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• Glenn Day Terán Riveros

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INSTITUTO PROFESIONAL INACAP INGENIERÍA EN MINAS

SUBLEVEL STOPING: MINERA SAN PEDRO S.A.

ALEXANDER I. OPAZO PÉREZ MARIANELA A. MENDEZ MENDEZ RODRIGO F. NOVOA VALENZUELA.

Profesor Guía: Sr. Andrés E. López.

Santiago 2018

Resumen Se presenta una metodología basada en recopilación de información relacionada a las especificaciones técnicas, topográficas, condiciones del macizo rocoso y condiciones del entorno del Proyecto de Minería Subterránea. Se dará a conocer un estudio general de datos y una recopilación de diversos factores que influyen de manera directa al Proceso Minero, ejemplificando en el contexto de un proyecto de estudio de caso en donde se abordarán temas que se relacionan íntimamente con los procesos de Tronadura, Servicios Mina, Carguío y Transporte de Materiales de acuerdo con los antecedentes topográficos y condiciones de entorno que se obtienen del lugar en estudio. Mediante el análisis previo de documentos obtenidos de diversas fuentes se logra extraer información relevante respecto a las características presentes en la Faena Minera que se pretende estudiar en función a las condiciones del entorno y al macizo rocoso presente en el sector donde está ubicada también se detallarán las principales características y alcances de la Planificación Minera a corto y largo plazo mediante la organización de una carta Gantt que proporcionará las actividades principales y duración del proyecto, además de los protocolos a seguir correspondientes para cada operación, dándole así un carácter más profesional al proyecto de caso correspondiente. Así, a base de este estudio se dan a conocer las características geológicas, geomecánicas y geográficas de la Faena Minera del caso. Características determinantes al momento de la selección del método de explotación, además de la implementación del método de Nicholas como base. También se hará un breve énfasis a los recursos asociados y el procedimiento que deben adquirir ciertas operaciones dependiendo del entorno, respetando las exigencias medio ambientales actualmente vigentes. A partir de datos obtenidos, se determinarán los equipos con los cuales se podrá mover el tonelaje diario a extraer, teniendo en cuenta principalmente parámetros operacionales además de la geometría presente. El desarrollo de las labores y de la explotación misma requiere de personal, el cuál será determinado por la tasa de producción y los equipos a implementar, la ejecución de las labores se llevará a cabo de acuerdo con configuraciones propias del método seleccionado. La organización del trabajo se determina a partir del personal requerido además de la localización geográfica de la faena, teniendo en consideración los días de trabajo, determinando turnos, y cumpliendo la legislación actual. i

Se realizará un estudio económico que abarca desde la etapa de exploración hasta encontrarse operando un tiempo estimado. A partir de esto elabora el flujo de caja considerando la estimación, depreciación, financiamiento y prestamos requeridos. De forma anexa la información recopilada tendrá como base tablas, gráficos e ilustraciones para su mayor comprensión, dándole al lector la libre elección de opinar con respecto a las soluciones propuestas a las problemáticas presentes y a la evaluación de la sustentabilidad del proyecto en desarrollo, considerando todos los tipos de riesgos que se puedan presentar en el trascurso de este y proponiendo las correspondientes mejoras.

ÍNDICE DE CONTENIDOS 1

CAPITULO 1: INTRODUCCIÓN ................................................................................. 1 1.1 1.2 1.3

2

CAPITULO 2: GENERALIDADES ............................................................................... 4 2.1 2.2 2.3 2.4 2.5 2.6 2.7

3

Secuencia de ejecución de galerías. (Datamine) ...............................................................................................46

CAPITULO 6: MÉTODO DE EXPLOTACIÓN ........................................................... 49 6.1 6.2 6.3

7

Método de evaluación tradicional y geoestadístico empleado. ...........................................................................25 Criterios de categorización de reservas. ............................................................................................................36 Estimación de Ley de corte óptima. ...................................................................................................................41 Curva tonelaje-ley. .............................................................................................................................................42 Evaluación de yacimiento con Software DataMine. ............................................................................................43

CAPITULO 5: DESARROLLO Y PREPARACIÓN .................................................... 46 5.1

6

Geología local ...................................................................................................................................................17 Litología y mineralización (Mena y ganga) .........................................................................................................17 Propiedades geomecánicas mena y estéril. .......................................................................................................19 RMR – MRMR ...................................................................................................................................................20 Aspecto estructural ............................................................................................................................................23 Planos geológicos .............................................................................................................................................24

CAPITULO 4: ESTIMACIÓN DE RESERVAS ........................................................... 25 4.1 4.2 4.3 4.4 4.5

5

Ubicación y accesos (PLANO DE UBICACIÓN GOOGLE EARTH) .................................................................... 4 Flora y Fauna del sector. .................................................................................................................................... 5 Fisiografía del sector: topografía, clima, caminos y otros. ................................................................................... 7 Recursos hídricos y eléctricos. ..........................................................................................................................11 Propiedad minera. .............................................................................................................................................13 Pedimento .........................................................................................................................................................14 Manifestación ....................................................................................................................................................16

CAPITULO 3: GEOLOGÍA Y GEOMECANICA DEL YACIMIENTO........................... 17 3.1 3.2 3.3 3.4 3.5 3.6

4

Objetivos Generales y específicos del Proyecto. ................................................................................................ 3 Alcances............................................................................................................................................................. 3 Restricciones ...................................................................................................................................................... 3

Elección método de explotación. .......................................................................................................................49 Criterio empleado para la selección. ..................................................................................................................49 Justificaciones adecuadas. ................................................................................................................................50

CAPITULO 7: PROGRAMA DE PRODUCCIÓN. ...................................................... 51 7.1 7.2 7.1 7.2

Tasa de producción ...........................................................................................................................................51 Operaciones unitarias (Perforación, Tronadura, Carguío y Transporte). ............................................................52 Forma de ejecución semanas. ...........................................................................................................................64 Índices Operacionales (Horas, tiempos, KPI) .....................................................................................................79

ii

7.3 7.4 7.5

8

CAPITULO 8: ORGANIZACIÓN DEL TRABAJO. ..................................................... 92 8.1 8.2 8.3 8.4

9

Flota estipulada para cumplir producción. ..........................................................................................................84 Equipos e insumos empleados. .........................................................................................................................88 Servicios anexos ...............................................................................................................................................89

Sistema de turnos estipulada por el Código del trabajo. ....................................................................................92 Personal requerido dentro de la faena. ..............................................................................................................93 Programación de los turnos. ..............................................................................................................................94 Organigrama Faena San Pedro .........................................................................................................................95

CAPITULO 9: ESTUDIO ECONOMICO. ................................................................... 96 9.1 9.2 9.3

Costo de Desarrollo ...........................................................................................................................................96 Inversión..........................................................................................................................................................100 Costos Mina de cada operación Unitaria..........................................................................................................100

10 CAPITULO 10: ESTUDIO ECONÓMICO MINA ...................................................... 106 10.1 10.2 10.3 10.4

Estimación de ingresos. ...................................................................................................................................106 Depreciación de equipos. ................................................................................................................................107 Financiamiento. ...............................................................................................................................................108 Flujos de caja ..................................................................................................................................................110

11 CAPITULO 11: CONCLUSIONES .......................................................................... 114 12 BIBLIOGRAFÍA ....................................................................................................... 119

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ÍNDICE DE ILUSTRACIONES

ILUSTRACIÓN 2.1 VISTA GOOGLE EARTH DE LA MINA. .................................................................................................... 4 ILUSTRACIÓN 2.2 ESPINO .......................................................................................................................................... 5 ILUSTRACIÓN 2.3 LAGARTO NÍTIDO ............................................................................................................................. 6 ILUSTRACIÓN 2.4 TOPOGRAFÍA VISTA PLANTA. ............................................................................................................. 7 ILUSTRACIÓN 2.5 TOPOGRAFÍA VISTA LATERAL. ............................................................................................................. 7 ILUSTRACIÓN 2.6 DESIERTO FLORIDO. ......................................................................................................................... 8 ILUSTRACIÓN 2.7 TEMPERATURAS ANUALES. ................................................................................................................ 9 ILUSTRACIÓN 2.8 TEMPERATURAS ANUALES Y MENSUALES. ............................................................................................. 9 ILUSTRACIÓN 2.9 VIENTO ANUAL.............................................................................................................................. 10 ILUSTRACIÓN 2.10 RÍO COPIAPÓ. ............................................................................................................................. 11 ILUSTRACIÓN 2.11 SISTEMA INTERCONECTADO DEL NORTE. .......................................................................................... 12 ILUSTRACIÓN 2.12 PEDIMENTO ............................................................................................................................... 15 ILUSTRACIÓN 2.13 MANIFESTACIÓN. ........................................................................................................................ 16 ILUSTRACIÓN 3.1 CALCOPIRITA-PIRITA-MAGNETITA...................................................................................................... 18 ILUSTRACIÓN 3.2 GEOMECÁNICA YACIMIENTO ............................................................................................................ 19 ILUSTRACIÓN 3.3 ROCK MASS RATING (RMR). .......................................................................................................... 20 ILUSTRACIÓN -3.4 PLANO DE FALLAS RELACIONADAS A LA MINA SAN PEDRO. ................................................................... 23 ILUSTRACIÓN 3.5 PLANO GEOLÓGICO MINERA CANDELARIA.......................................................................................... 24 ILUSTRACIÓN 4.1 SONDAJES DATAMINE RM , VISTA PLANTA. ........................................................................................ 29 ILUSTRACIÓN 4.2 SONDAJES DATAMINE, REPRESENTACIÓN PARA VARIOGRAMA. ............................................................... 29 ILUSTRACIÓN 4.3 JUEGO DE COORDENADAS, REFERENCIAL............................................................................................. 30 ILUSTRACIÓN 4.4 VARIOGRAMA ESTE-OESTE. ............................................................................................................. 31 ILUSTRACIÓN 4.5 VARIOGRAMA NORTE-SUR. ............................................................................................................. 31 ILUSTRACIÓN 4.6 VARIOGRAMA 45° ......................................................................................................................... 32 ILUSTRACIÓN 4.7 VARIOGRAMA 135° ....................................................................................................................... 32 ILUSTRACIÓN 4.8 VARIOGRAMA: COBRE CON AZIMUT DE 90° Y MANTEO DE 0°. ................................................................ 33 ILUSTRACIÓN 4.9 VARIOGRAMA: COBRE CON AZIMUT DE 0° Y MANTEO DE 0°. .................................................................. 34 ILUSTRACIÓN 4.10 VARIOGRAMA: COBRE CON AZIMUT DE 0° Y MANTEO DE 90°. .............................................................. 35 ILUSTRACIÓN 4.11 CATEGORIZACIÓN DE RECURSOS Y RESERVAS MINERAS. ....................................................................... 36 ILUSTRACIÓN 4.12 CATEGORIZACIÓN DE RECURSOS TOTALES (DATAMINE RM). ................................................................ 38 ILUSTRACIÓN 4.13 TONELAJES DE ESTERIL Y MINERAL A EXPLOTAR (DATAMINE RM). ......................................................... 38 ILUSTRACIÓN 4.14 CATEGORIZACIÓN Y CLASIFICACIÓN DE TONELAJES Y LEYES. ................................................................... 39 ILUSTRACIÓN 4.15 REPRESENTACIÓN VISUAL DE LOS TONELAJES CON DIFERENTES RANGOS DE LEY DE CU. ............................... 40

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ILUSTRACIÓN 4.16 REPRESENTACIÓN VISUAL DEL CUERPO DE ESTÉRIL Y ROCA MINERALIZADA CON SUS DIFERENTES LEYES , (VISTA PLANTA)...................................................................................................................................................... 40

