MILL Enfoque Mine to Mill Las operaciones de minería y procesamiento implica una serie de pasos, cada uno con su propio atributos y requisitos. Sin embargo, en algunos casos las condiciones necesarias para optimizar cualquiera de estas etapas puede ser contraproducente para la logro de optimización en otro. Por ejemplo, en solo la optimización de la voladura mediante la reducción de costos, puede hacer menos eficientes y costosos los procesos sub siguientes. Por consiguiente está justificada en el que las condiciones para cada etapa son variadas a fin de lograr optimización global. global Inicialmente, en el esquema de Mine to Mill (de la mina hasta la planta), los pasos críticos en el ciclo de minado y el procesamiento se identifican después de que se modelan.

117

II. Mine to mill

MINE TO MILL Enfoque Mine to Mill El control efectivo es entonces posible gracias a:  Caracterización de las propiedades adecuadas de mineral in situ  Modelamiento y simulación del rendimiento de cada operación p unitaria  Simulación de las condiciones para lograr un óptimo rendimiento en general  La implementación de una estrategia para lograr un rendimiento óptimo, y  El seguimiento y la medición de la mena y sus propiedades a lo largo de los diversos procesos. (ID,x,y,z)

DETECTOR

RECEPTOR

(ID,t)

Seguimiento de Material En algunos casos, donde el material se mezcla antes de que el concentrador o cuando no se cuenta con sistemas de monitoreo es necesario controlar el movimiento del material desde la mina a la planta concentradora. Para ello se puede emplear un sistema con el nombre de SmartTag.

DETECTOR

118

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60 MINE TO MILL Fundamentos del Concepto Mine to Mill Los fundamentos en los que se basa el concepto Mine to Mill son los siguientes:  Los explosivos son la energía más barata para arrancar y fragmentar la gran mayoría de las rocas y minerales. También es la manera más rápida para hacerlo.  Un pila roca fragmentada mejora las operaciones de carguío y transporte: se emplean menores tiempos de carguío (mejor uso de la cuchara de la excavadora o una pala, una penetración más rápida en la pila), pila) menores costos de operación (menores esfuerzos, por tanto menores consumos), un mejor aprovechamiento del transporte (camones mejor llenados) y menores costos de mantenimiento de maquinaria de ambas operaciones. 119

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MINE TO MILL Fundamentos del Concepto Mine to Mill  Un material más fragmentado en origen (mayor abundancia de

tamaños p pequeños) q ) conlleva a menores costos de chancado y molienda y otorga mayores flujos de horario, como es evidente al tener que realizar menos trabajo de conminución en la planta para un mismo tamaño final de producto.  Los bloques medianos de material fragmentado mediante explosivos tienen una resistencia estructural interna inferior a la de bloques de igual tamaño no arrancados por voladura (teoría de las microfracturas). Los menores requerimientos de energía para el chancado de material volado frente al no volado (disparado) se justifican por aplicación directa de la ley de mineralúrgica de Bond, la cual establece que existe una relación entre la energía requerida para romper un material y la superficie de fractura creada. Generando menores costo de operación y mantenimiento. 120

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61 MINE TO MILL Fundamentos del Concepto Mine to Mill Los estudios realizados sobre "Mine to Mill", no sólo están dirigidos a incrementar la capacidad p de p producción, p por ejemplo, j p las toneladas / hora en la que opera una chancadora, sino también se refleja en la reducción de la tensión mecánica de las máquinas involucradas en el proceso. Esto a la vez se traduce en una disminución de los costos de operación y mantenimiento. El carguío y transporte, ya sea con palas y camiones, con un material de tamaño más uniforme, es más barato y se logra optimizar la capacidad de carguío en la cuchara y en las tolvas de los camiones. El concepto de "Mine to Mill" se concentra en mejorar la voladura, con más carga de energía, energía como regla general, general a fin de lograr una reducción de los costes totales y / o incrementar el ritmo de producción. Este concepto esta vinculado a un conocimiento especializado de la voladura, la geología, los equipos y herramientas específicas de control y predicción de la fragmentación.

