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Actualmente la minería avanza de la mano con la tecnología y aquello queda reflejado en la utilización de software para poder hacer de esta una minería segura y rentable. Por ello se hace necesario conocer los procesos mineros que constituyen la característica distintiva de los métodos de explotación masivos como también, el diseño y la técnica de extracción en minería selectiva que se aplica, junto con los procedimientos y metodologías que faciliten al planificador minero un entendimiento más acabado entre la caracterización geo metalúrgica de los yacimientos m i n e r o s , la captura de valor económico. Con esto organizaremos el pit de la forma en que la queramos explotar. Al planificar obtendremos datos numéricos y reales de la producción del pit, ley de corte, ley media, razón lastre/mineral entre otros. Para llevar a cabo la planificación de nuestro proyecto ocupamos el software VULCAN, el cual nos proporcionó una visión de la minería a 360 ° mostrándonos el pit con sus respectivos bancos, camino y zonas de mineralización en donde se logra observar detalladamente las diferentes zonas de menas proporcionando leyes y tonelajes removidos por secciones. Con estos datos nosotros lograremos obtener una curva tonelaje de ley representados gráficamente que serán claves para poder tomar decisiones a corto y largo plazo de nuestra minera. ¿QUÉ ES MAPTEK? Maptek™ es el proveedor de software, hardware y servicios innovadores para la industria minera mundial. Con más de 30 años de compromiso con la investigación y desarrollo de la tecnología minera, ofrece una amplia gama de productos y módulos, uno de ellos es Vulcan y es un software de modelamiento minero en 3D. Los usuarios de Vulcan pueden validar y transformar los datos mineros a modelos dinámicos en 3D, diseños de minas precisos y planes operativos.

Figura 1. Modelo 3D, Ejemplo de una Mina a rajo abierto diseñada en Vulcan.

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1.2 Resumen Ejecutivo El principal objetivo del informe de proyecto minero es diseñar un Pit en el Software Vulcan Versión 9.0.2 con ciertos parámetros entregados en clases. Dentro de estos parámetros uno importante es de obtener en el desarrollo y análisis del Pit es la relación de lastre y mineral, la cual no debe ser mayor a 7:1. Sin embargo se debe considerar en el diseño la seguridad y la estabilidad del talud. El primer paso para realizar el Pit en Vulcan Versión 9.0.2 es definir el método de explotación. Una vez definido el método de explotación. Se procede a cargar y analizar el modelo de bloques, y verificar si la topografía es concordante a la superficie del modelo y lo más importante que la intercepte. El segundo paso, es la obtención de los resultados de la ecuación de Spangler en función de los parámetros entregados en clases, con ello se obtiene las características de diseño y bancada de Pit. Tercer paso, ya diseñado el Pit por el software Vulcan Versión 9.0.2, se procede a determinar en donde se ubicara las zonas para procesar el material por ejemplo: Planta de procesamiento, Chancadora, Botadero y Caminos. Con ello se logra obtener las distancias totales que recorrerán los equipos mineros. Cuarto Paso, Realizar el sólido del Pit, generar los Shells de los bancos, verificar los check para cubicar los tonelajes (Material, Mineral, Estéril) en función de la densidad entregada en clases para determinar la REM que no debe ser mayor a (7:1). Paralelamente a este proceso a través del comando AdvanceReserv se logra obtener las reservas de mineral en función de una ley de corte ingresada como input en el programa Vulcan 9.0.2. Quinto Paso, una vez obtenido obtenidos los pasos anteriores se procede a calcular las toneladas de reserva mineral que se dispone en el yacimiento, como así también la ley media, Tonelaje de Cobre Fino de cada fase. Sexto paso, calcular la vida Útil de la Mina y Ritmo de Explotación de mineral, lastre o estéril, total en función de los equipos y la capacidad de la planta de procesamiento. Séptimo paso, determinar envergadura de los equipos a utilizar compatibles con el diseño adoptado y los ritmos de producción calculados. Octavo paso, Estimación de Costos de Producción, cálculo de perfil económico y representativo

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1.2.1 Objetivo General Determinación de parámetros relacionados al diseño a nivel básico de pit, considerando variables geomecánicas y geológicas, en donde se debe determinar tanto variables de diseño para estéril como para mineral. 1.2.2 Objetivo Específicos Los requerimientos y metas a conseguir en este trabajo requieren dar respuestas a las siguientes interrogantes: 1. 2. 3. 4. 5.

Determinar parámetros de bancada de diseño de minas (estabilidad y bancada) Diseño y cálculos, como así los gráficos correspondientes de secuencia de explotación. Gráficos de secuencias por mes (ritmos de explotación de material, mineral y lastre). Gráficos de Leyes de corte, leyes medias y leyes críticas. Requerimientos de flota de equipos mineros (de perforación, carguío, transporte y servicios de apoyo). 6. Proyección y determinación de ritmos de explotación y leyes de producción del perfil de la vida útil del yacimiento. 7. Estimación de los tamaños y envergadura de los equipos utilizados compatibles con el diseño y los ritmos de producción calculados. 8. Realizar un calendario de requerimientos de los equipos a utilizar en el diseño. 9. Estimación de costos de producción. 10. Perfil económico representativo del proyecto. 11. Realizar calendario de gastos de inversión y operación. 12. Cálculos de leyes de corte al inicio y término de la explotación. 13. Análisis de sensibilidad de la ley media 14. Análisis de flujo de caja. 15. Conclusiones del proyecto minero.

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CONTENIDO LISTA DE FIGURAS...............................................................................................................7 LISTA DE TABLAS.................................................................................................................8 CAPÍTULO 1................................................................................................................................................1 1.1 Introducción...................................................................................................................................1 1.2 Resumen Ejecutivo.......................................................................................................................2 1.2.1 Objetivos Generales............................................................................................................3 1.2.2 Objetivos Específicos..........................................................................................................3 CAPÍTULO 2................................................................................................................................................9 2.1 Caracteristicas Geologicas del Yacimiento............................................................................9 2.1.1 Ubicación y Accesos............................................................................................................9 2.1.2 Mineralización...................................................................................................................10 2.1.3 Topografía...........................................................................................................................11 2.1.4 Modelo de Bloques...........................................................................................................12 2.2 Características del Proyecto....................................................................................................14 2.2.1 Factor Metalurgio..............................................................................................................14 2.2.2 Faena Minera......................................................................................................................14 2.2.3 Antecedentes Tecnicos de los Equipos.......................................................................15 2.2.4 Parametros de Diseño y Bancada.................................................................................17 2.2.5 Desarrollo Ecuación Spangler........................................................................................18 2.2.6 Altura de Banco..................................................................................................................19 2.2.7 Ángulo de Talud.................................................................................................................20 2.3. Diseños de Caminos Mineros................................................................................................21 2.3.1 Camino Minero...................................................................................................................21 2.3.2 Ancho Camino....................................................................................................................21 2.3.3 Horizontales y con Pendientes......................................................................................22 2.3.4 Pretil de Seguridad............................................................................................................24 4