ILUSTRACIÓN 4.17 CURVA TONELAJE LEY. .................................................................................................................. 42 ILUSTRACIÓN 4.18 ESTIMACIÓN DE RECURSOS MEDIANTE IVOR..................................................................................... 43 ILUSTRACIÓN 4.19 ESTIMACIÓN DE RECURSOS MEDIANTE KRIGING. ................................................................................ 44 ILUSTRACIÓN 4.20 REPRESENTACIÓN GRÁFICA DE LA CLASIFICACIÓN DE RECURSOS POR KRIGING........................................... 45 ILUSTRACIÓN 5.1 LABORES REALIZADAS EN 5D PLANNER , VISTA LATERAL......................................................................... 46 ILUSTRACIÓN 5.2 DISEÑO DE LABORES EN 5D PLANNER................................................................................................ 46 ILUSTRACIÓN 5.3 RAMPA DE ACCESO, 5D PLANNER. .................................................................................................... 47 ILUSTRACIÓN 5.4 RAMPA CON SUBNIVELES DE PERFORACIÓN......................................................................................... 47 ILUSTRACIÓN 5.5 RAMPA DE ACCESO, SUBNIVELES DE PERFORACIÓN, MÁS CALLES DE CARGUÍO Y TRANSPORTE. ....................... 48 ILUSTRACIÓN 5.6 BATEAS DE RECEPCIÓN DE MINERAL,(UNDERCUT). ............................................................................... 48 ILUSTRACIÓN 6.1 MÉTODO SUBLEVEL STOPING, DISEÑO BÁSICO..................................................................................... 49 ILUSTRACIÓN 7.1 ROCKET BOOMER 282S ................................................................................................................. 52 ILUSTRACIÓN 7.2 SANDVIK DB120 .......................................................................................................................... 52 ILUSTRACIÓN 7.3 DIAGRAMA DE PERFORACIÓN TÚNEL 5X5 (M) ..................................................................................... 55 ILUSTRACIÓN 7.4 DIAGRAMA DE PERFORACIÓN MALLA 6,2X6,1 (M) ............................................................................... 58 ILUSTRACIÓN 7.5 DIAGRAMA DE PERFORACIÓN PARA VETA DE PRODUCCIÓN. .................................................................... 61 ILUSTRACIÓN 7.6 DIAGRAMA DE PERFORACIÓN DE BATEAS O UNDERCUT. ........................................................................ 63 ILUSTRACIÓN 7.7 TRONADURA EN MINAS SUBTERRÁNEAS. ............................................................................................ 65 ILUSTRACIÓN 7.8 LOGRO SOFTWARE JKSIMBLAST....................................................................................................... 65 ILUSTRACIÓN 7.9 DIAGRAMA DE DISPARO 5X5 ............................................................................................................ 66 ILUSTRACIÓN 7.10.2 DIAGRAMA DE DISTRIBUCIÓN DE ENERGÍA. .................................................................................... 66 ILUSTRACIÓN 7.11 TIROS AUXILIARES Y RAINURA CON CARGA......................................................................................... 68 ILUSTRACIÓN 7.12 TIROS DE CONTORNO (CAJAS Y CORONA) .......................................................................................... 68 ILUSTRACIÓN 7.13 TIROS DE ZAPATERA ..................................................................................................................... 68 ILUSTRACIÓN 7.15 DIAGRAMA DE DISPARO DE 6,2X6,1 (M).......................................................................................... 69 ILUSTRACIÓN 7.14.2 DIAGRAMA DE DISTRIBUCIÓN DE ENERGÍA MALLA 2. ........................................................................ 69 ILUSTRACIÓN 7.16 TIROS AUXILIARES Y RAINURAS CON CARGA MALLA 6,2X6,1 M² ............................................................ 70 ILUSTRACIÓN 7.17 TIROS DE CONTORNO (CAJAS Y CORONA) MALLA 6,2X6,1 M² ............................................................... 70 ILUSTRACIÓN 7.18 TIROS DE ZAPATERA MALLA 6,2X6,1 M² .......................................................................................... 70 ILUSTRACIÓN 7.19 DIAGRAMA DE TIROS RADIALES EN 2D RING...................................................................................... 71 ILUSTRACIÓN 7.20 CUADRANTE DE VETA CONSIDERADO PARA CÁLCULO DE EXPLOSIVOS. ..................................................... 71 ILUSTRACIÓN 7.21 ESQUEMA DE LA CONFIGURACIÓN DE LOS TIROS RADIALES DE PRODUCCIÓN. ............................................ 72 ILUSTRACIÓN 7.22 CURVAS DE ISOTIEMPO. ................................................................................................................ 73 ILUSTRACIÓN 7.23 DISTRIBUCIÓN DE ENERGÍA EN EL TAJEO. .......................................................................................... 73

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ILUSTRACIÓN 7.24 DIAGRAMA DE DISPARO DEL UNDERCUT........................................................................................... 74 ILUSTRACIÓN 7.25 ESQUEMA DE LA CONFIGURACIÓN DE LOS TIROS RADIALES DE BATEA (UNDERCUT) .................................... 75 ILUSTRACIÓN 7.26 DISTRIBUCIÓN DE ENERGÍA DE LA TRONADURA DE BATEA. .................................................................... 75 ILUSTRACIÓN 7.27 LHD LF 10 ................................................................................................................................ 85 ILUSTRACIÓN 7.28 ESPECIFICACIONES TÉCNICAS LHD LF 10 ......................................................................................... 85 ILUSTRACIÓN 7.29 DUMPER MK A15 ...................................................................................................................... 87 ILUSTRACIÓN 7.30 DUMPER MK A15 , VISTA PLANTA. ................................................................................................ 87 ILUSTRACIÓN 7.31 ESPECIFICACIONES TÉCNICAS DEL DUMPER MK A15 .......................................................................... 88 ILUSTRACIÓN 7.32 INDICE DE Q DE BARTON. .............................................................................................................. 89 ILUSTRACIÓN 7.33 REPRESENTACIÓN GRÁFICA DE LAS JUNTAS O FALLAS. ......................................................................... 90 ILUSTRACIÓN 7.34 ANALISIS ESTADISTICO DE POSIBLES PLANOS DE FALLA. ........................................................................ 90 ILUSTRACIÓN 7.35 REPRESENTACIÓN DE ESFUERZOS Y FACTORES DE SEGURIDAD................................................................ 91 ILUSTRACIÓN 7.36 REPRESENTACIÓN DE ESFUERZOS YA CONTROLADOS CON MEJORÍA EN FACTORES DE SEGURIDAD. ................. 91 ILUSTRACIÓN 8.1 ORGANIGRAMA MINERA SAN PEDRO ................................................................................................ 95

ÍNDICE DE TABLAS

TABLA 3.1 GEOMECÁNICA DE LA ROCA. ..................................................................................................................... 19 TABLA 3.2 FACTORES DE AJUSTES DE RMR A MRMR. ................................................................................................. 21 TABLA 3.3 CLASIFICACIÓN DE LA ROCA SEGÚN MRMR ................................................................................................. 22 TABLA 4.1 PERFILES Y RESPECTIVOS SONDAJES. ........................................................................................................... 25 TABLA 4.2 LEY MEDIA POR PERFIL. ............................................................................................................................ 26 TABLA 4.3 ÁREA DE LOS PERFILES POR SONDAJES. ........................................................................................................ 26 TABLA 4.4 LEY MEDIA DE CADA SONDAJE. .................................................................................................................. 27 TABLA 4.5 POTENCIA CON LEY ASOCIADA, POR SONDAJE. .............................................................................................. 28 TABLA 4.6 TABLA UTILIZADA PARA REALIZAR VARIOGRAMA EXPERIMENTAL. ...................................................................... 30 TABLA 4.7 DATOS VAR. ESTE-OESTE ........................................................................................................................ 31 TABLA 4.8 DATOS VAR. NORTE-SUR ......................................................................................................................... 31 TABLA 4.9 DATOS VAR. 45° .................................................................................................................................... 32 TABLA 4.10 DATOS VAR. 135° ................................................................................................................................ 32 TABLA 4.11 DATOS DE VARIOGRAMA: COBRE CON AZIMUT DE 90° Y MANTEO DE 0°. ........................................................ 33 TABLA 4.12 DATOS DE VARIOGRAMA: COBRE CON AZIMUT DE 0° Y MANTEO DE 0°. .......................................................... 34 TABLA 4.13 DATOS DE VARIOGRAMA: COBRE CON AZIMUT DE 0° Y MANTEO DE 90°. ........................................................ 35 TABLA 4.14 INTERVALOS DE LEYES Y TONELAJES. ......................................................................................................... 37 TABLA 4.15 CATEGORIZACIÓN DE RECURSO Y RESERVAS MANUAL. ................................................................................. 37

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TABLA 4.16 CÁLCULO DE LEY DE CORTE ÓPTIMA, Y ANÁLISIS DE SENSIBILIDAD SIMPLE. ........................................................ 41 TABLA 4.17 DATOS PARA CURVA TONELAJE LEY. .......................................................................................................... 42 TABLA 6.1 MATRIZ DE SELECCIÓN DE MÉTODO DE EXPLOTACIÓN DE NICHOLAS. ................................................................. 50 TABLA 7.1 RESERVA TOTAL EXPLOTABLE. ................................................................................................................... 51 TABLA 7.2 VIDA ÚTIL EXPLOTABLE (VOE) .................................................................................................................. 51 TABLA 7.3 RITMO ÓPTIMO DE PRODUCCIÓN ............................................................................................................... 51 TABLA 7.4 DATOS TÉCNICOS DEL TÚNEL. .................................................................................................................... 53 TABLA 7.5 VELOCIDAD DE PENETRACIÓN. ................................................................................................................... 54 TABLA 7.6 DÍAS REALES DE LA CONSTRUCCIÓN DEL TÚNEL. ............................................................................................ 54 TABLA 7.7 INDICE DE PERFORACIÓN (IP) .................................................................................................................... 54 TABLA 7.8 DATOS MALLA DE PERFORACIÓN 5X5 (M).................................................................................................... 55 TABLA 7.9 DATOS TÉCNICOS TÚNEL 6,1X6,2 (M) ........................................................................................................ 56 TABLA 7.10 VELOCIDAD DE PENETRACIÓN.................................................................................................................. 57 TABLA 7.11 DÍAS REALES TÚNEL............................................................................................................................... 57 TABLA 7.12 ÍNDICE DE PERFORACIÓN PARA MALLA 6,1X6,2 (M) .................................................................................... 57 TABLA 7.13 DATOS MALLA 6,2X6,1 (M) ................................................................................................................... 58 TABLA 7.14 PERFORACIÓN MALLA ZONA CARGUÍO Y TRANSPORTE................................................................................... 59 TABLA 7.15 VELOCIDAD MEDIA DE PERFORACIÓN. ....................................................................................................... 59 TABLA 7.16 DÍAS EN LA CONSTRUCCIÓN DE LABORES PARA CARGUÍO Y TRANSPORTE. .......................................................... 60 TABLA 7.17 INDICES DE PERFORACIÓN PARA MALLA DE CARGUÍO Y TRANSPORTE................................................................ 60 TABLA 7.18 INDICE DE PERFORACION DE TIROS RADIALES .............................................................................................. 61 TABLA 7.19 DATOS TÉNICOS CHIMENEA SLOT. ............................................................................................................ 62 TABLA 7.20 CARTA GANTT DEL PROYECTO.................................................................................................................. 64 TABLA 7.21 CONFIGURACIÓN DEL EXPLOSIVO SEGÚN TIRO MALLA 5X5 M². ...................................................................... 66 TABLA 7.22 CONFIGURACIÓN DEL EXPLOSIVO SEGÚN TIRO MALLA 6,2X6,1 M². ................................................................ 70 TABLA 7.23 CONFIGURACIÓN Y CANTIDAD DE EXPLOSIVO SEGÚN TIRO EN BETA DE PRODUCCIÓN ........................................... 72 TABLA 7.24 CONFIGURACIÓN Y CANTIDAD DE EXPLOSIVO EN CADA TIRO PARA LA GENERACIÓN DE BATEA. .............................. 74 TABLA 7.25 TIPO DE EXPLOSIVOS UTILIZADOS EN MINA SAN PEDRO................................................................................ 76 TABLA 7.26 CANTIDAD DE EXPLOSIVOS UTILIZADA ....................................................................................................... 76 TABLA 7.27 ENERGÍA Y VOLÚMEN DE GASES DE LOS EXPLOSIVOS UTILIZADOS. ................................................................... 77 TABLA 7.28 PESO DE CADA CARTUCHO DE DINAMITAS (KG) ........................................................................................... 77 TABLA 7.29 RESUMEN TOTAL DE CADA LABOR, EXPLOSIVO, ÁREA, VOLUMEN Y TONELAJE. ................................................... 78 TABLA 7.30 PISTOLA DISTRIBUCIÓN DE TIEMPO DE CARGUÍO.......................................................................................... 80 TABLA 7.31 PISTOLA DISTRIBUCIÓN DE TIEMPO DE TRANSPORTE. ................................................................................... 82 TABLA 7.32 EQUIPOS E INSUMOS EMPLEADOS. ........................................................................................................... 88 TABLA 7.33 CLASE DE ROCA SEGÚN Q DE BARTON ...................................................................................................... 89