121

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MINE TO MILL Enfoque Tradicional vs Enfoque Mine to Mill El punto de vista tradicional, incluso en las grandes empresas con tradición minera es: Mina  Extraer las toneladas determinadas por el plan de minado  Reducir los costos desde el inicio de la operación en

perforación, voladura, carguío, transporte y voladura secundaria (rotura de la bolonería con explosivos o martillos hidráulicos).

Planta  Tratar las toneladas obtenidas en la mina: chancado, molienda y

clasificación, moler para obtener un mínimo costo de tratamiento cumpliendo con las metas de producción, normalmente se cuenta con una instalación saturada. 122

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62 MINE TO MILL Enfoque Tradicional vs Enfoque Mine to Mill  El objetivo de cada uno de los departamentos es minimizar

los costos al máximo, máximo en forma independiente, independiente sin tener en cuenta que entran en conflicto con el costo total alcanzado.  Pocas veces las pequeñas y grandes empresas siguen la filosofía de reducir los costes de perforación y voladura, y simultáneamente los costos de carguío y transporte.  Pocas veces se tiene la posibilidad de reducir el carguío de taladros y obtener una fragmentación adecuada con pequeños desplazamientos de la carga de material, el resultado de la voladura es decisiva para la optimización de los procesos siguientes.

123

II. Mine to mill

MINE TO MILL Incremento de Capacidades de Producción Una vez establecido el método de la voladura como el punto de partida fundamental para la reducción de costes de producción, debemos estudiar cómo ó optimizar las l operaciones de d voladura l d d una explotación de l ó o planta l determinada para ver reflejada dicha reducción de costes en su consumo eléctrico, producción horaria, y operaciones de carga, transporte y mantenimiento tanto de maquinaria como de planta. Para ello debemos de poner a la práctica conceptos de desarrollos tecnológicos de monitorización y análisis de voladuras integrando estas fases del trabajo en el resto de operaciones de toda explotación minera, cantera u obra p pública hasta llegar g al resultado final de su cadena p productiva. Para ello debemos realizar campañas de trabajo en campo, de tiempo variable según el terreno, hasta conseguir resultados significativos sobre distintos factores de su comportamiento y de la sensibilidad de la roca que lo forma en relación al explosivo a utilizar para así planificar de manera precisa las posteriores voladuras y los costes asociados a estas. 124

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63 MINE TO MILL Incremento de Capacidades de Producción Este proceso conlleva a: Geología, Perforación y Voladura  Definir la trayectoria Definir la trayectoria real de los barrenos y las prácticas de perforación.  Estudiar mediante perfilometría láser el banco real a volar (conociendo el perfil de cada barreno con precisión de milímetros), lo que permitirá diseñar la voladura adaptándola a cada uno de los barrenos. 125

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MINE TO MILL Incremento de Capacidades de Producción

Fotogrametría para el cálculo de curva de fragmentación. Esta tecnología permite calcular en tiempo real la distribución de tamaños, tanto en la pila de voladura como en el material resultante de los pasos por trituración, así como calibrar el comportamiento de la roca de una operación en particular, y predecir su fragmentación en base a los parámetros de diseño de la voladura. 126

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64 MINE TO MILL Incremento de Capacidades de Producción  Analizar mediante

cámaras de alta velocidad el proceso de la voladura, en términos de milésimas de segundo, según los parámetros de diseño que se establezcan (cortes por movimiento (cortes por movimiento del terreno, cooperación adecuada entre barrenos, fly rocks, gases, …). 127

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MINE TO MILL Incremento de Capacidades de Producción Este proceso conlleva a:  Examinar el macizo rocoso: resistencia de la roca a compresión simple y análisis geomecánicos (orientación de juntas, buzamiento).  Monitorización de la velocidad de detonación (VOD) del explosivo en barreno, para evaluar su funcionamiento.  Estudio de las vibraciones producidas por las voladuras y modo de reducirlas.