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CAPÍTULO 3..............................................................................................................................................25 3.1 Diseño de Pit en Vulcan............................................................................................................25 3.1.1 Configuración de Road Parameters........................Error! Bookmark not defined. 3.1.2 Diseño Fase 1......................................................................................................................26 3.1.3 Diseño Fase 2......................................................................................................................27 3.1.4 Diseño Botadero................................................................................................................29 3.1.5 Diseño Final Proyecto.......................................................................................................30 3.2 Sólidos en Vulcan........................................................................................................................31 3.2.1 Aplicando la Herramienta Grade Shells......................................................................31 3.2.2 Sólido Fase 1.......................................................................................................................33 3.2.3 Sólido Fase 2.......................................................................................................................34 3.2.4 Sólido Botadero..................................................................................................................36 3.3 Cubicaciones en Vulcan............................................................................................................37 3.3.1 Reserva.................................................................................................................................37 3.3.2 Tonelaje de Finos...............................................................................................................38 3.3.3 Curva Tonelaje v/s Leyes.................................................................................................39 3.3.4 Rem........................................................................................................................................40 3.3.5 Vida Útil (VOE)....................................................................................................................41 3.3.6 Prestripping (Sobrecarga)...............................................................................................42 3.3.7 Perfil de Transporte Mina-Planta-Botadero..............................................................43 CAPÍTULO 4..............................................................................................................................................44 4.1. Cálculos y Formulismo.............................................................................................................44 4.1.2 Tiempo de ciclos camión.................................................................................................44 4.1.3 Factor de carga...................................................................................................................45 4.1.4 Rendimiento horario camión..........................................................................................46 4.1.5 Rendimiento día mina camión.......................................................................................46 4.1.6 Cálculo de número de camión.......................................................................................47

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4.1.7 Costo transporte camión.................................................................................................48 4.1.8 Capacidad de carguio.......................................................................................................49 4.1.9 Capacidad teorica del balde............................................................................................49 4.1.10 Capacidad efectiva del balde.......................................................................................49 4.1.11 Ecuación velocidad de la maniobra...........................................................................50 4.1.12 Ecuación para rendimiento horario pala................................................................51 4.1.13 Ecuación para rendimiento dia mina pala...............................................................52 4.1.14 Ecuación para número de pala....................................................................................54 4.1.15 Costo pala..........................................................................................................................55 4.1.16 Costo de tronadura..........................................................................................................56 4.1.17 Cálculo de perforación tonelaje a remover...........................................................57 4.1.18 Rendimiento horario perforadora..............................................................................58 4.1.19 Rendimiento dia perforadora.......................................................................................59 4.1.20 Ecuación número de perforadora...............................................................................60 4.1.21 Costo de Perforación......................................................................................................61 4.2. Costo de Procesos.....................................................................................................................62 4.2.1 Costo Operación planta...................................................................................................62 4.2.2 Chancado.............................................................................................................................62 4.2.3 Lixiviación...........................................................................................................................63 4.2.4 Costo electro-obtención...................................................................................................64 4.2.5 Otros Gastos........................................................................................................................65 CAPÍTULO 5.............................................................................................................................................66 5.1. Evaluación Económica.............................................................................................................66 5.1.1 Flujo neto caja,Van, Tir.....................................................................................................66 Conclusiones............................................................................................................................................67 REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS..........................................................................................................68

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LISTA DE FIGURAS FIGURA 1. MODELO 3D, EJEMPLO DE UNA MINA A RAJO ABIERTO DISEÑADO EN VULCAN...........................1 FIGURA 2. UBICACIÓN Y ACCESOS A MINA VALESKA........................................................................................9 FIGURA 3. TOPOGRAFÍA MINA VALESKA........................................................................................................11 FIGURA 4. MUESTRA EL CUERPO MINERALIZADO CON SU RESPECTIVA LEYENDA LLAMADA “BLOCK”................12 FIGURA 5 DIMENSIONES Y PUNTO DE ORIGEN DE LAS COORDENADAS DEL MODELO DE BLOQUES .....................12 FIGURA 6 ANCHO DE CAMINO A UTILIZAR EN EL DISEÑO.................................................................................22 FIGURA 7 ANCHO DE CAMINO PRETIL INTERMEDIO........................................................................................23 FIGURA 8 SELECCIÓN DE CARACTERÍSTICAS DEL PRETIL EN DISEÑO..................................................................24 FIGURA 9 CONFIGERACIÓN DE PARAMETROS DE DISEÑO.................................................................................25 FIGURA10 DISEÑO FASE 1............................................................................................................................26 FIGURA11 DISEÑO FASE 2............................................................................................................................27 FIGURA 12 CORTE DE SECCIÓN A-A.............................................................................................................28 FIGURA 13 PERFIL LONGITUDINAL FASE PIT FINAL..........................................................................................28 FIGURA 14 VISTA ISOMETRICA DEL BOTADERO Y PIT FASE 1............................................................................29 FIGURA 15 VISTA EN PLANTA DEL PROYECTO FINAL.........................................................................................30 FIGURA 16 PASO 1......................................................................................................................................31 FIGURA 17 PASO 2......................................................................................................................................31 FIGURA 18 PASO 3......................................................................................................................................32 FIGURA 19 PASO 4......................................................................................................................................32 FIGURA 20 VISTA FRONTAL SÓLIDO FASE 1....................................................................................................33 FIGURA 21 VISTA FRONTAL SÓLIDO FASE 2....................................................................................................34 FIGURA 22 VISTA FRONTAL SÓLIDO BOTADERO...............................................................................................36 FIGURA 23 VISTA ISOMETRICA DE VOLUMEN Y TONELAJE DEL BOTADERO........................................................36 FIGURA 24 GENEREACIÓN DEL CUERPO MINERAL CON GRADE SHELLS.............................................................37 FIGURA 25 REPORTE DE CUBICACIÓN SÓLIDO MINERAL..................................................................................37 FIGURA 26 CURVA TONELAJE LEY..................................................................................................................39 FIGURA 27 IMAGEN REFERENCIAL DE SOBRECARGA STRIPPING.......................................................................42 FIGURA 28 IMAGEN REFERENCIAL DE MALLA DE TRONADURA EN AUTOCAD.................................................57 FIGURA 29 COMPARACIÓN DE COSTOS MINA.................................................................................................67

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LISTA DE TABLAS TABLA 1. CORRESPONDE A LOS DATOS DEL MODELO DE BLOQUES: POSEE EL MÍNIMO VALOR PARA LAS COORDENADAS DE ORIGEN X, Y Y Z, EL CUAL A PARTIR DE ESTA DEFINICIÓN, SE TRANSFORMA EN EL ORIGEN DEL SISTEMA DE REFERENCIA ASOCIADO AL MODELO .................................................................................13 TABLA 2 FACTOR METALURGICO................................................................................................. 14 TABLA 3 FAENA A ADOPTAR...................................................................................................... 14 TABLA 4 CARACTERÍSTICAS TECNICAS DEL CAMIÓN.........................................................................................15 TABLA 5 CARACTERÍSTICAS TECNICAS EQUIPO DE PERFORACIÓN......................................................................16 TABLA 6 CARACTERÍSTICAS TECNICAS PALA.....................................................................................................16 TABLA 7 CORRESPONDE A LOS DATOS DE DISEÑO Y BANCADA..........................................................................17 TABLA 8 PARAMETROS FASE 1......................................................................................................................26 TABLA 9 PARAMETROS FASE 2.................................................................................................. 27 TABLA 10 CUBICACIÓN DE LA FASE 1..........................................................................................33 TABLA 11 CUBICACIÓN DE LA FASE 2..........................................................................................35 TABLA 12 CUBICACIÓN DE TONELADAS DE COBRE FINO..................................................................................39 TABLA 13 EJEMPLO DE CÁLCULO DE LA REM................................................................................................41 TABLA 14 PERFIL CARACTERÍSTICO TRANSPORTE............................................................................................43 TABLA 15 COSTO POR TRONADURA..............................................................................................................56 TABLA 16 COSTO CHANCADO.......................................................................................................................61 TABLA 17 COSTO LIXIVIACIÓN......................................................................................................................62 TABLA 18 COSTO ELECTROBTENCIÓN..........................................................................................63 TABLA 19 OTROS COSTOS............................................................................................................................65