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TABLA 8.1 SISTEMA DE TURNOS ............................................................................................................................... 92 TABLA 8.2 PROMEDIO DE HORAS SEMANALES CICLO ..................................................................................................... 92 TABLA 8.3 PERSONAL REQUERIDO EN EJECUCIÓN DE PERFORACIÓN Y TRONADURA............................................................. 93 TABLA 8.4 PERSONAL REQUERIDO PARA EJECUCIÓN DEL CARGUÍO. ................................................................................. 93 TABLA 8.5 PERSONAL REQUERIDO PARA LA EJECUCIÓN DEL TRANSPORTE.......................................................................... 93 TABLA 8.6 PERSONAL REQUERIDO DE SERVICIOS MINA. ................................................................................................ 93 TABLA 8.7 PERSONAL REQUERIDO DE ADMINISTRACIÓN MINA....................................................................................... 94 TABLA 8.8 COSTO UNITARIO DE LA MANO DE OBRA POR OPERACIÓN EN USD/TON ............................................................ 94 TABLA 8.9 GRUPO DE TRABAJADORES PARA CUMPLIMIENTO DE TURNOS 7X7 (DÍAS) .......................................................... 94 TABLA 8.10 DISTRIBUCIÓN DE GRUPOS PARA CUMPLIMIENTO DE TURNOS DÍA Y NOCHE PLANIFICACIÓN 7X7 DÍAS..................... 94 TABLA 9.1 COSTOS DE ACEROS DE PERFORACIÓN ......................................................................................................... 96 TABLA 9.2 COSTO DEL AGUA EN LA PERFORACIÓN. ....................................................................................................... 96 TABLA 9.3 COSTO DE LA ELECTRICIDAD EN LA PERFORACIÓN. ......................................................................................... 96 TABLA 9.4 COSTO DEL PERSONAL EN LA PERFORACIÓN. ................................................................................................. 96 TABLA 9.5 COSTO DE EQUIPO EN LA PERFORACIÓN....................................................................................................... 96 TABLA 9.6 COSTO ACEROS BATEAS EN LA PERFORACIÓN ............................................................................................... 97 TABLA 9.7 CONSUMO DE AGUA BATEAS EN LA PERFORACIÓN ......................................................................................... 97 TABLA 9.8 COSTO DE COMBUSTIBLE BATEAS EN LA PERFORACIÓN ................................................................................... 97 TABLA 9.9 COSTO DE PERSONAL BATEAS EN LA PERFORACIÓN ........................................................................................ 97 TABLA 9.10 COSTO DEL EQUIPO SIMBA EN LA PERFORACIÓN.......................................................................................... 97 TABLA 9.11 COSTOS DE TRONADURA DE LABOR 5X5 M² (RAMPA DE ACCESO Y CALLES DE CARGUÍO Y TRANSPORTE) ................. 97 TABLA 9.12 COSTOS DE TRONADURA PARA LA GENERACIÓN DE LA BATEA (UNDERCUT). ..................................................... 98 TABLA 9.13 COSTO DE PERSONAL PARA TRONADURA. .................................................................................................. 98 TABLA 9.14 COSTO DE EQUIPOS EN CARGUÍO Y TRANSPORTE. ....................................................................................... 98 TABLA 9.15 COSTOS DE ELEMENTOS DE PROTECCIÓN PERSONAL (EPP)............................................................................ 98 TABLA 9.16 COSTO DE TRANSPORTE DE PERSONAL (DESARROLLO). ................................................................................. 99 TABLA 9.17 COSTO DE ALIMENTACIÓN DEL PERSONAL (DESARROLLO) ............................................................................. 99 TABLA 9.18 COSTOS DE EXPLORACIÓN. ................................................................................................................... 100 TABLA 9.19 INVERSIÓN TOTAL............................................................................................................................... 100 TABLA 9.20 COSTO MINA ACEROS DE PERFORACIÓN. ................................................................................................. 100 TABLA 9.21 COSTO CONSUMO DE AGUA EN PERFORACIÓN. ......................................................................................... 101 TABLA 9.22 COSTO DEL COMBUSTIBLE EN LA PERFORACIÓN. ....................................................................................... 101 TABLA 9.23 COSTO DE EQUIPO EN PERFORACIÓN. ..................................................................................................... 101 TABLA 9.24 COSTO MINA EN USD/TON DE PERFORACIÓN. ......................................................................................... 101 TABLA 9.25 COSTO DE TRONADURA DE PRODUCCIÓN. ............................................................................................... 101 TABLA 9.26 COSTO DE TRONADURA DE SUBNIVELES DE PERFORACIÓN. ......................................................................... 102

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TABLA 9.27 COSTO DE SERVICIOS DE TRONADURA ..................................................................................................... 102 TABLA 9.28 COSTO MINA DE TRONADURA EN USD/TON............................................................................................ 102 TABLA 9.29 COSTO EJECUCIÓN DE CARGUÍO Y TRANSPORTE. ........................................................................................ 102 TABLA 9.30 COSTO MINA CARGUÍO Y TRANSPORTE. ................................................................................................... 103 TABLA 9.31 COSTO DE ELEMENTOS DE PROTECCIÓN PERSONAL (EPP) ........................................................................... 103 TABLA 9.32 COSTO DEL TRANSPORTE DE PERSONAL ................................................................................................... 104 TABLA 9.33 COSTO DE ALIMENTACIÓN DEL PERSONAL................................................................................................ 105 TABLA 9.34 COSTO MINA DE ADMINISTRACIÓN MINA EN USD/TON ............................................................................. 105 TABLA 9.35 COSTO MINA TOTAL. ........................................................................................................................... 106 TABLA 10.1 INGRESOS ANUALES MINA SAN PEDRO. ................................................................................................... 106 TABLA 10.2 DEPRECIACIÓN JUMBO DE AVANCE. ....................................................................................................... 107 TABLA 10.3 DEPRECIACIÓN DE LHD. ...................................................................................................................... 107 TABLA 10.4 DEPRECIACIÓN CAMIÓN BAJO PERFIL (DUMPER) ....................................................................................... 108 TABLA 10.5 DEPRECIACIÓN DE EQUIPO SIMBA. ......................................................................................................... 108 TABLA 10.6 PRÉSTAMO DEL 70%........................................................................................................................... 108 TABLA 10.7 RESUMEN DEL PAGO DE PRÉSTAMO ANUAL .............................................................................................. 109 TABLA 10.8 PRÉSTAMO DEL 30%........................................................................................................................... 109 TABLA 10.9 RESUMEN DE PAGO ANUAL DE PRÉSTAMO 30% ........................................................................................ 109 TABLA 10.10 RESUMEN DE DATOS PARA EL CÁLCULO DEL VAN .................................................................................... 110 TABLA 10.11 FLUJO DE CAJA CON CAPITAL PROPIO. ................................................................................................... 111 TABLA 10.12 FLUJO DE CAJA CON 70% DE PRÉSTAMO ............................................................................................... 112 TABLA 10.13 FLUJO DE CAJA 30% DE PRÉSTAMO Y 2 AÑOS DE GRACIA .......................................................................... 113

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CAPITULO 1: INTRODUCCIÓN

Es de saber que la Minería en Chile ha estado presente desde ya hace bastantes años y ha alcanzado un gran tamaño a nivel mundial, posicionándose competitivamente en el mercado global de los metales y ofreciendo a su vez una gran oportunidad para que se desarrolle en el país un gran mercado de productos y servicios en torno a los desafíos que el sector enfrenta. Esta, sin lugar a duda, es la actividad más grande en el país, y a lo largo de la historia se ha establecido como rostro industrial de la economía nacional. Ha sido evidente el avance económico que se ha presentado en la Minería, siendo protagonista de los más grandes escenarios de empleabilidad y sustento del país. Si bien la Minería es un rubro lleno de factores de riesgo, es también la Actividad Industrial con los más altos parámetros de seguridad. La optimización de las Explotaciones Mineras Subterráneas es en la actualidad, presenta una herramienta que le permite a las diferentes empresas aumentar la vida de sus Proyectos Mineros, incrementar las reservas probadas del mineral de interés y obtener utilidades mayores. Lo anterior se da como una función del planeamiento y diseño minero, teniendo en cuenta que un Yacimiento Mineral es un negocio. En Minería, la optimización se lleva a cabo mediante la evaluación y análisis de cada una de las operaciones unitarias necesarias para la extracción del recurso mineral de interés. Es por esto que siempre se está buscando innovar en toda área presente en la industria extractiva, gracias a los diversos estudios que se realizan a nivel extracción, es que se puede mejorar la producción, disminuir costos y además hacer del proyecto un negocio rentable año tras año, independiente de los factores que vayan generando. Previamente a esto, es necesario realizar un estudio de las condiciones técnicas de la Faena Minera, considerando la importancia de los antecedentes del terreno en donde se pretende trabajar y la geología relacionada a este para posteriormente realizar una Planificación Minera efectiva, integrando las diversas variables presentes para llevar a cabo de buena forma las operaciones correspondientes. El presente estudio relacionado a las condiciones topográficas, del macizo rocoso y del entorno del Proyecto Minero aplicados a un proyecto de caso para Minería Subterránea abarcará desde el comienzo del estudio previo del macizo rocoso hasta dar a conocer la toma de decisiones relacionados al proyecto. 1

La importancia de llevar a cabo este estudio es que se puedan tomar las mejores decisiones en cuanto a la realización del proyecto, cabe señalar que se toma en primera instancia parámetros generales como el entorno, hasta lograr llegar a un estudio geoestadístico que represente la distribución y composición del proyecto, para finalmente realizar una estimación económica que permita tener la certeza de la factibilidad de este. En primera instancia se realiza un estudio general en donde se encuentra ubicado el proyecto considerando la fisiografía del sector determinando una zona de estudio que será manifestada frente a un tribunal, posteriormente se reducirá el sector para realizar el trámite de pedimento. Luego se lleva a cabo un estudio a la geología y geomecánica del sector, parámetros que influirán de forma directa en la explotación. Las etapas posteriores son de estimación recursos por medio de métodos geoestadísticos e implementación de softwares, generando modelos y datos concretos de ley con su tonelaje respectivo. Con toda la información obtenida se selecciona el método a desarrollar, y la secuencia que este conlleva. Para posteriormente realizar el programa de producción, determinando operaciones unitarias, equipos e insumos requeridos de acuerdo con la tasa diaria de producción. Obtenidos los equipos se procede a determinar el personal, para lo que se tiene en consideración la legislación actual, además de elaborar el sistema de turnos, finalizando con el organigrama de la faena. Finalmente se realiza el estudio económico, considerando todos los costos que se presentan a lo largo del desarrollo del proyecto, además de la depreciación y el financiamiento que se va implementar, culminando con el flujo de caja y determinando el VAN siendo este el mejor indicador para evaluar un proyecto ya que permite conocer el valor actualizado del beneficio monetario al año de la inversión.