128

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65 MINE TO MILL Incremento de Capacidades de Producción Carguío y Transporte  Determinar la selección del equipo optimo en función a: • Necesidades de producción (Plan de Minado Proyectado) Zona de explotación (Altura, perfiles de explotación) • Mineralización y tipo de roca (material sulfurado, oxidado, densidad, dureza) densidad, dureza) • Hidrogeología de la zona (agua en la zona de trabajo) • Estacionalidad y condiciones meteorológicas (lluvia, nieve, desértico, humedad, zona de tormentas, velocidad del viento • Diseño de Mina (ancho de frentes de trabajo y accesos) • Compatibilidad de Equipos 129

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MINE TO MILL Incremento de Capacidades de Producción Carguío y Transporte  Al soporte disponible: • Equipos Propios, alquilados, mixto • Capacidad de Mantenimiento (propio, terceros, capacidad de respuesta, TPM) • Logística ( repuestos, nuevas adquisiciones) • Operadores (entrenamiento constante) • Monitoreo de las Operaciones (radios, GPS, control de tonelaje, ciclo p ( , , j , de carguío, Dispacht System) • Seguridad Control Ambiental (normas, procedimientos, señalización) • Diseño del Tajo (rampas, accesos, área de trabajo) • Mantenimiento de la zona de trabajo, rampas y accesos • Capacitación (motivación, liderazgo, empowerment) 130

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66 MINE TO MILL Incremento de Capacidades de Producción Chancado y Molienda  Necesidades de Producción y Soporte: • Tipo de Chancadora y Molino • Ubicación de la Chancadora y Molino (Layout) • Capacidad de Mantenimiento (propio, terceros, capacidad de respuesta, TPM)

131

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MINE TO MILL Incremento de Capacidades de Producción Chancado y Molienda  Necesidades de Producción y Soporte: • Logística ( repuestos, nuevas adquisiciones) • Operadores de Planta • Monitoreo de las Operaciones (Sistema PLC, IMS) • Seguridad, Control Ambiental (normas, • procedimientos, señalización) • Mantenimiento de la zona de trabajo, rampas y Mantenimiento de la zona de trabajo, rampas y accesos • Capacitación (motivación, liderazgo, empowerment) • Modelamiento y simulaciones

132

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67 MINE TO MILL Incremento de Capacidades de Producción El diagrama de flujo de la planta Gold se muestra en la Figura. Como se ve, la planta está dividida en tres secciones (primaria, secundaria y terciaria) que pueden funcionar independientemente uno del otro. El mineral extraído se descarga directamente de los camiones en el alimentador de tolva / grizzly de una trituradora de mandíbulas dentro del tajo principal. El material de mayor tamaño separado p por el ggrizzlyy es enviado a la p chancadora de quijada. El material de menor tamaño es enviado mediante una faja transportadora a la chancadora secundaria repitiendo el mismo proceso hasta la chancadora terciaria. 133

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MINE TO MILL Incremento de Capacidades de Producción APLICACIONES POTENCIALES EN MINERIA La siguiente lista contiene algunas aplicaciones potenciales que son dignos de estudio utilizando un sistema IMS (Innovate Manufacturing Sistema) basado en agentes (Un agente, ya sea real o virtual, es capaz de actuar sobre sí mismo y de otros agentes. Su comportamiento se basa en la observación, el conocimiento y la interacción con otros agentes en el sistema o proceso) o holónico (Holónico Manufacturing, es un nuevo paradigma en la industria manufacturera, que consiste en autónomos e inteligentes, flexibles y agentes distribuidos, cooperativas u holones. La palabra "holón" proviene del campo de la holografía ‐ un holón se define como "una parte de un todo“).