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CAPITULO 3: ANTECEDENTES DEL PROYECTO 2.1.1 Ubicación y Accesos. La zona geográfica se localiza en la Segunda Región de Antofagasta, zona norte grande de Chile, entre los paralelos 23° 32' y 23° 36' S y los meridianos 70° 24' y 70° 20' W. Presenta 3 dominios geomorfológicos principales, los cuales de WE son: Planicie Costera, caracterizada por una pendiente suave; Escarpe Costero, caracterizado por una fuerte pendiente, y Cordillera de la Costa, que en el área del proyecto alcanza alturas de hasta 1.200 msnm. El área de proyecto mina Valeska se localiza en la proyección UTM (WGS84) Huso 19, entre las coordenadas 7395736 y 7391005 N, y 359635 y 368580 E. Con una superficie de 42 Km², se ubica a unos 10 km aproximadamente en dirección NE desde la ciudad de Antofagasta (Fig. 1).

El acceso a la mina Antonia es por la carretera asfaltada (Ruta 26), que une la ciudad de Antofagasta con Baquedano, recorriendo 12 kilómetros, se llega a la rotonda del nudo Uribe se dobla a la izquierda tomando el camino que va a las antenas de comunicaciones y repetidoras de TV, antes de llegar a las antenas a unos 500 metros se desvía a la derecha, se recorren unos 1400 metros por un camino que llaga a la mina, se sigue por el filo de este mismo cerro hasta llegar a la pertenencia. La altura promedio del sector es de unos 883 m.s.n.m. Los accesos son expeditos y su ubicación cercana a carreteras principales, permite un transporte y una circulación por el sector sin problemas, además de facilitar el ingreso de camiones para carga.

Figura 2. Ubicación y accesos a mina Valeska. 9

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2.1.2 Mineralización. El yacimiento presenta una zonación vertical en que la parte superior del depósito consiste en minerales oxidados de cobre, sucedidos en profundidad por una zona mixta en que coexisten sulfuros y óxidos, y en la parte inferior, se reconoce la mineralización Hipógena. Se observa unas Importantes zonas de los minerales, los más importante son, atacamita (Cu2Cl(OH)3), malaquita (Cu2CO3(OH)2), crisocola ((Cu,Al)4H4(OH)8Si4O10) y, en menor medida, cuprita (Cu2O) y cobre nativo, constituyen los minerales más frecuentes en la zona de oxidación. Otros minerales como Hipógena (CuS), calcosina (Cu2S) secundaria están presentes en la zona mixta. La mineralización Hipógena consiste en bornita, calcosina, calcopirita, con pirita, cuarzo, calcita y abundante especularita como minerales de ganga.

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2.1.3 Topografía. Para obtener el archivo de topografía.00t se realizó un levantamiento de la zona de estudio en donde yace el archivo de modelo de bloques de la mina Valeska. Sin embargo se debe considerar lo siguiente, antes de importar una superficie topográfica en Vulcan: -

La Topografía debe interceptar el diseño del PIT y al modelo de bloques, para qué Vulcan genere correctamente los sólidos y cierre las triangulaciones. La Topografía debe tener una extensión mayor al área del diseño del Pit y con ello aseguramos la construcción de zonas de la planta de procesamiento, la zona de botadero, caminos, etc. De esta forma se obtienen las distancias que recorrerán los equipos de acarreo dentro del proyecto en estudio.

Figura 3. Topografía Mina Valeska Escala 1: 250 Importación del archivo denominado TOPOGRAFIA.00t al programa minero Vulcan.

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2.1.4 Modelo de Bloque. El modelo de Bloques, llamado también modelo tridimensional de recursos geológicos contiene además la siguiente información específica: • Coordenadas de origen o en el espacio de trabajo • Ley de mineral • Densidad de roca • Tipo de roca, etc. Para la explotación del recurso geológico el bloque y cada bloque debe pagar su explotación, los procesos operacionales, es decir de la obtención del producto a comercializar.

Figura 4. Muestra el cuerpo mineralizado con su respectiva leyenda llamada BLOCK.

Figura 5.Dimensiones y punto de origen de las coordenadas del modelo de bloques. 12

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Tabla 1. Corresponde a los datos del modelo de bloques: posee el mínimo valor para las coordenadas de origen X, Y y Z, el cual a partir de esta definición, se transforma en el origen del sistema de referencia asociado al modelo. ITEM: Model name Numero de Bloques Numero de Variables Coordenadas de Origen Bearing/Dip/Plunge Tamaño de Bloques Created on Last accessed on

DATOS: : Bloquevaleska1 : 2920320 :8 : X = 362.615 (Este) Y=7.393.022 ( Norte) Z= 311.4 (m.s.n.m) : 90 (grados) : 5.0 (m) x 5.0 (m) x 5.0 (m) : Thu Nov 23 14:28:26 2017 : Thu Jan 11 04:35:41 201

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2.2 CARACTERÍSTICAS DEL PROYECTO A continuación se presentan las características del proyecto minero entregadas en clases para ser considerados en la parte de evaluación económica. 2.2.1 Factores Metalúrgicos: Ítem: Recuperación Metalúrgica Humedad contenida in situ

Valor : 75 2

Unidad: % %

Tabla 2. Corresponde a los datos metalúrgicos 2.2.2 Faena minera: Ítem: Entrada de Turno Salida de Turno Entrada Colación Salida Colación Colación Número de Turnos Diarios Modalidad de trabajo

Valor: 15 15 10 10 30

Unidad: minutos minutos minutos minutos minutos

3 25

día/mes

Tabla 3. Corresponde a los datos de la faena minera

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2.2.3 Antecedentes Técnicos de los Equipos Se considera las características técnicas para varios modelos según las tablas adjunta, para ello también es importante para la evaluación económica del proyecto qué:

• •

Valor Residual estimado es de 10% de su inversión inicial al término de su vida útil. Se considera un incremento de los costos de operación de un 6% anual sobre el costo horario para los equipos de la mina. Tabla 4. Muestra las características técnicas del camión de capacidad de 60,1 m³. CAMION TOLVA MODELO :CAT777F

VELOCIDAD Vacío Horizontal Cargado horizontal Vacío pendiente Cargado pendiente (Pendiente 8%) Tiempos fijos Maniobra en palas Maniobra en vacío Descarga Eficiencia Horaria Disponibilidad Costo horario operación Precio CIF Vida Útil Años Hrs /año Capacidad de Tolva Camión:

80

yd3

Minera l

Estéril

50 40 45 12

50 40 45 14

38 38 44 48 70 67,5 220,00 0 8 5850 60,1 78,6

m³ Yd³

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Tabla 5. Muestra las características del equipo de perforación.