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1.1 Objetivos Generales y específicos del Proyecto. Analizar las condiciones técnicas de la Faena Minera a estudiar, considerando antecedentes del terreno, geología, topografía y planificación minera, integrando diversas variables, así como también identificando problemáticas concretas y riesgos, abordando nuevas iniciativas que proporcionen niveles de crecimiento en el ámbito personal.  Revisar las características de la Faena Minera en estudio en función al macizo rocoso que presenta.  Identificar los parámetros topográficos y condiciones del entono de la Faena Minera en estudio.  Reconocer las características y alcances de la Planificación Minera.  Diseñar una carta Gantt de las operaciones y servicios mineros a desarrollar y de cómo se llevará a cabo el curso.  Establecer flota de equipos para la producción requerida.  Generar condiciones óptimas por medio de servicios mina.  Proponer soluciones a las problemáticas presentes integrando diversas variables.  Evaluar la sustentabilidad del proyecto en desarrollo, ponderando los riesgos y proponiendo mejoras.

1.2 Alcances El proyecto está dirigido a desarrollar un plan minero, este se desarrollará inicialmente en la fase de evaluación del yacimiento, pasando por generación de labores, determinación de parámetros específicos para producir hasta determinar la factibilidad del proyecto. El proyecto será explotado por medio del método Sublevel Stoping.

1.3 Restricciones El presente proyecto no considera aspectos metalúrgicos por lo que el proyecta no contara con un lugar para disposición de relaves. La estimación final posee datos extraídos de diversas fuentes, por lo que en cuanto a economía se infiere un cierto porcentaje de error.

3

2

CAPITULO 2: GENERALIDADES

2.1

Ubicación y accesos (PLANO DE UBICACIÓN GOOGLE EARTH)

El Proyecto Mina Subterránea es una operación ubicada en la Tercera Región de Atacama, en la comuna de Tierra Amarilla, distante a 9 kilómetros de esta localidad. A su vez se encuentra a 29 kilómetros al Sur de Copiapó y a 100 kilómetros del Puerto Limpio Mecanizado Punta Padrones, en la Bahía Caldera. El producto elaborado por la compañía es concentrado de cobre. El Yacimiento se explotó en primera instancia bajo el sistema de Rajo Abierto, y actualmente se explota bajo el modelo Subterráneo mediante el método Sublevel Stoping. La Faena Minera está constituida principalmente en los alrededores del Rajo Mina, y a un costado de este se generan los accesos al nuevo proyecto de Mina Subterránea

Ilustración 2.1 Vista Google Earth de la Mina.

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2.2

Flora y Fauna del sector. 2.2.1

Flora

En la Región de Atacama, y principalmente en la comuna de Tierra Amarilla se encuentra la siguiente flora: Lechero: Es un arbusto que puede alcanzar 1,2 metros de altura, encontrándose en sectores cercanos a la costa e incluso entre los 500 a 2.000 metros de altura en la cordillera de la costa. Habita lugares en donde las lluvias no se presentan entre 6 a 10 meses. Posee una flor amarilla muy vistosa. Su nombre común “Lechero”, es dado ya que sus tallos al cortarse o quebrarse, liberan una secreción lechosa que es látex. Espino: El Espino o Churque, es un árbol considerado pequeño, que puede alcanzar una altura de 6 metros y un diámetro de 45 cms. Sus hojas son modificadas en forma de espinas, las que le permiten una muy buena adaptación a lugares en donde escasea el agua. Tiene una flor de color amarillenta y da un fruto de color verde cuando está inmaduro, para luego volverse negro, conteniendo las semillas en su interior.

Ilustración 2.2 Espino

Coronilla del fraile: Arbusto pequeño muy ramoso y siempre verde con una altura aproximada de hasta 80 cms. Sus hojas son de color verde pálido. Flores amarillas solitarias, con frutos alados y peludos de aproximadamente 5 mm largo, dispersadas por el viento. También se puede visualizar otros tipos de flora como el cuerno de cabra, la hierba del salitre, la hualputilla, la pata de guanaco y la añañuca roja. 5

2.2.2

Fauna

En cuanto a la fauna, en la comuna de Tierra Amarilla se pueden encontrar las siguientes especies: Chorlo nevado: El chorlito nevado o angelito de mar, es un ave de unos 15 a 20 cms. de largo con una envergadura de 34 cm. Tiene la frente blanca con una corona negra encima, nuca y dorso grisáceo con un tono arenoso. Posee una línea negra alrededor del cuello que se entrecorta y el abdomen blanco. Habita en las playas y sectores costeros arenosos, ya que su alimento preferido son las pulgas de mar que captura en las retiradas de las olas, por lo que se le suele ver corriendo velozmente sobre la arena y con el cuerpo agachado. Minero chico: Ave pequeña de unos 14 cm. de alto. De color grisáceo apagado. Su cola es corta y delgada de color negro con borde blanquecino. Se caracteriza por mover el cuerpo de manera exagerada. Se le puede ver en sectores del litoral hasta la precordillera, generalmente en zonas con poca vegetación. Lagarto nítido: Lagarto que se caracteriza por su tamaño grande, mayor a 7,5 cm. Su aspecto es marcadamente robusto y sus escamas dorsales de gran tamaño, con forma de punta de lanza. Tiene un color variable y oscuro. Siendo el patrón de sus escamas negruzcas, grisáceas a oliváceas. Por los costados pueden apreciarse colores amarillentos a intensos rojos. Se alimenta de insectos y vegetales.

Ilustración 2.3 Lagarto nítido

Otras especies que se pueden ver en esta comuna son: la gaviota, la diuca, el pidén, el pequén y el ratón orejudo de Darwin. 6

2.3

Fisiografía del sector: topografía, clima, caminos y otros. 2.3.1

Topografía

Las instalaciones se localizan a un costado de la localidad de Tierra Amarilla con una altitud máxima que alcanza los 650 metros sobre el nivel del mar, lo que beneficia los accesos a la Faena debido a que no es de grandes dimensiones como en otros casos, además de ubicarse cerca de la comunidad.

Ilustración 2.4 Topografía Vista Planta.

Ilustración 2.5 Topografía vista lateral.

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2.3.2

Clima

Se debe recurrir a la recopilación de antecedentes bibliográficos tanto de organismos públicos como privados, además de obtener datos estadísticos de las estaciones de Caldera y Tierra Amarilla. Para describir los patrones climáticos, se utiliza la clasificación internacional definida por Wladimir Köppen, quién se basa en dos elementos fundamentales del clima: la temperatura del aire y la cantidad de agua disponible. Debido a las características topográficas del país, el clima se ve influenciado por las corrientes atmosféricas y oceánicas, la latitud y la altura. Estos factores pueden incidir sobre las variables del clima como la temperatura, la presión, el viento, la humedad y la precipitación En el Norte de Chile se presentan climas secos subtropicales, ya sean áridos o semiáridos. Ahora bien, las características climáticas de la Región de Atacama son de una marcada aridez. De acuerdo con la clasificación, el área de Influencia del Proyecto Minero se inserta dentro del clima árido con nublados abundantes.  Clima árido con nublados abundantes: Se localiza a lo largo de la costa y sus efectos se manifiestan hasta 20 kilómetros hacia el interior, donde la sequedad atmosférica es mayor, debido a que, por causas del relieve, la influencia marítima es retenida en los cerros de la Cordillera de la Costa. Sus características principales se traducen en un efecto modelador de las temperaturas produciendo la presencia de abundante humedad, neblinas matinales y la ausencia de precipitaciones.

Ilustración 2.6 Desierto florido.

8

2.3.3

Meteorología

El análisis meteorológico es realizado a partir de datos provenientes de las estaciones meteorológicas Caldera y Tierra Amarilla, ubicadas en Puerto Punta Padrones y en la localidad de Tierra Amarilla respectivamente. Para estas estaciones los parámetros medidos corresponden a la temperatura, la humedad relativa del sector, precipitaciones, y la radiación, velocidad y dirección del viento. La temperatura media anual registrada en la Estación Caldera es de 15,3º C, la precipitación media anual es de 5,5 mm, la radiación solar es de 201,6 Watt/m² y la humedad relativa es de 82,0%.

Ilustración 2.7 Temperaturas anuales.

En el caso de la estación Tierra Amarilla es representativa de lo que es el valle de Copiapó, y se observa que la temperatura media anual es de 17,1º C, con una precipitación anual acumulada de 17,9 mm y una evapotranspiración de 1.195 mm. Por otro lado, la humedad promedio anual es de 60,8 % y la radiación solar es de 452,5 (W/m²).

Ilustración 2.8 Temperaturas anuales y mensuales.

9

2.3.4

Viento

Se presenta la velocidad promedio mensual del viento registrado en ambas estaciones. Se observa en general, que la velocidad registrada a nivel de mar es superior a la del valle. En el caso de la estación Caldera, la velocidad del viento se mantiene en un rango entre 3 y 4 m/s, mientras que los registros más bajos se presentan con 3,3 y 3,2 m/s. Por otro lado, en la estación Tierra Amarilla, la velocidad máxima durante el año no supera los 3,0 m/s, siendo sus valores extremos 2,8 m/s y 1,8 m/s.

Ilustración 2.9 Viento anual.

Por lo tanto, haciendo un énfasis en los datos recopilados, se puede entender que la humedad del sector se ve reflejada en las condiciones del entorno en el cual se va a trabajar, afectando directamente a los equipos a utilizar, los implementos de seguridad de los trabajadores y a la fortificación que se va a emplear principalmente. 2.3.5

Tipo de Terreno

Las formas predominantes del relieve en el sector, de mar a cordillera son las siguientes:  Planicies litorales: De origen fluviomarino, con mayor desarrollo que en las regiones anteriores, particularmente en la desembocadura de los ríos.  Cordillera de la Costa: Pampa Ondulada o Austral, Pampa transicional  Relieve andino: Se distinguen planos inclinados, precordillera, cordones andinos prealtiplánicos, fosas de los salares prealtiplánicos y cordillera con sus sierras transversales. 10

2.4

Recursos hídricos y eléctricos. 2.4.1

Recursos hídricos

Destacan dos sistemas hidrográficos importantes, que son los ríos Copiapó́ y Huasco. Como nacen en las altas cumbres andinas, los deshielos de verano y las lluvias de invierno les aseguran un caudal permanente, lo que es beneficio para el uso de agua en la mina. El Yacimiento Minero se encuentra en las cercanías del Valle del río Copiapó, de donde se ocupan 6400 l/s en el sector, y donde el Proyecto ocupará 1.430 l/s, equivalente a un 22% del total.

Ilustración 2.10 Río Copiapó.