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68 MINE TO MILL Incremento de Capacidades de Producción APLICACIONES POTENCIALES EN MINERIA Es concebible que una mejora significativa en la operación día Es concebible que una mejora significativa en la operación día a día de un complejo de minas molino se puede lograr a través de estos estudios. Stock Piles Inteligentes Almacenamiento de minerales (Stock Piles) se puede reducir a un mínimo o puede ser puesta en marcha para proporcionar la p p p p p mezcla mineral o de trato individual de determinados tipos de mineral (Blending). Un Sistemas IMS puede proporcionar los datos y conocimientos necesarios para su implementación.

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MINE TO MILL Incremento de Capacidades de Producción APLICACIONES POTENCIALES EN MINERIA Sistemas Mejorados de Conminución Sistemas Mejorados de Conminución Establecimiento de una óptimo run‐of‐mine de tamaño de mineral utilizando como data la información de la voladura, chancado primario y molienda autógena esto se puede hacer mediante el empleo de sistemas IMS. Ejemplos reales de estos beneficios han sido demostrados por el Monte. Isa y Highland Valley Copper. y pp Tiempo Real de Mantenimiento Coordinación de los mantenimientos programados de los equipos, se ha aplicado en varias minas canadienses. Colección de data a través de toda la corporación. 136

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69 MINE TO MILL Incremento de Capacidades de Producción APLICACIONES POTENCIALES EN MINERIA Tiempo Real de Mantenimiento La información de las necesidades de los equipos a nivel corporativo puede mejorar dicha coordinación y conducir a una mayor producción y menores costos, asimismo se refleja en los incrementos de los tiempos de operación. Tele‐Operaciones Remotas Se ha demostrado enormes ventajas j derivadas de la operación p de los equipos guiados (telerobótica) en minería. Estos beneficios incluyen una mayor productividad, mejorar la seguridad de los trabajadores y reducir los costos de capital. Una duplicación de la productividad es posible. 137

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MINE TO MILL Incremento de Capacidades de Producción La Fragmentación a ag e tac ó Cada proceso de fragmentación sea por voladura, chancado o molienda produce una poli dispersión del material, conteniendo en su composición material de tamaño grueso, medio y una cierta cantidad de material fino, esta combinación puede ser caracterizado por una curva de distribución de tamaños de las partículas como se muestra en la Figura de abajo. Eje X Porcentaje de roca pasante, Eje Y Tamaño de Roca pasante.

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70 MINE TO MILL Incremento de Capacidades de Producción La Fragmentación

R  1 e

 X      Xc 

n

Función de distribución de la fragmentación de roca por voladura CURVA DE DISTRIBUCION GRANULOMETRICA

63 .2

100%

Porcentaje promedio %

R: Porcentaje del material menor que el tamaño X (%)

%

Donde:

80%

n: Coeficiente de uniformidad 60%

40%

Xc: Tamaño característico (m)

20%

0% 0

0.2

0.4

0.6

0.8

1

1.2

Tamaño de roca fragmentada (m)

K20 Summary of blast designs Design Current Modified

139

Hole diameter (mm) 311 311

Burden x spacing (m) 7 x 8 6x75 6 x 7.5

Powder factor (kg/m3) 1.15 1 62 1.62

Predicted % ‐25 mm 30.7 44 4 44.4

K80 Predicted P80 (mm) 401 175

X: Tamaño de material (m)

Cost ($/tonne) 0.20 0.28 0 28

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MINE TO MILL Incremento de Capacidades de Producción La Fragmentación