Perforadoras (Diésel) Rendimiento (MTS/Hrs ef) Diseño de Malla (B x E) Pasadura Costo Horario (US$/HR EFEC) Disponibilidad Precio CIF (US$) Vida Útil Años Hr/Año

20-23YD3 estéril 23 13X15

PALA estéril 19 15X15 3 340 75 800,000 12 5850

Tabla 6. Muestra las características de la Pala a utilizar en el proyecto. PALAS (Cargador Frontal)

20 mineral 100 80 38 46 70 70,86

Angulo de giro probable % factor de llenado balde ciclo ( seg/pase) Eficiencia horaria ( min/ Hrs) Disponibilidad Costo horario (US$/Hrs ef) vida útil años 10 Hrs /año 5850 Precio CIF US$ 3,500,000 Factor de asignación (pase/camión) 5--7 Capacidad Pala (Cucharón)

yd3 estéril 90 80 35

15

m³

20

Yd³

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2.2.4 Parámetros de Diseño y Bancada. A continuación se presentan las siguientes tablas de parámetros de diseño para el proyecto en estudio: Tabla 7. Corresponde a los datos de diseño y bancada.

Ítem Densidad in situ Densidad de Esponjamiento Esponjamiento Angulo de fricción interna Angulo natural de reposo Coef. De Cohesión o de fricción Factor de Quebradura Bancada

Estéril 2.5 2.15 29.87 33 36

Mineral 2.69 1.92 25 77.5 37

Unidad TM / m3 TM / m3 % ° °

4.921 0.5725 9

9.3802 0.5 7.87

TMH / m2 m / 1 m de altura de banco m

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2.2.5 Desarrollo de la Ecuación de Spangler.

=

−( − ∅ )

= =569

.

Θ=

.

∅=

ó 33°

569,44 ( ) 2.5 ⁄ (

4 4,921

⁄

→

Factor = 86,235 364,83 86,235

=

)

°(Á

569,44 ( ) 2.69

)= 4 9,3802

= 86,235

2( 33° )

Θ 30° 40°

(

³

)=

Θ

71° 71,7°

→= ,

⁄

2

⁄

³

= 188,476

( 77,5° )

Factor = 188,476

° (Á

147,09 185,460

)

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2.2.6 Altura de Banco.

=

Dónde: =

q=

A =(

)

.=(

).

(

+

;→ = ∗

)

=

.

.

+

=

40° (9 ( ) + 0,5725 )= 9() 40° + 0,5725 40° 7,552 + 0,48= 7,552 = − 0,48 7,552 = 0,52

9 ( ) +0,5725

7,522

=

(

=

) = 14,53

0,52

Análogamente, se puede calcular la altura de banco como sigue la siguiente expresión:

= (

) = 1 − 0,5725 (

) = 1 − 0,5

1−

9

7,87

0,839

0,839

3,0237 3,0061

= 14,53

= 46,5

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- ÁNGULO DE TALUD (

=

¯1 [ ] → =

) = 14,53 0,5725 = 8,318425 (

) = 46,5

0,5 = 23,25

Luego se tiene qué para calcular los ángulos de talud se tiene la siguiente ecuación:

(

1

) =−

[

14,53 (

)=

46,5

−1 [ 23,25

8,3184

]→ (

]→ (

) ≈ 63,4°

) ≈ 60,2°

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2.3.1 Camino Minero.

2.3 DISEÑOS DE CAMINOS MINEROS

Para diseñar los caminos mineros en Vulcan es necesario tener los conceptos de forma clara y que respalden el desarrollo del diseño del proyecto minero. La construcción de los caminos mineros es parte fundamental de una explotación, ya que estos tienen un alto impacto en el desarrollo y productividad principalmente en los equipos transporte (camión). La distancia desde la mina rajo Valeska hacia el botadero es de 4,7 Km en horizontal con una pendiente no superior a 12 grados.

2.3.2 Ancho de Camino. Para definir el ancho total de un camino se deben considerar tres componentes: ancho de la vía de transporte, el pretil de seguridad y la berma central si se requiere. El criterio para definir el ancho de las pistas en secciones rectas está basado en el ancho del equipo más grande que esté actualmente en uso (CAT 777F), se recomienda que cada pista de transporte debe proveer espacio libre tanto a la izquierda como a la derecha igual a la mitad del ancho del equipo mayor que transitará por ella. Además se recomienda que para el tráfico en dos pistas el ancho del camino no debe ser menor que 3.5 a 4 veces el ancho del camión. Estas recomendaciones fueron consideradas en el diseño de ancho para dos tipos de caminos: •

Caminos Mineros Horizontales

•

Caminos Mineros con Pendiente

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2.3.3 Horizontales y con Pendientes Se considera el criterio del espacio libre a cada lado del camión que debe ser igual a la mitad del ancho del mismo. Esto da como resultado que el ancho total del camino “recomendable sea de 3,5 veces el ancho del camión más el pretil, como se puede ver en la Figura 6 y 7.

Figura 6. Ancho de camino a utilizar en el diseño. La fórmula para el ancho en rampas y caminos interiores mina será: Dónde:

AC = 3,5 A + B

A = Ancho del camión de Mayor dimensión en la operación B = Ancho de la berma con pretil de seguridad Reemplazando se tiene qué: AC = 3,5 * 6,494 (m) + 5,2 (m) AC = 28 (m) “Sin considerar la construcción de la cuneta de agua, para efecto del Diseño.”

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En estas rutas se considera el criterio del espacio libre a cada lado del camión, el cual debe ser igual a la mitad del ancho del mismo. La recomendación, da como resultado que el ancho total del camino debe ser 4 veces el ancho del camión más el pretil y la berma intermedia, como se aprecia en la figura 14.

Figura 7. Ancho de camino con pretil intermedio. La fórmula a aplicar es: AC= 4A + Bi + B

Dónde: A= Ancho de Camión de Mayor dimensión en la Operación. B= Ancho Pretil Lateral de seguridad. Bi = Ancho Pretil Intermedio de Seguridad. Reemplazando se tiene qué: AC= 28 (m)

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2.3.4 Pretil de Seguridad. El estándar de Pretiles en Caminos Interior Mina indica que, con tránsito de camiones de alto tonelaje, deberá haber un pretil lateral de seguridad con una altura mínima de 1,80 metros. El pretil de seguridad será construido a los costados externos de los caminos, para demarcar el borde la rampa o del banco y servir de referencia para que los camiones transiten en una zona segura. La altura del pretil es equivalente a la altura media de una rueda del camión más grande que transita en la mina. Este pretil tiene una resistencia que podría ser sobrepasada con un camión sin control, por lo que se refuerza que en esos casos los operadores deben dirigir el vehículo hacia la “caja” o pared del banco.