Debido a la gran cantidad de participantes en el consumo de este recurso hídrico, es necesario usar técnicas para reducir el consumo de agua en Minería, como, por ejemplo:  Recirculación de agua en operaciones.  Desalinización y uso de agua de mar, el cual se puede realizar mediante el proceso de osmosis inversa.  Desarrollo de técnicas de espesado para incrementar concentración de sólidos y reducir agua en relaves. 2.4.2

Energía eléctrica

Considerando la magnitud necesaria para elevar el mineral desde los distintos niveles y la distribución de mineral mediante un sistema de transporte, es necesario diseñar un sistema eléctrico, el cual se dejará en manos del Sistema Interconectado Central. 11

Para lograr esto, el sistema reúne a distintas empresas, incluyendo: 1. Centrales eléctricas generadoras. 2. Líneas de transmisión troncal. 3. Líneas de subtransmisión y adicionales. 4. Subestaciones eléctricas. 5. Barras de consumo de usuarios no sometidos a regulación de precios. Estas empresas se encargarán de las cuatro etapas presentes en el sistema: generación, transmisión, distribución y consumo. Además, existen las subestaciones que recolectan la energía producida por las centrales para transformarla y enviarla a través de las líneas de alta tensión.

Ilustración 2.11 Sistema interconectado del Norte.

Los grandes generadores se preocupan de producir la energía y las líneas de transmisión troncal cumplen la tarea de llevar la electricidad hasta el sistema. Un grupo de empresas subtransmisoras se encarga de transportar hasta el exterior e interior de la mina, a través de cables de cobre o aluminio.

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2.5

Propiedad minera.

En Chile la industria minera es regida por el Servicio Nacional de Geología y Minería (Sernageomin), por medio del departamento de Propiedad Minera, tiene la disposición de realizar la verificación, seguimiento y registro de la documentación de concesiones mineras, tanto del proceso de exploración como de explotación, conforme al Código de Minería teniendo como base los artículos 57,79 y 80 que rigen estos procesos. Sernageomin es el ente encargado de informar a los tribunales de justicia y/o juzgados de letras del país aspectos técnicos relacionados con el procedimiento de mensura de las concesiones mineras de explotación y las solicitudes de sentencia constitutiva de concesiones mineras de exploración. La concesión minera se rige por la Constitución Política de la República, la Ley Orgánica Constitucional sobre Concesiones Mineras (N°18.097), el Código de Minería y su Reglamento, y las demás disposiciones civiles vigentes que no contravengan las disposiciones previamente señaladas. Artículo 57:El Servicio informará acerca de los aspectos técnicos relacionados con la solicitud y el plano acompañado a ésta y, en especial, si se ajustan a la ley la forma, dimensiones y orientación de la cara superficial de la concesión solicitada, y si ésta queda comprendida dentro del terreno pedido. El Servicio tendrá el plazo de sesenta días, contados desde la recepción del expediente, para emitir el informe a que se refiere el inciso anterior. Si el informe es favorable, el juez dictará sentencia, declarando constituida la concesión de exploración. Si, por el contrario, el informe contiene observaciones, el juez ordenará ponerlo en conocimiento del solicitante. Dentro de los treinta días siguientes a la fecha de la resolución respectiva, éste deberá conformar la solicitud, el plano, o ambos, a las observaciones del Servicio, o bien objetar fundadamente dichas observaciones. Transcurrido el plazo indicado en el inciso anterior, el juez dictará sentencia, para lo cual dispondrá de sesenta días, so pena de incurrir en falta o abuso. Si el juez no lo hace, dentro de los quince días siguientes, el solicitante deberá pedir a la Corte de Apelaciones que sancione dicha falta o abuso y fije al juez un breve plazo para dictarla. Si el solicitante no 13

cumple con esta obligación, caducará su derecho y cualquiera persona podrá pedir se ordene la cancelación de la o las correspondientes inscripciones. Artículo 79: El acta y el plano se remitirán por el juez al Servicio, para su informe. El Servicio informará acerca de los aspectos técnicos relacionados con la operación de mensura y con su acta y plano y, especialmente, si se ajustan a la ley la forma, dimensiones y orientación de la cara superior de cada pertenencia mensurada; si ellas quedan comprendidas tanto dentro del terreno manifestado como dentro del abarcado por la solicitud de mensura, y si los hitos han sido correctamente colocados. El Servicio tendrá el plazo de sesenta días, contado desde la recepción del expediente, para su informe. Artículo 80: El Servicio señalará si la mensura abarca, en todo o parte, una o más pertenencias ya constituidas cuyos vértices estén determinados o le hayan sido proporcionados en coordenadas U.T.M., o una o más pertenencias en trámite cuyos titulares tengan derecho preferente para mensurar y sean parte en un juicio de aquellos a que se refieren los artículos 62 y 63.

2.6

Pedimento

Se llama pedimento, de acuerdo con el art.35 del Código de minería, el escrito con que se inicia el procedimiento de constitución de la concesión de exploración. El pedimento debe cumplir los requisitos formales que indica el art.43. En cuanto a la superficie pedida, o debe tenerse presente lo dispuesto en el art. 28, sobre la forma de las concesiones, y su extensión mínima y máxima. Debe cumplirse la obligación técnica de señalar que determina un mínimo y un máximo de extensión de la concesión. Para realizar el trámite de pedimento se debe pagar una tasa, la cual es determinada por la cantidad de hectáreas que se desean estudiar, en el de caso de Minera San Pedro S.A se encuentra en el primer rango, a continuación, se determina la tasa de acuerdo con el código de minería: 𝐓𝐚𝐬𝐚 𝐝𝐞𝐥 𝐏𝐞𝐝𝐢𝐦𝐞𝐧𝐭𝐨: 𝟎, 𝟎𝟎𝟓 𝐱 𝟒𝟕. 𝟕𝟐𝟗 𝐱 𝟏𝟑𝟎 = $ 𝟑𝟏𝟎𝟐𝟑, 𝟖𝟓

14

Ilustración 2.12 Pedimento

15

2.7

Manifestación

Se llama manifestación el escrito con que se inicia el procedimiento de constitución de la concesión minera de explotación regido por el art. 35. Cabe señalar que, según el art. 2 del código de minería, a la concesión de explotación se le denomina pertenencia. La manifestación debe señalar las menciones a que se refiere el art. 44, entre los que cabe destacar la ubicación del punto de interés para el manifestante siendo este un factor determinante, por lo que no debe contener errores al momento de ser presentado. Para el trámite de manifestación se debe pagar una tasa determinada por el código de minería la cual se determina a continuación. Tasa de manifestación: 0,01 x 47.729 x 22 = $ 10500,38

Ilustración 2.13 Manifestación.

16

3

CAPITULO 3: GEOLOGÍA Y GEOMECANICA DEL YACIMIENTO

3.1

Geología local

En el área del depósito las rocas estratificadas han sido agrupadas en tres unidades que son, de piso a techo: Metandesitas Inferiores, Metatobas y Metavolcanoclasticos Superiores. Las Metandesitas inferiores corresponden a un paquete macizo de metandesita y brechas volcano-clásticas con magnetita, biotita diseminada, K-feldespato, anfíbola en venas y parches. Las Metatobas corresponden a una secuencia de rocas volcano-clásticas finas y bien estratificadas y lavas cuya sección inferior está parcialmente reemplazada por Skarn de magnetita-anfíbola y la superior por minerales calco-silicatados. La unidad Metavolcaniclastica superior corresponde a una secuencia bien estratificada de rocas corneanas de cuarzo y skarns de piroxeno-escapolita-granate bien estratificados que se alojan pequeños mantos de Fe-Cu-Au.

3.2

Litología y mineralización (Mena y ganga) 3.2.1

Mineralización

Los siguientes tres tipos de ocurrencias de minerales de mena son las más frecuentes en el depósito:  Vetas de calcopirita-pirita-magnetita: Constituyen una red compleja de estructuras portadoras de sulfuros y magnetita. Incluyen venas cortas y venillas no deformadas que coexisten con venas deformadas, extremadamente variables en tamaño, forma y orientación. Las venas no deformadas son delgadas y presentan una mineralogía simétrica a partir del centro de cada estructura, que incluye sulfuros en los centros, magnetita en los bordes y halos delgados de anfíbola cálcica, clorita ferrica, cuarzo, actinolita y magnetita diseminada. Las venas deformadas son cortas y no presentan bordes definidos. Incluyen venas plegadas, de espesor variable, de bordes lobulados, lenticulares y agregados irregulares de minerales de mena. Los minerales de mena

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y ganga y su distribución dentro de las estructuras mineralizadas son similares a los de venas no deformadas.

 Esquistos de calcopirita-pirita-magnetita: Estos son esquistos con un importante (10-25%) contenido de calcopirita-pirita-magnetita que aparecen como horizontes discretos en las metandesitas inferiores y en la sección inferior de las tobas y rocas volcanoclasticas. Presentan una fábrica planar, muy penetrativa, formada por láminas de biotita y prismas de hornblenda orientados con agregados subparalelos de cuarzo, hornblenda y sericita los que se interpretan como seudomorfos de porfiroclastos de plagioclasa y minerales ferromagnesianos.

Ilustración 3.1 Calcopirita-pirita-magnetita

 Brechas de calcopirita-pirita-magnetita: Corresponden a cuerpos irregulares de brechas con matriz de sulfuros y magnetita presentes en las metandesitas inferiores que constituyes zonas de alta ley dentro del depósito. En general, las brechas están formadas por clastos biotitizados, internamente foliados, muy angulares y localmente redondeados, de tamaños centimetricos a disimétricos en una matriz de calcopirita, pirita y magnetita subordinada. Los bordes de los cuerpos de brecha son difusos y están definidos solo por una disminución en la matriz y un aumento en los fragmentos conectados.

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Ahora bien, el tipo de mineralización y el tipo de roca presente afectará directamente a los equipos y sistemas de perforación que se vayan a aplicar en el Proyecto Minero. Dependiendo de la dureza de la roca presente y la profundidad de esta se determinará qué sistema o equipo es el más correcto de aplicar.

3.3

Propiedades geomecánicas mena y estéril.

El proyecto generado posee roca competente tanto la roca caja como la roca techo, está debe tener una mayor competencia que la roca mineralizada por medio de cálculos se estable lo siguiente:

Tabla 3.1 Geomecánica de la roca.

Dominio

RMR (Mpa)

Clasificación

estructural Roca Techo

81

Muy Buena

Roca Mineralizada

74

Buena

Roca Caja

84

Muy Buena

Ilustración 3.2 Geomecánica yacimiento

19

3.4

RMR – MRMR 3.4.1

RMR

En base a la información obtenida del proyecto se realizó el cálculo de RMR, en base a una tabla que considera todas las variables dentro del RMR, dando como resultado un puntaje de 91, lo cual lo considera como una roca Muy buena.

Ilustración 3.3 Rock Mass Rating (RMR).

20

3.4.2

MRMR

La clasificación geomecánica de Laubscher es una modificación de la de Bieniawski, está basada en experiencias en explotaciones mineras, generalmente en roca dura y a grandes profundidades, donde las tensiones naturales e inducidas por la explotación juegan un importante papel. Y se consideran factores de ajustes tales como: Tabla 3.2 Factores de ajustes de RMR a MRMR.

FACTOR

RANGO

VALOR

JUSTIFICACIÓN

AJUSTE Potencial de

0.3 – 1

0.92

meteorización

En base a la información entregada se sabe que el macizo rocoso presenta una alteración de juntas moderada libre de arcillas.

Orientación de

0.6 – 1

0.92

las estructuras

Las estructuras son ligeramente rugosas, tienen un relleno blando, pero se sabe que la roca es de alta competencia, considerando el resultado inicial de RMR.

Esfuerzos

0.6 – 1.2

0.98

inducidos

Los

esfuerzos

principalmente

inducidos son

los

en

generados

la

roca por

la

profundidad conforme al desarrollo, en este caso la profundidad del yacimiento es < 400 (m). Daños por

0.8 – 1

0.94

tronadura

La tronadura de producción se lleva a cabo cada 20 días por tajeo, y el trabajo de tronadura fue realizado de manera eficiente de nivel bueno convencional.

Presencia de

0.7 – 1.1

0.9

La presión de agua que comprende el macizo

aguas

rocoso es de 65Lt/min, MRMR considera 0.8 a

subterráneas

0.9 como ajuste en presiones de 25-125 1/m o 15 Mpa.