Hayy dos p parámetros q que definen la curva de distribución de fragmentación; el tamaño característico (XC) que fija un tamaño especifico en la curva de distribución, representa por convención el tamaño a través del cual el 63.2% de las partículas pasan, y el índice de uniformidad (n) que determina la forma de la curva de distribución dado este tamaño característico. Las características de una curva de distribución de tamaño de fragmentación dependen del tipo de proceso de fragmentación y la característica de rotura natural de la masa rocosa (NBC, Natural Breakage Characteristic). Debido a la complejidad del mecanismo envuelto en la fragmentación de roca por voladura, muchos de los modelos de fragmentación que relaciona la roca y la técnica de voladura para la fragmentación tienen fuertes raíces empíricas. 140

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71 MINE TO MILL Incremento de Capacidades de Producción La Fragmentación

Un buen ejemplo de esto es el frecuentemente usado modelo de Kuz Ram, que esta basado b d en ecuaciones i empíricamente íi que predicen di ell tamaño ñ de d fragmento promedio para un factor de potencia, un factor de roca y parámetros de los explosivos (fuerza de peso relativo). Con el tamaño característico de los fragmentos ”Xc” y el índice de uniformidad “n”, derivado de otra ecuación empírica, puede ser graficado la curva de fragmentación. Experiencias muestran, que el modelo de Kuz Ram predice con buena aproximación la parte de los gruesos de la distribución de tamaños de la fragmentación (Djordjevic 1999, Cunningham 1987). Otros modelos (EBT‐ Energía‐Bloque‐Transmisión) han sido propuestos recientemente por Lu y Latham (1998). Este modelo relaciona la energía del explosivo entrante durante la voladura para la reducción entre el promedio tamaño bloque in‐ situ y el promedio de tamaño del material fragmentado después de la voladura. 141

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El último de los más modernos conceptos en este respecto es el concepto de Mine to Mill de JKMRC instituto de investigación de Australia (Djordjevic 1999). En este concepto la predicción y modelamiento de la fragmentación de la roca a través de la voladura está sustentada en las medidas de los parámetros de la roca, pruebas del modelo a escala de la fragmentación de voladura y la medida de la fragmentación después de la voladura. El modelo de Kuz Ram permite la estimación de la distribución de tamaño de roca fragmentada por voladura, el modelo combina cinco ecuaciones de la manera descrita d en la l figura f adjunta d permitiendo d una variedad d d de d combinaciones de características de macizos rocosos, geometrías de voladura, y de propiedades de los explosivos.

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72 MINE TO MILL Incremento de Capacidades de Producción La Fragmentación ESQUEMA DE DESARROLLO DEL MODELO DE DISTRIBUCION DE KUZ RAM 0.5

 S 0.1 1  B   L  Z  absLb  Lt  n   2.2  14  B  1    0.1  P CORRELACION DEL DISEÑO DE VOLADURA, Cunninham 1987 D  2   B  L H      