Figura 8. Selección de características del pretil en diseño. La construcción del núcleo del pretil deberá ser con material grueso, de la extracción normal de la mina. Nunca se deberá usar “chusca”, grava, o ripio para construir el núcleo. El ancho del pretil, en la parte superior será de 50 cm. en la parte central. La base del pretil será de 5,2 metros y una altura mínima de 1,80 metros.

24

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CAPITULO 3 3.1 DISEÑO DE PIT EN VULCAN 3.1.1 Configuración de Road Parameters. En la siguiente figura se puede apreciar el ingreso de los input de los parámetros determinados principalmente por la ecuación de Spangler, para ello en menú Vulcan hacemos clic en OPEN PIT/RAMP/DESIGN PIT/DUMP aquí se abrirá la siguiente ventana ROAD PARAMETERS.

Figura 9. Configuración de parámetros de Diseño Pit.

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3.1.2 Diseño Fase 1. Diseñado en Vulcan, comienza desde la cota nivel 995 m. Hasta el nivel banco 710 m. Las características geométricas del Pit son: 1. Profundidad de 285 m. 2. Abarca un área de 1,32 Km² 3. Longitud de perímetro de 4.435 m.

Figura 10. Diseño Fase 1.

Tabla 8. Parámetros Fase 1 Parámetro Angulo talud banco Angulo Interrampa Angulo Global Altura banco Berma banco Road (ancho rampa)

valor 81 48 40 15 9 28

unidad grados grados grados m m m

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3.1.3 Diseño Fase 2 Diseñado en Vulcan, comienza desde la cota nivel 710 m. Hasta el nivel banco 308 m. Las características geométricas son: 1. con una profundidad de 402 m. 2. Abarca un área de 2.598.460,5 m² y 3. Una longitud de perímetro de 6.042 m.

Figura 11. Diseño Fase 2.

Tabla 9. Parámetros Fase 2 Parámetro valor Angulo talud banco 81 Angulo Interrampa 48 Angulo Global 42 Altura banco 15 Berma banco 9 Road (ancho rampa) 28

unidad grados grados grados m m m

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Figura 12. Corte de Sección A-A.

Figura 13. Perfil Longitudinal Fase Pit Final.

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3.1.4 Diseño Botadero. El botadero diseñado en Vulcan comienza en la cota 880 m.s.n.m hasta la cota 1080 m.s.n.m. Las características geométricas son: 1. 2. 3. 4. 5. 6. 7. 8.

Posee una altura de 200 m desde su base hasta la cresta. La altura de banco es de 20 m. La superficie del diseño es 1.654.322 m². El Volumen del solido botadero es de 79.530.247 m³ desde el rajo mina hasta botadero existen 2,6 Km aprox. Angulo de talud diseñado de 37° 8% pendiente. Ancho de rampa de 28 m. (al igual que el rajo)

Figura 14. Vista Isométrica del botadero y el Pit Fase 1.

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3.1.5 Diseño Final Proyecto A continuación se presenta el diseño final del proyecto en donde se ve claramente las áreas de diseño de botadero y planta metalúrgica, además se considera la importante variable de las distancias de acarreo de material (lastre más mineral). Además, con este final de diseño se puede lograr realizar el perfil característico de transporte.

Figura 15.Vista en planta del proyecto final.

Una forma sencilla de lograr este cálculo es a través de una línea de tipo pollina el cuál al exportar desde Vulcan a AutoCAD en formato DWG.

30

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3.2 SÓLIDOS EN VULCAN 3.2.1 Aplicando la Herramienta Grade Shells

Figura 16. PASO 1

Figura 17.PASO 2

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Figura 18. PASO 3

Figura 19. PASO 4

32

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3.2.2 Sólido Fase 1

Figura 20. Vista Frontal del Sólido Fase 1. Tabla 10. Cubicación Sólido Fase 1 ITEM 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20

NIVEL BANCO 1025 1010 995 980 965 950 935 920 905 890 875 860 845 830 815 800 785 770 755 740 Total

TONELAJE DE SOLIDOS 1,272.332 71,940.862 289,686.202 806,895.503 1,552,680.404 2,089,409.296 2,512,657.351 3,011,413.976 3,389,321.287 3,894,435.303 4,879,714.699 6,796,465.802 8,691,446.727 9,406,928.008 9,300,948.461 8,813,666.704 8,221,589.434 7,365,424.932 6,526,240.237 5,587,814.077 93,209,951.597

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3.2.3 Sólido Fase 2

Figura 21. Vista Frontal del Sólido Fase 2

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Tabla 11. Cubicación de la Fase 2 ITEM 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 29 30 31 32 33 34

BANCO 509 524 539 554 569 584 599 614 629 644 659 674 689 704 719 734 749 764 779 794 809 824 839 854 869 884 899 914 929 944 959 974 989 1004 Total

TON SOLIDOS 4,550,895 6,100,552 7,348,309 9,248,075 10,672,073 12,561,158 13,754,855 15,028,746 16,298,732 17,606,672 18,948,291 20,319,330 21,721,346 23,156,000 24,627,893 26,136,094 27,676,140 29,251,748 30,865,357 32,601,812 34,309,801 36,072,521 37,852,641 39,665,279 41,612,227 43,511,839 45,440,289 47,405,085 49,525,182 51,590,446 53,675,989 55,881,603 58,047,033 59,861,227 1,022,925,239

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3.2.4 Sólido Botadero

Figura 22. Vista Frontal del Sólido Botadero.

Figura 23. Vista isométrica del Volumen y Tonelaje del Botadero.

36

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3.3 CUBICACIONES EN VULCAN 3.3.1 RESERVAS Se genera un cuerpo solido (Figura 16) a través del programa Vulcan y su herramienta triangle solid, el cual contiene el mineral dentro del Pit diseñado fase 1 para de esta forma calcular las toneladas de mineral (Reservas).

Figura 24. Generación del cuerpo mineral a través de Grade Shells.

Figura 25. Reporte de Cubicación del sólido mineral.

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3.3.2 TONELAJES DE FINOS Tabla 12.Cubicación de Toneladas de cobre Fino. Ley de Corte % 0.5 0.6 0.7 0.8 0.9 1 1.1 1.2 1.3 1.4 1.5 1.6 1.7 1.8 1.9 2.2 2.3 2.4 2.5 2.6 2.7 2.8 2.9

Ley media % 1.69 1.76 1.81 1.87 1.96 2.06 2.15 2.26 2.39 2.51 2.63 2.74 2.85 2.96 3.08 3.45 3.57 3.68 3.84 4 4.16 4.29 4.45 Total sobre 0,5 % ley media yacimiento

Toneladas Mineral 11,257,394 10,671,351 10,213,970 9,602,476 8,890,863 8,059,801 7,432,547 6,664,256 5,901,385 5,289,921 4,769,918 4,340,343 3,933,844 3,562,732 3,232,682 2,370,739 2,148,773 1,980,474 1,755,738 1,556,059 1,387,339 1,270,929 1,147,203

Toneladas Fino 19,024,996 18,781,577 18,487,285 17,956,630 17,426,092 16,603,190 15,979,976 15,061,218 14,104,311 13,277,703 12,544,883 11,892,541 11,211,455 10,545,686 9,956,661 8,179,049 7,671,121 7,288,143 6,742,032 6,224,236 5,771,330 5,452,286 5,105,051

124,042,011 298,162,941 2.4 %

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3.3.3 Curva Tonelaje v/s Ley Teniendo los datos de las reservas del yacimiento se puede obtener una curva de Tonelaje v/s la Ley de corte y la Ley media. Esto se logra a través del inventariado de reservas del yacimiento que se encuentran bajo una ley de corte determinada y calculando la ley media de todos los recursos cuya ley es superior o igual a la ley de corte determinada obteniéndose dos curvas en un mismo gráfico. Esto se logra directamente en Vulcan en el menú/Blocks/AdvanceReservesEditor. Por lo tanto, se puede apreciar que para la fase 1 una ley de corte de 0.5 % de Cu existen 124 Millones de Toneladas de Mineral con una ley media de 2,4 % de Cu.