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Por lo tanto de lo anterior se consideraron los factores de ajuste de Laubscher respecto al yacimiento a explotar, adaptando estos a las condiciones reales del macizo rocoso analizado, se interpreta que el valor de cada factor de ajuste, mientras más cerca de 1 o sobre este según sea el caso, no se va a generar una mayor modificación traduciéndose que este factor no va a ser mayormente influyente, en el caso de Mina San Pedro, el caudal de agua fue un factor que debe considerarse para la tronadura tanto como para el ajuste de clasificación del macizo.

A continuación se presenta el cálculo de MRMR considerando las variables de ajuste:

MRMR = RMR * Factores de ajuste 𝑀𝑅𝑀𝑅 = 𝑅𝑀𝑅 ∗ 𝐴𝑗𝑢𝑠𝑡𝑒 𝑚𝑒𝑡𝑒𝑜𝑟𝑖𝑧𝑎𝑐𝑖ó𝑛 ∗ 𝐴𝑗𝑡. 𝑒𝑠𝑡𝑟𝑢𝑐𝑡𝑢𝑟𝑎𝑠 ∗ 𝐴𝑗𝑡. 𝐸𝑠𝑓𝑢𝑒𝑟𝑧𝑜𝑠 𝑖𝑛𝑑𝑢𝑐𝑖𝑑𝑜𝑠 ∗ 𝐴𝑗𝑡. 𝑇𝑟𝑜𝑛𝑎𝑑𝑢𝑟𝑎 ∗ 𝐴𝑗𝑡. 𝐴𝑔𝑢𝑎 𝑠𝑢𝑏𝑡𝑒𝑟𝑟á𝑛𝑒𝑎.

MRMR = 91 * 0,92 * 0,92 * 0,98 * 0,94 * 0,9 MRMR = 64.

El puntaje obtenido en el cálculo de MRMR da como resultado 64 lo que se comprende como una roca buena lo cual es congruente con el cálculo de RMR realizado el cual clasifica a la roca del yacimiento como Buena. Tabla 3.3 Clasificación de la roca según MRMR

22

3.5

Aspecto estructural

Los elementos estructurales dominantes en el área de Candelaria-Punta del Cobre son una gran ruta hacia el noreste (Tierra Amarilla Anticlinal), un sistema de plegado y empuje de borde sureste conjunto denso de fallas transcurrentes siniestrales de alto ángulo de norte a noroeste a noroeste. Este pliegue es parte del Sistema Paipote que comprende un conjunto de pliegues y hojas de empuje con tendencia norte-noreste. Las fallas inversas que golpean el noreste, paralelas a la Anticlinal Tierra Amarilla, son parte del pliegue de Paipote y correa de empuje. Las zonas de cizalla milonítica y las rocas cata clásticas forman localmente el contacto entre el rocas intrusivas y rocas hospedadoras del Cretácico Inferior. La deformación dúctil se registra en los Ojancos, Candelaria y zonas de corte de Florida. Tanto el Anticlinal de Tierra Amarilla como el Ojancos-Florida. La zona de corte se desplaza por las fallas quebradizas con tendencia norte-noroeste. Las fallas de Gregorio y Ojancos muestran un desplazamiento siniestro de deslizamiento. Las rocas ubicadas entre ellas principales fallas de ataque norte-noroeste también parecen desplazadas por fallas más cortas de noroeste a norte-noroeste-huelga orientación.

Ilustración -3.4 Plano de fallas relacionadas a la Mina San Pedro.

23

3.6

Planos geológicos

La unidad más baja en la mina de Candelaria y el subterráneo de Candelaria es la andesita inferior, una sucesión compacta de andesita porfídica a masiva y brechas volcano-clásticas con intensa alteración biotita-cuarzo-magnetita-albita. El Andesita Inferior está cubierto por una sucesión de rocas volcano-clásticas estratificadas que incluyen tobas, que están subdivididas por alteración y mineralización en Skarn granate rosado y brecha de magnetita. El Andesita superior de la Formación Punta de Cobre consiste en una sucesión homogénea de indiferenciados roca volcano-clástica y andesítica. La andesita portadora de biotita presenta alteraciones que varían desde cuarzo-piroxeno hornblenda a piroxenoescapolita-granate skarns. La Formación Abundancia del Grupo Chañarcillo en la mina Candelaria consiste en granos finos calcáreo portador de biotita, sílice o clinopiroxeno. El estratificado de las rocas son cortadas por dacita y diques. Los diques de pórfido dacítico hidro-térmicamente alterados y los alféizares localmente contienen mineralización de cobre. Las rocas más jóvenes en la mina Candelaria son post mineralización diques. En la mina de Candelaria, una zona de corte de ángulo bajo, ubicada en la confluencia de alta, y dúctil a frágiles fallas, marca la deformación extensional plutónica.

Ilustración 3.5 Plano Geológico Minera Candelaria.

24

4

CAPITULO 4: ESTIMACIÓN DE RESERVAS

4.1

Método de evaluación tradicional y geoestadístico empleado.

Para el cálculo de la ley media se realizó mediante dos métodos de estimación de leyes, uno fue el tradicional que respecta a ponderación por área y potencia y un modelo geoestadístico referente al Variograma experimental y luego uno teórico calculado por Datamine RM. 4.1.1

Tradicional: Ponderación por área

Para obtener la ley media del yacimiento se ocupan los métodos de evaluación tradicional, para este caso se utilizará el método de los perfiles. Se obtendrá el valor de ley media con ponderación por área y por potencia. En primer lugar, se obtienen cada uno de los perfiles con sus respectivos sondajes Tabla 4.1 Perfiles y respectivos sondajes.

Perfil

Sondajes en el perfil

1

DH4267-DH4266-DH2832

2

DH4272-DH4271-DH4270-DH4269

3

DH2813-DH2812

4

DH4282-DH4281-DH4280

5

DH4286-DH4285-DH2737

6

DH4290-DH4289-DH4288-DH4287

7

DH4291-DH2675

8

DH4295-DH4294-DH4293

25

En segundo lugar, se saca una ley media por perfil Tabla 4.2 Ley media por perfil.

Perfil

Sondajes en el perfil

Ley media perfil

1

DH4267-DH4266-DH2832

1.03

2

DH4272-DH4271-DH4270-DH4269

0.92

3

DH2813-DH2812

1.04

4

DH4282-DH4281-DH4280

1.65

5

DH4286-DH4285-DH2737

1.66

6

DH4290-DH4289-DH4288-DH4287

1.27

7

DH4291-DH2675

2.26

8

DH4295-DH4294-DH4293

1.20

Y por último se calcula el área de los perfiles a través de las string de Datamine.

Tabla 4.3 Área de los perfiles por sondajes.

Perfil

Sondajes en el perfil

Ley media perfil

Área perfil

1

DH4267-DH4266-DH2832

1.03

11441.37

2

DH4272-DH4271-DH4270-DH4269

0.92

13908.08

3

DH2813-DH2812

1.04

8125.6

4

DH4282-DH4281-DH4280

1.65

12180.45

5

DH4286-DH4285-DH2737

1.66

11716.93

6

DH4290-DH4289-DH4288-DH4287

1.27

9403.03

7

DH4291-DH2675

2.26

7583.99

8

DH4295-DH4294-DH4293

1.20

7981.98

26

Finalmente se calcula la ley media ponderada por área, con la siguiente formula.

Ley media: 1,35% 4.1.2

Ponderación por potencias.

Para la ponderación por potencia, en primer lugar, se calcula la ley media de todas las leyes de cada uno de los sondajes. Tabla 4.4 Ley media de cada sondaje.

Sondaje

Ley Media (%)

DH4280

1.73

DH2675

1.22

DH4281

2.04

DH2737

1.95

DH4282

1.20

DH2812

0.54

DH4285

0.57

DH2813

1.54

DH4286

2.46

DH2832

2.15

DH4287

0.61

DH4266

0.54

DH4288

2.21

DH4267

0.41

DH4289

0.96

DH4269

1.23

DH4290

1.29

DH4270

0.86

DH4291

3.30

DH4271

0.53

DH4293

1.05

DH4272

1.06

DH4295

1.14

DH4294

1.40

27

En segundo lugar, se obtiene la potencia con ley en cada uno de los sondajes del yacimiento. Tabla 4.5 Potencia con ley asociada, por sondaje.

Sondaje

Potencia (m)

DH2675

68.58

DH2737

74.29

DH4282

74.29

DH2812

74.29

DH4285

74.29

DH2813

68.58

DH4286

68.58

DH2832

80.01

DH4287

68.58

DH4266

80.01

DH4288

68.58

DH4267

68.58

DH4289

62.86

DH4269

85.72

DH4290

68.58

DH4270

74.29

DH4291

68.58

DH4271

74.29

DH4293

68.58

DH4272

68.58

DH4294

68.58

DH4280

91.43

DH4295

91.43

DH4281

74.29

Y por último se calcula la ley media del yacimiento con la siguiente formula:

Ley media: 1,33 %

28

4.1.3

Método de evaluación geoestadístico 4.1.3.1

Variograma Experimental

Para realizar el análisis Geoestadístico a los sondajes estudiados, primero se visualizaron a través del software Datamine RM en vista planta con la finalidad de obtener las distancias entre sondajes y la distancia entre filas de sondajes, para ello se asumió cierta simetría en las filas y columnas de sondajes, considerando una distancia de 20 y 25 metros respectivamente.

Ilustración 4.1 Sondajes Datamine RM , Vista planta.

Dando como resultado el siguiente esquema donde se aprecia la identificación de cada sondaje y cuales fueron considerados pares para el cálculo del variograma, las celdas unidas son aquellas que se consideraron como pares.

Ilustración 4.2 Sondajes Datamine, representación para Variograma.

29

A modo de referencia se considera este esquema de identificación por coordenadas que fue lo que se realizó para el cálculo del variograma,

Ilustración 4.3 Juego de coordenadas, referencial.

Posteriormente se llevaron los datos obtenidos a una tabla en Excel la cual representa las filas y columnas de sondajes de Datamine, donde se contempló la ley media de cada sondaje entregada en la información del proyecto.

Tabla 4.6 Tabla utilizada para realizar variograma experimental.

Mediante la tabla obtenida se realizó el cálculo de variograma en 4 direcciones, Este-Oeste, Norte-Sur, 45° y 135° considerando una distancia h en metros desde 0 a 150 en intervalos de 25 m.

30

Variograma Este - Oeste Tabla 4.7 Datos Var. EsteOeste

Ilustración 4.4 Variograma Este-Oeste.

Como resultado del variograma Este-Oeste, se obtuvo un modelo parecido a un variograma sinusoidal.

Variograma Norte-Sur

Tabla 4.8 Datos Var. NorteSur

Ilustración 4.5 Variograma Norte-Sur.

Del variograma anterior se muestra una continuidad en los datos conforme aumenta la distancia de 20 en 20 metros, en la dirección Norte – Sur.

31

Variograma 45° Tabla 4.9 Datos Var. 45°

Ilustración 4.6 Variograma 45°

En el variograma de 45° se puede ver una anisotropía en los datos, lo cual no indica una dirección representativa de los datos analizados, ni una continuidad, debido a que presenta un cambio brusco en el semivariograma de 141,42 metros.

Variograma 135° Tabla 4.10 Datos Var. 135°

Ilustración 4.7 Variograma 135°

En base al variograma obtenido de 135° se puede establecer que no existe una representatividad lineal de los datos, y tampoco representan una continuidad de los datos estudiados, ya que presenta diversas irregularidades a los pocos metros del análisis. 32

4.1.3.2

Variograma teórico (Datamine)

A través del software Datamine, se realizó un análisis de variogramas teóricos del tipo esférico, este no considera efecto pepita, y si entrega una meseta constante. En este análisis y representación gráfica se adaptó la información entregada referencial a los sondajes, de él se obtuvieron 6 variogramas distintos, debido a que se analizaron 6 direcciones, siendo las horizontales las direcciones más representativas, donde existía una mayor continuidad de leyes y mayor cantidad de pares con estas leyes asociadas.