A  0.06  RMD  JFs  JFo  RDI  HF  TEORIA DE CORRELACION POR EL TIPO DE ROCA, Lilly 1986‐1992

n

R  1 e

 X  TEORIA DE DISTRIBUCION  DE TAMAÑO, Rosin &    X c  Rammler 1933

X = X50 R = 50%

143

19 / 30

 115  X50  A(K )0.8 Qc1/ 6    S ANFO 

TEORIA DE ROTURA, Kuznetsov 1973 1

Xc 

X50

0.6931/ n

VODn   (RWS) SANFO   VODn 

TEORIA DE DETONACION DEL EXPLOSIVO, Truman

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73 MINE TO MILL Incremento de Capacidades de Producción La Fragmentación Cuadro Nº 01 Clasificación y caracterización de la masa rocosa Calidad Velo. Propag. Tipos de rocas p Clase (RMR) (V ) / (Vp) m/s 4851.00 Muy buena l Brecha con yeso anhidrita 4863.00 Muy buena l Brecha turmalina con yeso anhidrita 4911.00 Muy buena l Diorita con yeso anhidrita 4830.00 Muy buena l Diorita con brecha y yeso anhidrita 4868.00 Muy buena l Dacita con yeso anhidrita 4901.00 Muy buena l Pebble brecha con yeso anhidrita RMR: Rock Mass Rating: Clasificación Geométrica de Bieniewski Cuadro Nº 03 Cálculo de tiempos de retardos para los tipos de rocas Tiempo Velocidad Espaciamiento Tiempo Burden Filas Tipos de rocas OndaP (Vp) Detonación Taladros Detonación (m) (Ms) (m) (Ms) (m/s) Brecha con yeso anhidrita 4851.00 11.24 5.79 3.25 48.75 Brecha turmalina con yeso anhidrita 4863.00 11.24 5.78 3.25 48.75 Diorita con yeso anhidrita 4911.00 11.24 5.72 3.25 48.75 Diorita con brecha y yeso anhidrita Diorita con brecha y yeso anhidrita 4830 00 4830.00 11 24 11.24 5 82 5.82 3 25 3.25 48 75 48.75 Dacita con yeso anhidrita 4868.00 11.24 5.77 3.25 48.75 Pebble brecha con yeso anhidrita 4901.00 11.24 5.73 3.25 48.75 Cuadro Nº 02 Propiedades de las rocas Resis.Compresión Resis. Tracción (Mpa) (Mpa) 18.43 189.25 Brecha con yeso anhidrita 10.53 185.32 Brecha turmalina con yeso anhidrita 8.80 179.20 Diorita con yeso anhidrita 8.32 178.92 Diorita con brecha y yeso anhidrita 10.10 191.32 Dacita con yeso anhidrita 9.62 181.20 Pebble brecha con yeso anhidrita Tipos de rocas

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Cohesión (Mpa) 270.69 280.90 275.60 287.77 270.58 280.95

Cuadro Nº 4 Predicción de la fragmentación en una voladura convencional Parámetros de entrada Densidad explosivo (gr/cc) Potencial en peso (HA55) Diámetro de taladro (mm) Altura banco (m) Burden (m) Espaciamiento (m) Sobreperforación (m) Taco (m) Exactitud perforación (m) Factor de roca Densidad roca (gr/cc)

De PP D H B S SP T Ep A Dr

1.30 88.00 279.40 15.00 5.65 6.50 1.50 6.50 0.10 1.20 2.55

Parámetros calculados Altura columna expl. (m) Ton/taladro Carga por taladro (kg) Factor de carga (gr/ton) D50 (mm) Indice uniformidad Tamaño característico (mm)

10.00 Hex TON 1405.00 797.00 C 567.00 FC 36.00 D50 1.11 N 50.00 Tcar

% % Tamaño, Tamaño, Retenido Pasante mm cm

4.30 95.70 9.61 90.39 80.41 19.59 62.47 37.53 36.22 63.78 20.33 79.67 11.17 88.83 6.03 93.97 3.21 96.79 1.69 98.31 0.88 99.12 0.45 99.55 0.23 99.77 0.12 99.88 0.06 99.94 0.03 99.97 0.01 99.99 0.01 99.99 0.00 100.00

3.00 6.35 12.70 25.40 50.80 76.20 101.60 127.00 152.40 177.80 203.20 228.60 254.00 279.40 304.80 330.20 355.60 381.00 406.40

0.30 0.64 1.27 2.54 5.08 7.62 10.16 12.70 15.24 17.78 20.32 22.86 25.40 27.94 30.48 33.02 35.56 38.10 40.64

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MINE TO MILL Incremento de Capacidades de Producción La Fragmentación Fotos Nº 01 Fragmentación de una voladura convencional Proyecto 2800008 Proyecto 2800008, antes de la violadura

Proyecto 2800008, después de la violadura

Material grueso después de la voladura

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74 MINE TO MILL Incremento de Capacidades de Producción La Fragmentación C d Nº 5 P di ió d l f Cuadro Nº 5 Predicción de la fragmentación en base a la exactitud de tiempos ió b l i dd i Parámetros de entrada Densidad explosivo (gr/cc) Potencial en peso (HA55) Diámetro de taladro (mm) Altura banco (m) Burden (m) Espaciamiento (m) Sobreperforación (m) Taco (m) Exactitud perforación (m) Factor de roca Densidad roca (gr/cc)