14,000,000

Toneladas de Mineral

8

Ley Media %

7

12,000,000

6

10,000,000

5

8,000,000

4 6,000,000 3 4,000,000

2

2,000,000

1

0

0 0

1

2

3

4

5

6

Figura 26. Curva Tonelaje V/S LEY.

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3.3.4 Rem FASE 1 Tabla 13. Ejemplo Cálculo de REM FASE 1.

BANCO 845 830 815 800 785 770 755 740 Total

TON SOLIDOS 8,691,446.727 9,406,928.008 9,300,948.461 8,813,666.704 8,221,589.434 7,365,424.932 6,526,240.237 5,587,814.077 93,209,951.597

Ton Mineral 62,876.908 229,007.748 1,191,425.822 2,270,874.702 3,133,655.958 3,849,624.357 4,418,890.596 4,686,040.236 19,842,396.327

Ton Lastre REM 8,628,569.819 137.23 9,177,920.260 0.00 8,109,522.639 6.81 6,542,792.002 0.00 5,087,933.476 1.62 3,515,800.575 0.91 2,107,349.641 0.48 901,773.841 0.19 44,071,662.253 2.22

Los bancos desde el nivel 845 hacia el nivel de la superficie no se muestran en la tabla por qué no hay mineral solamente lastre. Es decir la sobrecarga de lastre. En cambio desde el nivel 845 m hasta 740 m se encuentra mineral y se puede calcular la REM. Dando una REM promedio de la Fase 1 de 2.2. Conforme a los requisitos de REM menor igual a 7:1.Mediante la siguiente expresión se puede calcular el Lastre y posteriormente su Relación de Lastre v/s Mineral.

Toneladas de Material = Toneladas de Mineral + Toneladas de Lastre

40

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3.3.4 VIDA ÚTIL (VOE) Para calcular o determinar la vida útil de la mina se prosigue a resolver la siguiente formula: T = 6.25 √R 4 ∗ f

Dónde: T: Vida Útil de la Mina (Años).

R: Reserva de la mina es de 124 Millones de Toneladas minerales f: Factor de Hosking (será de 0,8 para la ley media del yacimiento ). Al resolver la formula se obtendrá que la mina a diseñar tendrá una vida útil de 13 años.

41

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3.3.5 Prestriping (Sobrecarga)

Figura 27. Imagen Referencial de Sobrecarga (Pre-Striping).

Tabla 14. Muestra el Tonelaje de lastre.

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3.3.7 Perfil de Transporte MINA-PLANTA-BOTADERO A continuación se presenta la tabla 7 en donde se considera las distancias en función del tipo de material (Pre-striping y Mineral) que se encuentran en los bancos. Tabla 14. Perfil característico de transporte. FASE 1 STRIPPING 995 980 965 950 935 920 905 890 875 860 845 830 815 800 785 770 755 740 725 710

DISTANCIA PENDIENTE (m) 1,056 1,244 1,325 1,513 1,594 1,782 1,863 2,051 2,239 2,320 2,508 2,696 2,884 3,072 3,260 3,448 3,636 3,824 4,012 4,200

PENDIENTE DISTANCIA HORIZONTAL (%) (m) 8 2,600 8 2,600 8 2,600 8 2,600 8 2,600 8 2,600 8 2,600 8 2,600 8 2,600 8 2,600 8 2,140 8 2,140 8 2,140 8 2,140 8 2,140 8 2,140 8 2,140 8 2,140 8 2,140 8 2,140

DISTANCIA TOTAL (m) 3,656 3,844 3,925 4,113 4,194 4,382 4,463 4,651 4,839 4,920 4,648 4,836 5,024 5,212 5,400 5,588 5,776 5,964 6,152 6,340

Distancia a Botadero Distancia a Planta

43

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CAPITULO 4 4.1 Cálculos y Formulismo. 4.1.1 Tiempos de Ciclos Camión

=

+

=

+ .

=

=

=

+

.

+

+

+

.

+ +

+

=

+

.

= .

=

+ = .

+

= .

44

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4.1.2

Factor de Carga (fc)

Dónde: =

= = =

( =

ó

= ∗

=( (

+

ó ,

³

80%

)=

∗

))

Entonces, recordemos qué: ( (

)= ,

)= ,

Por tanto:

( ³) (

(

( ³) )= ,

)= ,

³∗ ,

³∗ ,

(

(

)∗ ,

)∗ ,

≈ ,

≈ ,

⁄

⁄

45

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4.1.4 Rendimiento Horario Camión (Rhc) =(

Dónde: =

⁄

ó

(

)= (

4.1.5

ó)

/ .

,⁄

= .⁄

)=(

.

Rendimiento Día Mina camión (Rdc)

/

)

, (

)= .

= º

Año 1: (

(

)=

)=

. .

. .

≈ ,

≈ , .

46

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4.1.6 Cálculo de Números de Camión º

Año 1:

º

ó (

ó = ,⁄

)=

í

=

.

,

1) 40% lastre:

º

2) 60% lastre:

º

ó =

ó =

,

⁄

í .

=

,

.

, ⁄

í .

=

, .

º

.

ó =

47

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4.1.7 Costo Transporte Camión

ó

ó =

ó (

ó (

)=

)=

67.5

67.5

º

$

ó

$⁄

= 1.875

⁄

$⁄

36

$⁄

= 2.177

$⁄

31

48

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4.1.8 Capacidad de Carguío 3 = = 14,53 = 154,13 (

Dónde: =

Lo = =

) = 62,2 ³

14.53 ó de unidades

Cb = ℎ

− 18

= 1.8+ 18 → = (

1.8

62,2 ( 3) − 18

=(

3

) = 24,552

)

Nota: se exigen palas desde 20 Yd³. 4.1.9 Capacidad Teórica del Balde (Cbt) =

3

0.7646

= 24,522

3

3

0.7646

⁄ 3

4.1.10 Capacidad efectiva del Balde (Cbe) Dónde: = =

(

(

(

) = 18,75

) = 18,75 ³

).

.

3

→ = 18,75 ³

=

3

0,80 ≈ 15 0,80 ≈ 15

3

3

49

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4.1.11 Ecuación para la Velocidad de la Maniobra (P) ∗ ∗

=

=(

)

Dónde: = = (

=

)=

(

)=

.

≈

⁄

⁄ (

.

∗

⁄

( ).