Ilustración 4.8 Variograma: Cobre con azimut de 90° y manteo de 0°.

Tabla 4.11 Datos de Variograma: Cobre con azimut de 90° y manteo de 0°.

Modelo de Variograma

Esférico

N° de pares

6424 (Sumatoria de pares del VAR)

Meseta ( C )

3.03

33

Ilustración 4.9 Variograma: Cobre con azimut de 0° y manteo de 0°.

Tabla 4.12 Datos de Variograma: Cobre con azimut de 0° y manteo de 0°.

Modelo de Variograma

Esférico

N° de pares

5843 (Sumatoria de pares del VAR)

Meseta ( C )

3.03

34

Ilustración 4.10 Variograma: Cobre con azimut de 0° y manteo de 90°.

Tabla 4.13 Datos de Variograma: Cobre con azimut de 0° y manteo de 90°.

Modelo de Variograma

Esférico

N° de pares

6950 (Sumatoria de pares del VAR)

Meseta ( C )

3.03

En base a los variogramas entregados por Datamine, se seleccionaron los 3 más representativos en base a la cantidad de pares obtenidos en una dirección especifica, siendo la más lineal y continua la información arrojada por el variograma vertical, y el variograma de azimut 90° manteo 0°, el cual presenta efecto “hoyo” , al igual que el variograma experimental calculado a mano, por lo tanto la información es congruente. Dichos variogramas son utilizados por Datamine para generar un modelo de bloques con información ponderada para el posterior cálculo de Kriging.

35

4.2

Criterios de categorización de reservas.

El criterio de la categorización en la minería subterránea Chilena, está normado por el Código Chileno 20.235, dónde se refiere a que el el recurso mineral es una concentración u ocurrencia de material natural, en el cual existe perspectivas económicas rentables para una eventual extracción, en él se interpretan informaciones conocidas a partir de evidencias geológicas tales como los sondajes con la información entregada en la cual se basó el proyecto Mina San Pedro, explota por Sublevel Stoping.

Ilustración 4.11 Categorización de recursos y reservas mineras.

En los siguientes puntos se presentan dos categorizaciones de mineral en donde se establecen reservas minerales en base a un estudio a través del software Datamine, el cual entrega recursos medidos, indicados e inferidos asociados a un tonelaje determinado, por lo tanto se pueden establecer reservas minerales reales del proyecto y realizar los estudios posteriores , cabe destacar que una reserva mineral es aquella porción del recurso mineral medido o indicado, que es económicamente extraíble de acuerdo a un escenario productivo, medioambiental, y económico derivado de un plan minero. Dicha reserva mineral incluye pérdidas y diluciones de leyes de mineral, con material circundante asociado a una porción del Recurso Mineral.

36

4.2.1

Categorización de reservas manual.

En la siguiente tabla se muestra una categorización de recursos y reservas minerales, las cuales se clasifican según la ley de corte establecida la cual paga el costo de extracción, procesamiento y venta del mineral. Según el estudio realizado, se estableció una ley de corte óptima de 0,44 % de ley de Cu, dando como resultado los siguientes valores (ver tabla 4-15) : Tabla 4.14 Intervalos de leyes y tonelajes.

Tabla 4.15 Categorización de recurso y reservas Manual.

37

4.2.2

Categorización de reservas (Datamine)

Para la categorización de recursos y reservas mineras más preciso, y adaptado a los datos reales del proyecto, se realizó un análisis mediante el software Datamine, el cual establece a través de un cálculo el cual entrega como información el tonelaje total del sólido que contiene el mineral de interés, subdividiendo este en un tonelaje tanto para estéril como un tonelaje para roca mineralizada de interés para explotación, dando como resultado los siguientes valores:

Ilustración 4.12 Categorización de recursos totales (Datamine RM).

En la tabla anterior se muestra que del recurso mineral completo se consideró un tonelaje de 6.04 Mt de estéril y 4.56 Mt de Mineral de interés. En la siguiente imagen se puede apreciar el cuerpo geológico completo compuesto de roca esteril en color café y roca mineralizada en color verde con sus respectivas leyendas, en donde muestra gráficamente la porción de mineral de interés a extraer entregado por el Software.

Ilustración 4.13 Tonelajes de esteril y mineral a explotar (Datamine RM).

38

4.2.3

Categorización de reservas minerales, y Leyes de mineral.

Se realizó además una categorización en el software Datamine RM, en base a los sondajes entregados, donde la información arrojada en la más precisa del recurso mineral, clasificándolo según las leyes presentes en el mismo, donde el software arrojó la siguiente información:

Ilustración 4.14 Categorización y clasificación de tonelajes y leyes.

En la tabla anterior se muestra la clasificación del recurso mineral, en 3 leyes de mineral determinadas las cuales consideran leyes bajas a todas aquellas de la ley más baja presenta en el yacimiento a 0.5 , leyes medias de 0.5 a 1 y leyes altas de 1 a la ley más alta, cada uno de estos rangos de ley contiene un tonelaje asociado referencial a una ley media calculada por el software , lo cual representa el yacimiento estudiado con una mayor confiabilidad de los datos entregados.

39

En la imagen (ver imagen 4.5) a continuación se muestra una representación visual de los tonelajes contenidos dentro del modelo de bloques de mineral de interés realizado, en donde el color rojo muestra las leyes bajas, el color azul representa a las leyes medias y el color amarillo representa finalmente las leyes altas de mineral, de las cuales la ley alta predomina con una mayor cantidad de bloques y por lo tanto un mayor tonelaje con leyes de mineral de interés altas.

Ilustración 4.15 Representación visual de los tonelajes con diferentes rangos de ley de Cu.

Finalmente se presenta una vista total de la roca estéril y de la roca mineralizada subdivida en los respectivos rangos de leyes entregadas por el software Datamine RM, en vista planta.

Ilustración 4.16 Representación visual del cuerpo de estéril y roca mineralizada con sus diferentes leyes , (vista planta).

40

4.3

Estimación de Ley de corte óptima.

Para realizar el cálculo de la Ley de corte óptima, se consideró la siguiente fórmula:

𝐿𝑒𝑦 𝑑𝑒 𝐶𝑜𝑟𝑡𝑒 =

(𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑚𝑖𝑛𝑎 + 𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑃𝑙𝑎𝑛𝑡𝑎) ∗ 100 [(𝑃𝑟𝑒𝑐𝑖𝑜 𝐶𝑢 − 𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑑𝑒 𝑅𝑒𝑓𝑖𝑛𝑎𝑐𝑖ó𝑛) ∗ 𝑅𝑀 ∗ 2200]

Se asumieron costos referenciales al método de explotación Sublevel Stoping, obteniendo una ley de corte de 0.44 con el precio del cobre actual. Además se realizó un análisis de sensibilidad de la ley de corte, variando el precio del cobre en caso de alza o baja del mismo (Ver tabla) , por lo tanto si el precio del cobre aumenta la ley de corte disminuye, y esta aumenta, conforme a la baja del precio del cobre.

Tabla 4.16 Cálculo de ley de corte óptima, y análisis de sensibilidad simple.

41

4.4

Curva tonelaje-ley.

Se realizó la curva tonelaje ley en base a los siguientes datos obtenidos en el estudio a través del software Datamine RM, donde se clasificó un tonelaje acumulado según la ley del mismo. Tabla 4.17 Datos para curva tonelaje ley.

En el estudio de la curva es posible apreciar que un gran porcentaje del tonelaje total está contenido en leyes que varían de 0 a 2.1 con una ley media parcial de 1.05

Ilustración 4.17 Curva tonelaje Ley.

De la curva se puede analizar que calculando una ley de corte para el proyecto, se puede estimar su tonelaje y una ley media asociada.

42

4.5

Evaluación de yacimiento con Software DataMine.

A través del software Datamine RM, se realizó una evaluación al yacimiento estudiado, con la finalidad de establecer diferentes tonelajes asociados a una ley determinada calculada por el software a través de dos métodos de estimación de recursos mineros, estos son el método Inverso a la Distancia (IVOR) y el método de estimación por Kriging.

A continuación, se presentan ambas categorizaciones de recursos según cada método de estimación. 4.5.1

Método Inverso a la distancia IVOR.

El método de estimación de recursos inverso a la distancia, entregó la siguiente información:

Ilustración 4.18 Estimación de recursos mediante IVOR.

En la tabla anterior se aprecia un tonelaje total de mineral de 4,72 Millones de toneladas (Mt), con leyes de mineral a primera impresión bastante altas, estas varían en un rango de 1,24 a 9,58 % de ley de Cu. Si bien entrega datos representativos, no es de total confianza ya que él cálculo de la estimación de recursos a través de este método no excluye leyes de mineral anómalas o muy altas, las cuales no son representativas del yacimiento e incrementan el error en la, por lo tanto, se decidió analizar el yacimiento a través de otro método de estimación presentado a continuación.

43

4.5.2

Estimación mediante Kriging

En la siguiente tabla se muestra el resultado del análisis de estimación de recursos y reservas mineras totales a través de Kriging mediante el software Datamine, el cual arrojó la siguiente información:

Ilustración 4.19 Estimación de recursos mediante Kriging.

En la tabla anterior se determinaron 3 categorías de recursos, tales como, recursos medidos, recursos indicados, y recursos inferidos. En base a esta información se puede establecer un tonelaje real de mineral a explotar, es próximo a 4 Millones de toneladas, y sobre él se pueden realizar todos los análisis, estudios y cálculos posteriores, como los años de explotación o vida de la mina, dimensionamiento de la flota de equipos y establecer una producción diaria.

44

En la siguiente imagen (ver ilustración 4-19) Se muestra un modelo de bloques donde se representa gráficamente el modelo, con los diferentes tipos de recursos mineros presentes en él, en color rosado se ven los recursos medidos, en color azul los recursos indicados, y en color amarillo los recursos inferidos.

Ilustración 4.20 Representación gráfica de la clasificación de recursos por Kriging.

En esta ocasión se determinó una categorización de recursos más acertada que la estimación a través de IVOR, ya que este análisis se realizó mediante Krigeado, y se obtuvieron datos que contienen una mayor confiabilidad y certeza, porque los valores son congruentes en referencia a la explotación real, no se consideran leyes anómalas en el cálculo por ende este se establece como el método definitivo en este estudio de yacimiento y explotación minera.

45

5

CAPITULO 5:

5.1

DESARROLLO Y PREPARACIÓN

Secuencia de ejecución de galerías. (Datamine)

Mediante la herramienta 5D Planner del software Datamine, se realizó el siguiente diseño de labores de minería subterránea de un modelo de explotación para el método Sublevel Stoping (SLS). Primeramente se subdividió el sólido de roca de mineral de interés en 3 vetas, las cuales van a ser explotadas mediante el método S.L.S. , para poder extraer de manera eficiente dicho cuerpo mineralizado, se realizaron las siguientes labores.

Ilustración 5.1 Labores realizadas en 5D Planner , vista lateral.

En color verde se aprecia la rampa de acceso la cual comprende una gradiente de 10% y se encarga de interconectar la mina, en la parte inferior se ven los 3 niveles de producción en color rojo que contienen un nivel de transporte conectado a la galería zanja a través de estocadas de carguío separadas a 20 metros entre sí. En color amarillo se distinguen los 3 niveles de perforación correspondientes a cada veta, por último en color rosado se muestran las 3 bateas receptoras de mineral (undercut), separadas a una altura de 5 metros desde el piso de la galería zanja.