Figura Nº 01 Patrones de voladura en base a la exactitud de tiempos Espaciamiento de detonación ,24 11

m

3 ,2 4m

De PP D H B S SP T Ep A Dr

1.30 88.00 279.40 15.00 3.25 11.24 1.50 6.50 0.10 1.20 2.55

% % Tamaño, Tamaño, Retenido Pasante mm cm

98.81 96.25 88.55 67.90 29.18 8.85 1.99 0.34 0.04 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00

Eje de la voladura

m

6 ,5

6 ,5

m

A Area d de iinfluencia fl i d de ttaladro l d

6,5 m Patrón de perforación Triángulo equilátero

147

3,25 m Burden de detonación

Parámetros calculados Altura columna expl. (m) Ton/taladro Carga por taladro (kg) Factor de carga (gr/ton) D50 (mm) Indice uniformidad Tamaño característico (mm)

10.00 Hex TON 1397.00 797.00 C 571.00 FC 36.00 D50 1.67 N 45.00 Tcar

1.19 3.75 11.45 32.10 70.82 91.15 98.01 99.66 99.66 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00

3.18 6.35 12.70 25.40 50.80 76.20 101.60 127.00 152.40 177.80 203.20 228.60 254.00 279.40 304.80 330.20 355.60 381.00 406.40

0.32 0.64 1.27 2.54 5.08 7.62 10.16 12.70 15.24 17.78 20.32 22.86 25.40 27.94 30.48 33.02 35.56 38.10 40.64

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MINE TO MILL Incremento de Capacidades de Producción La Fragmentación Gráfica Nº 01 Comparación de curvas de fragmentación áf ó d d f ó Curvas de fragmentación: Patrón 6.5 m x 6.5 m 100 90 80 % Pasante

70 60 50 40 30 20 10 0 0.1

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1

Tamaño (cm)

10

100

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75 MINE TO MILL Incremento de Capacidades de Producción La Fragmentación Fotos Nº 01 Fragmentación en función a la exactitud de tiempos Después de la é d l voladura

Corte de minado de pala

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Apilamiento y esponjamiento Apilamiento y esponjamiento del material

Análisis de fragmentación

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76 MINE TO MILL Incremento de Capacidades de Producción Tomando la data de producción de mineral y desmonte Mineral : 4 050 000 Tm

Desmonte: 4 482 821 Tm

Concepto Perforación Voladura Carguío Transporte Mantenimiento de Carguío & Transporte Chancado y Molienda Mantenimiento Chancado & Molienda Total

Ahorro (US$) 424 024.7 402 432.8 1 131 696.1 115 842.3 575 991.8 239 452.6 543 779.0 779 0 3 433 219.3 US$

El incremento de producción esta dado por el circuito de la chancado cuyo rendimiento adicional es del 6.5% en la capacidad de tratamiento.

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MINE TO MILL Ciclo de Minado

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77 MINE TO MILL Incremento de Capacidades de Producción POWER DECK O TAPONEX Initial Blast Hole Load

Third Stage

Super‐plug with bottom hole air‐deck Stemming 15 m

0.5 m 1 m

Explosives

Conventional loading

Borehole pressure equalizes

Shock waves

Explosives


Stemming

15 m

Drill cuttings Super‐plug

Super‐plug with bottom hole air‐deck

Energy transfer to surrounding mass

Stemming

High compression area

Sub‐drilling

Horizontial Reflective waves fracture

Shock waves

Horizontial fracture

Stemming

Detonation Flow

Air 2 m

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Second Stage

Super‐plug with bottom hole air‐deck


Weakness Zone

Explosives Sub‐drilling

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