∗ ,

∗ ,

∗⁄

) ⁄

≈

⁄

= =

,

,

50

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4.1.12 Ecuación para Rendimiento Horario Pala (Rhp) = ∗ ∗

,

=(

(

)

)

Dónde: =

= (

)=

=

(

)=

(

)=

.=.

(

(

,

⁄

→(

+ %

.

).

).

)= ,

³

,⁄ →( + , %

) = ,⁄ ³

Por lo tanto se tiene qué: (

≈ . ,

) =⁄ ,

≈ . ,

(

³

⁄

)=⁄∗ .

⁄

51

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4.1.13 Ecuación para el Rendimiento día mina pala (Rdp) = ° Dónde:

= °= ú

=

⁄

ó á

.=⁄

Luego para determinar el factor de utilización, se tiene: =(

=

Entonces:

−

≈ ,

=(

(

)=

≈ .

(

⁄

=(

,

⁄

− , )

,

)

) =

. ,

% %

⁄

)=⁄ , . ,⁄≈ .⁄

52

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Con: ⁄

() =

(

(1 − %)

)= (

)

(

)

Dónde:

= = =% ó ú (1 − %) = % ú = í (

)=

% ó

AÑO 1: (

7.805,7

)=(

) = 17,700

⁄

⁄ í

í

0,024 0,75 0.98 25 ⁄

(

) = 3 17,700

= 53,100

⁄

í

⁄ í

53

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4.1.14 Ecuación para número de palas (N)

=(

∗

)

= = (

)

=% á .

Año 1: (

17,700

)= (

⁄ í

)=1

51,471 (

(

)=(

53,100 ú

51,874 (

í

) ∗ 0.70

⁄ í

=

)=2

í

) ∗ 0.70

(Solamente para el primer año de explotación)

54

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4.1.15 Costo Pala (Ctp)

=(

ℎ

ℎ⁄

$⁄

)

ℎ

Dónde: ℎ =ℎ

$⁄ ℎ = ℎ

⁄ℎ

(

70,86

)=(

$ ⁄

) = 0.0313

$⁄

2,257.5⁄ ℎ

(

)=(

70,86 $⁄

) = 0.0311$⁄

2,275.2⁄ ℎ

(Solamente para el primer año de explotación)

55

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4.1.15 Costo Tronadura Tabla 15. Muestra el costo de tronadura, según modelo Pala. Tronadura

PALA Mineral 0,04

Costo Total (US$/TMH) Nota: según modelo PALA

20--23YD3 Estéril 0,03

Ley de Asch (Teórico): ∅ Dónde: ∅

=

=12 = ( )

ó

=,=

Asumimos un Kb = 40 (Roca Dura) para el burdem y Ke =1,15 para el espaciamiento y una densidad de explosivo confinado de 1,15 gr/CC. Luego, para calcular el diámetro de perforación en pulgadas o metro se tiene qué:

13

= →

∅ 12

→∅ =

∅ = 40 = 0,325 ≈ 12,8

56

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Figura 28. Imagen referencial de malla y tronadura en AutoCAD. 4.1.17 Cálculo de Perforación Tonelaje a Remover (q)

=(

)+

Dónde: = = =

=

=

.

"

.

ℎ"

.

(

)=(

(

)=(

⁄³

13 ( ) ∗ 15 ( ) ∗ 14,53 ( ) ∗ 2.69 13 ( ) ∗ 15 ( ) ∗ 14.53 ( ) ∗ 2.5

⁄ 3 ⁄ 3

) ≈ 447.5 ⁄

) ≈ 416

⁄

14.53 ( ) + 2.5 ( )

14.53 ( ) + 2.5 ( )

57

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4.1.18 Rendimiento horario Perforadoras (Rhpm) =() Dónde: =

ó

=

ℎ ( ℎ (

) = 447.5 ( ) = 416

⁄ℎ

) ∗ 19 ⁄

23

ℎ

ℎ

ó

≈ 8,502.0 ≈ 9,568.0

⁄ℎ ⁄ ℎ

58

Universidad De Antofagasta Facultad de Ingeniería Depto. de Ingeniería en Minas

4.1.19 Rendimiento Día Perforadora (Rdpm ) =

Dónde:

º

Dónde: 8=ℎ °= ú

⁄

=

ó á

ℎ =

.

ℎ

⁄ℎ

Luego para determinar el rendimiento de la perforadora, se tiene qué:

(

(

) = 172,224

) = 8 ℎ 3 ⁄ℎ 0.75 8,502 ⁄ℎ ( ⁄

) = 8 ℎ 3 ⁄ℎ 0.75 9,568 ⁄ℎ (

) = 153,036 ⁄

59

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4.1.20 Número de Perforadoras (N° Perforadoras)

º= 17,700⁄ º(

í

)=

(

)=

62.065

=1

⁄

153,036

º

0.75

⁄

í

∗ 0,75

172.224⁄

º

∗

=5

≈

(Solamente para el primer año de explotación)

60

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4.1.21 Costo Perforación

ó

=

$

⁄

⁄

Dónde: ℎ =

ℎ

⁄

(

$⁄

)=

,

(

= .

$⁄

⁄

$⁄

)=

,

ℎ

= .

$⁄

⁄

(Solamente para el primer año de explotación, se usará como valor costo promedio por la vida útil del proyecto)

4.2

COSTOS DE PROCESOS

61

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Los costos de procesos estimados para la planta fueron obtenidos de un modelo económico similar de otros yacimientos de iguales características, cuyo flujo económico de costos es el siguiente.

4.2.1

COSTOS DE OPERACIÓN PLANTA

4.2.2

CHANCADO

Item 2 3 4 5

Valor 100.000.0 0.9 3.1 7 0.827

Costo Labor Costo Materiales Consumo Energía Costo Energía Otros Gastos

ℎ

Dónde:

1

=

+

°/ ∙

Unidad US$/Mes US$/TMS US$/TMS US$/Kwh US$/TMS µ1 + S1 ∗ b + a ∗ ∗

Costo labor =Z1 [U$/mes] Costo materiales =µ1 [U$/TMS] Consumo energía =S1 [KwH/TMS] Costo energía =b [U$/KwH] Otros gastos =a [U$/TMS] Factor de conversión =F Ley de corte =L Periodo en años =n

Reemplazando la ecuación se tiene qué: ℎ

=

100.000,0

0,9 + 3,1 ∗ 7,0 + 0,827

+

7805,7 ∙ 2204,62

ℎ

=

2204,62 ∗ 13 ñ ∗ 0,024 %

0.023 $

62

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4.2.3

LIXIVIACIÓN

Item 1 2 3 4 5 6

Costo Labor Costo Materiales Consumo Energía Costo Energía

Valor 120313 1.9214 2.358 7

Unidad US$/Mes US$/TMS Kwh/TMS US$/Kwh

3.3 0.09

[kH2SO4/kCu°] US$/Kgms

Consumo Ácido Precio Ácido 2

=

+ µ2 + S2 ∗ b2 + a2 + 2 ∗ 2

°/ ∙

∗ ∗

Dónde: Costo labor Costo materiales Consumo energía Costo energía Consumo ácido Precio Acido

=Z2 [U$/mes] =µ2 [U$/TMS] =S2 [KwH/TMS] =b2 [U$/KwH] =W2 [kH2SO4/kCu°] =a2 [U$/kg]

Reemplazando la ecuación se tiene qué: =

120.313,0

7805,7 ∙ 2204,62

1,9214 + 2,358 ∗ 7,0 + 0,09

+

2204,62 ∗ 13 ñ ∗ 0,024 %

= 0.00699 + 0.0269 + 0.0001347

= 0.034

+

3,3 ∗ 0,09

2204,62

63

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4.2.4

COSTO ELECTROOBTENIÓN

Item 1 2 3 4 5 6

Valor 400000 100000 300 80000 5 30000

Costo Labor Costo Materiales Consumo Energía Gasto Distribución Precio Otros Gastos

=

5 + µ5 + a5 + b5 °/ ∙

Unidad US$/Mes US$/Mes US$/TM Cu US$/TMS US$/Kwh US$/Mes

S5 ∗ c5

+

Dónde: Costo labor Costo materiales Consumo energía Gasto distribución Precio Otros gastos

=Z5 [U$/mes] =µ5 [U$/mes] =S5 [KwH/TMCu] =b5 [U$/TMS] =c5 [U$/KwH] = a5 [U$/mes]

Reemplazando la ecuación se tiene qué:

=

400.000,0 + 100.000,0 + 30.000,0 + 80.000,0 7805,7 ∙ 2204,62

= 0,035447 + 0,680389

= 0,71584

+

300,0 ∗ 5

2204,62

64

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4.1.6

OTROS GASTOS

Item 1 2 3 4 *

Costo Embarque Depreciación Planta Gasto Venta y Comercialización Gasto Administrativo Total

Valor 0.07 0.08 0.09 0.04 0.28

Unidad US$/Lb Cu US$/Lb Cu US$/Lb Cu US$/Lb Cu US$/Lb Cu

-Impuestos, interés y otros índices ( para el perfil del proyecto ) Interés por crédito 10% Crédito por el 60 % de las inversiones en equipo de mina .Resto capital propio Patentes anuales US$ Impuesto por inicio de faena 1% sobre la inversión inicial equipo mina planta y edificio

• • • •

-Índices de evaluación • •

Tasa alternativa 8 % Precio de venta del producto

2.5 US$ / Libra con incremento de 0.1 US$ / libra cada año

65

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EVALUACIÓN ECONOMICA DEL PROYECTO MINERO: F0

F1

F2

F3

F4

F5

F6

F7

F8

F9

F 10

F 11

F 12

F 13

INGRESOS

47,562,490

48,832,100

49,915,671

50,278,563

50,535,666

49,809,570

49,537,925

48,195,899

46,544,226

45,144,190

43,907,091

42,813,147

41,482,385

COSTOS OPERACIONALES

21,000,000

21,000,000

21,000,000

21,000,000

21,000,000

21,000,000

21,000,000

21,000,000

21,000,000

21,000,000

21,000,000

21,000,000

21,000,000

COSTOS ADM INISTRATIVOS

10,000,000

10,000,000

10,000,000

10,000,000

10,000,000

10,000,000

10,000,000

10,000,000

10,000,000

10,000,000

10,000,000

10,000,000

10,000,000

UTILIDAD BRUTA

16,562,490

17,832,100

18,915,671

19,278,563

19,535,666

18,809,570

18,537,925

17,195,899

15,544,226

14,144,190

12,907,091

11,813,147

10,482,385

3,750,000

3,750,000

3,750,000

3,750,000

3,750,000

3,750,000

3,750,000

3,750,000

3,750,000

3,750,000

3,750,000

3,750,000

3,750,000

12,812,490

14,082,100

15,165,671

15,528,563

15,785,666

15,059,570

14,787,925

13,445,899

11,794,226

10,394,190

9,157,091

8,063,147

6,732,385

0

0

0

0

0

0

0

0

0

0

0

0

0

12,812,490

14,082,100

15,165,671

15,528,563

15,785,666

15,059,570

14,787,925

13,445,899

11,794,226

10,394,190

9,157,091

8,063,147

6,732,385

DEPRECIACIONES UTILIDAS OPERACIONAL INTERES UTILIDAD ANTES IM PUESTOS IM PUESTOS (20%) UTILIDAD NETA DEPRECIACIONES INVERSION ACTIVO TANGIBLE

12,000,000

INVERSION ACTIVO INTANGIBLE

30,000,000

2,562,498

2,816,420

3,033,134

3,105,713

3,157,133

3,011,914

2,957,585

2,689,180

2,358,845

2,078,838

1,831,418

1,612,629

1,346,477

10,249,992

11,265,680

12,132,537

12,422,850

12,628,533

12,047,656

11,830,340

10,756,719

9,435,381

8,315,352

7,325,673

6,450,518

5,385,908

3,750

3,750

3,750

3,750

3,750

3,750

3,750

3,750

3,750

3,750

3,750

3,750

3,750

VALOR DE DESECHO FLUJO NETO DE CAJA

-42,000,000

137,316,198

143,664,251

149,082,104

150,896,563

152,182,079

148,551,602

147,193,373

140,483,244

132,224,882

125,224,700

119,039,207

113,569,486

106,915,677

VALOR ACTUALIZADO NETO

-42,000,000

124,832,907

118,730,786

112,007,591

103,064,383

94,493,098

83,853,507

75,533,711

65,536,470

56,076,258

48,279,543

41,722,516

36,186,738

30,969,663

TASA DE INTERES : VAN: TIR:

10% 949,287,171.00 1.17 %

VALOR ACTUAL INGRESO:

991,287,170.19

VALOR ACTUAL EGRESOS:

310,000,000.00

RELACION BENEFICIO /COSTO:

3.20

66

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CONCLUSIONES

El archivo de modelo de bloques utilizado en el presente proyecto minero, fue reemplazado por otro archivo de modelo de bloques y fue otorgado por alumnos de Ingeniería Civil en Minas del departamento de Ingeniería en Minas de la Universidad de Antofagasta. Por qué, el área de la topografía era inferior al área de superficie para construir el Diseño Final del Proyecto. • • • • •

El modelo de bloques utilizado, fue evaluado y valorado por estudios previos de Variograma y compositos de sondajes para el ramo de Evaluación de Yacimiento. El tonelaje total de reservas del yacimiento es entregado en la figura de curva tonelaje v/s ley. La ley media del yacimiento es de 2.4 % de cobre, con una vida útil para el primer Pit de 13 años. El costos directos mina asociados al presente estudio son calculados en función de las tablas de planificación mina entregados en clases. En este sentido los costos de transporte son los que sufren un mayor castigo casi en un 90%.

La siguiente figura de costos directo mina muestran lo mencionado anteriormente:

COSTOS DIRECTOS MINA 2.682.234.47

perforacion tronadura

90.60

carguio transporte

Figura 29. Comparativa de Costo Mina 67

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El valor presente neto de este proyecto fue calculado con una tasa de descuento de un 6%., también se utilizó depreciación acelerada para todos los equipos y el capital de trabajo inicial se estimó en el 30% de los egresos estimados para el primer año de funcionamiento de la mina. Con estas consideraciones se evaluó solo para la Fase Pit 1 del proyecto. Con las siguientes características económicas: VAN 949 MMUS$ TIR 1.17

68