Ilustración 5.2 Diseño de Labores en 5D Planner.

46

En primer lugar, se construye la rampa de acceso a la mina la cual tiene una sección de 5,0 x 5,0 metros, estas dimensiones se deben al ingreso a perforar de un jumbo con dimensiones menores y un largo total de 1144 metros.

Ilustración 5.3 Rampa de acceso, 5D Planner.

En segundo lugar, la rapa de acceso conectara los subniveles de perforación y a su vez el subnivel de carguío y transporte, los cuales se ejecutarán al mismo tiempo Para la primera veta a producir el subnivel de perforación tendrá una sección de 6,2 x 6,1 metros y un largo de 280 metros

Ilustración 5.4 Rampa con Subniveles de perforación.

47

Para el nivel de carguío y transporte de la primera veta se ocupará una sección de 5,0 x 5,0 metros y tendrá un largo de 320 metros, incluyendo estocadas de 31 metros.

Ilustración 5.5 Rampa de acceso, subniveles perforación, más Calles de carguío y transporte.

de

Después se realizarán las bateas de recepción del mineral

Ilustración 5.6 Bateas de recepción de mineral,(Undercut).

Para finalmente se hace la construcción de una chimenea slot para formar la cara libre para posteriormente perforar los tiros radiales de producción

48

6

CAPITULO 6: MÉTODO DE EXPLOTACIÓN

6.1

Elección método de explotación.

El método de explotación más adecuado para el yacimiento estudiado es el método Sublevel stoping, el cual se explota por vetas, y estas por tajeos que al ser tronados depositase su material en una batea o undercut para posterior extracción por parte de carguío y transporte. Los parámetros que aparecen de forma temprana son generalmente los más importantes. Las condiciones naturales requieren una doble proyección para mantener sus recursos potenciales y capacidades de ingeniería. Una distinción básica adicional se produce entre la geografía y la geología.

Ilustración 6.1 Método Sublevel Stoping, diseño básico.

6.2

Criterio empleado para la selección.

El criterio de selección del método de explotación utilizado se define automáticamente mediante la matriz de Nicholas, en donde se analiza la geología, y geomecánica del yacimiento, incluyendo cajas y caja piso, para así establecer el método más adecuado en el yacimiento estudiado. Se considera una profundidad de yacimiento próxima a los 350 metros, son vetas de forma tabular, de gran espesor, esto implicó subdividir el yacimiento en 3 vetas para posterior explotación.

49

Según la matriz de Nicholas se establece la siguiente comparación:

Tabla 6.1 Matriz de selección de método de explotación de Nicholas.

6.3

Justificaciones adecuadas.

Observando la matriz de Nicholas se establece una comparación de los diferentes métodos de explotación existentes, en donde la competencia principal fue el método Corte y Relleno (C&F), debido a que este tipo de explotación es en vetas al igual que el método Sublevel Stoping, pero la diferencia está en la geomecánica, ya que SLS comprende una mejor condición en geomecánica, mientras que C&F tiene una geomecánica que obliga a rellenar una galería explotada para poder continuar con el próximo avance. Además, se descarta cualquier yacimiento referente a mantos como un Room & Pillars, y se descartan método de explotación masivos como es cielo abierto o métodos por hundimiento. La mayoría de los depósitos minerales son geométricamente caracterizados por su forma, inclinación, tamaño y profundidad. En el caso del presente proyecto posee una forma de veta, inclinación considerable y un tamaño y profundidad media. Según datos obtenidos a partir de la ejecución del software y de los datos adquiridos en etapas de estudio del proyecto se determinó la geomecánica, obteniéndose un cuerpo mineralizado con buzamiento inclinado, en donde tanto el mineral como las rocas de las cajas son competentes, los estudios de los contornos arrojaron que son regulares, permitiendo una buena recuperación del mineral y minimizar la dilución.

50

7

CAPITULO 7: PROGRAMA DE PRODUCCIÓN.

7.1

Tasa de producción

Considerando un Total de Reservas estimadas por Kriging en DataMine, las cuales fueron alrededor de 4,5 [Mt] se estableció una planificación mina la cual se nuestra a continuación. Tabla 7.1 Reserva total explotable.

Reserva 4,5 Mt

Tabla 7.2 Vida útil explotable (VOE)

Ítem VOE mínimo VOE máximo VOE promedio

Valor 7.59 11.39 9.49

Unidad años años años

Tabla 7.3 Ritmo óptimo de producción

Ítem ROP mínimo ROP máximo ROP promedio

Valor 373762 560643 467202

51

Unidad t /año t /año t /año

7.2

Operaciones unitarias (Perforación, Tronadura, Carguío y Transporte). 7.2.1

Equipos e insumos empleados

Para la construcción de galerías horizontales se perforará a través de un jumbo Rocket Boomer 282 S de dos brazos, el cual se muestra a continuación:

Ilustración 7.1 Rocket Boomer 282S

El jumbo Rocket Boomer 282 S perfora hasta diámetros de 90 mm y tiene una potencia en el martillo de 17 KW y tiene un consumo de 12 kW/hora. Para los tiros radiales de producción y para la construcción de bateas se ocupará un jumbo Sandvik DB120.

Ilustración 7.2 Sandvik DB120

Este jumbo perfora hasta diámetros de 101 mm, tiene una potencia en el martillo de 18 KW, es un equipo diésel que consume 37 litros por hora. 52

7.2.2

Perforación

A continuación, se presenta la operación unitaria de perforación en cuanto a las labores de desarrollo y posteriormente los detalles de la perforación realizada en preparación y finalmente los tiros realizados en la veta de producción. Perforación rampa de acceso: Para la rampa de acceso se ocupará una malla de 5,0 x 5,0 metros, la cual tendrá 58 barrenos a perforar con un diámetro de 45 mm cada uno. A continuación, se presentan los datos técnicos de perforación del túnel.

Tabla 7.4 Datos técnicos del túnel.

DATOS TECNICOS RAMPA ANCHO

5

m

ALTO

5

m

LARGO

1144

m

DENSIDAD

2,6

t/m3

LARGO BARRA

4

m

POZOS VACÍOS

3

barrenos

AVANCE

90%

VELOCIDAD PERFORACIÓN

86%

VP

TIEMPO DE TRABAJO MINA

24

horas/día

TOPOGRAFÍA

30

min

TRONADURA

116

min

VENTILACION

30

min

CARGUÍO Y TRANSPORTE

50

min

FORTIFICACIÓN

90

min

Conociendo la potencia cinética del martillo del jumbo se puede calcular la velocidad media de perforación.

53

Tabla 7.5 Velocidad de penetración.

VELOCIDAD PENETRACIÓN Potencia Cinética

17,00

KW

Diámetro barrenos

45

mm

Velocidad penetración

5,11

mp/min

307

mph

245,24

mph

Velocidad Media

Con la velocidad de perforación y el número de barrenos se conoce la cantidad de días para la construcción de la labor. Tabla 7.6 Días reales de la construcción del túnel.

DÍAS REALES RAMPA N° barrenos

58

barrenos

Metros perforados en avance

232

mp/avance

Metros por avance

3,6

m

N° avances por túnel

318

avances

Tiempo Perforación

56,76

min

Tiempo de avance

372,76

min

6,21

horas

1974,26

horas

82,26

días

Tiempo de construcción

Tabla 7.7 Indice de perforación (IP)

INDÍCE DE PERFORACIÓN IP Tonelaje por avance

234

t/avance

Metros perforados por avance

232

mp/avance

IP

1,01

t/mp

Metros totales perforados

73724,444

mp

54

A través de las fórmulas de Konya, también se puede calcular las características técnicas de la operación de tronadura para la malla de 5,0 x 5,0 metros, en la cual se detallará el burden, espaciamiento (S) Y Taco en cada uno de los tiros de la malla.

Tabla 7.8 Datos malla de perforación 5x5 (m)

TIROS

B (m)

S (m)

T (m)

Lp (m)

Lc (m)

AUXILIARES

1,12

1,68

0,56

3,6

3,04

CONTORNO

1,21

1,33

1,21

3,6

2,39

ZAPATERA

1,21

1,33

0,24

3,6

3,36

Se presenta el diagrama de perforación simulado en el software JK 2D Face.

Ilustración 7.3 Diagrama de perforación túnel 5x5 (m)

55

Perforación Subnivel: Para el subnivel de perforación se ocupará una malla de 6,1x 6,2, las dimensiones de la galería se deben al ingreso a la zona de perforación de una simba de dimensiones parecidas, tendrá 73 barrenos perforados con diámetros de 45 mm cada uno de los tiros. A continuación, se presenta los detalles técnicos de perforación del subnivel.

Tabla 7.9 Datos técnicos túnel 6,1x6,2 (m)

DATOS TÉCNICOS SUBNIVEL ANCHO

6,2

m

ALTO

6,1

m

LARGO

280

m

DENSIDAD

2,6

t/m3

LARGO BARRA

4

m

N POZOS VACIO

3

barrenos

AVANCE

90%

VEL. PERFO

86%

VP

TIEMPO DE TRABAJO MINA

24

horas/día

TOPOGRAFIA

30

min

TRONADURA

146

min

VENTILACION

40

min

CARGUIO Y TRANSPORTE

50

min

FORTIFICACION

90

min

Conociendo la potencia cinética del martillo del jumbo se puede calcular la velocidad media de perforación.

56

Tabla 7.10 Velocidad de penetración.

VELOCIDAD PENETRACIÓN Potencia Cinética

17,00

KW

Diámetro barrenos

45

mm

Velocidad penetración

5,11

mp/min

306,55

mph

245,24

mph

Velocidad Media

Con la velocidad de perforación y el número de barrenos se conoce la cantidad de días para la construcción de la labor.

Tabla 7.11 Días reales túnel.

DIAS REALES SUBNIVEL N° Barrenos

73

barrenos

Metros perforados en avance

292

mp/avance

metros por avance

3,6

m

N° avances por túnel

78

avances

Tiempo Perforación

71,44

min

Tiempo de avance

427,44

min

7,12

horas

554,09

horas

23,09

días

Tiempo de construcción

Tabla 7.12 Índice de perforación para malla 6,1x6,2 (m)

INDICE DE PERFORACIÓN IP Tonelaje por avance

353,9952

t/avance

Metros perforados por avance

292

mp/avance

IP

1,21

t/mp

Metros totales perforados

22711,111 mp 57

A través de las fórmulas de Konya, también se puede calcular las características técnicas de la operación de tronadura para la malla de 6,1 x 6,2 metros, en la cual se detallará el burden, espaciamiento (S) Y Taco en cada uno de los tiros de la malla.

Tabla 7.13 Datos malla 6,2x6,1 (m)

TIROS

B (m)

S (m)

T (m)

Lp (m)

Lc (m)

AUXILIARES

1,134

1,701

0,57

3,6

3,03

CONTORNO

0,51

0,56

0,51

3,6

3,09

ZAPATERA

0,83

0,91

0,17

3,6

3,43

Ilustración 7.4 Diagrama de perforación malla 6,2x6,1 (m)

58

Perforación Zona Carguío y transporte: Al igual que en la rampa de acceso en la zona de carguío y transporte se utilizará una malla de 5,0 x 5,0 metros y 58 barrenos de 45 mm cada uno. Ahora se mostrará los datos técnicos de los metros perforados en la zona. Tabla 7.14 Perforación malla zona carguío y transporte.

DATOS TÉCNICOS CARGUÍO Y TRANSPORTE ANCHO

5

m

ALTO

5

m

LARGO

1013

m

DENSIDAD

2,6

t/m3

LARGO BARRA

4

m

N POZOS VACIO

2

barrenos

AVANCE

90%

VEL. PERFO

86%

VP

TIEMPO DE TRABAJO MINA

24

horas/día

TOPOGRAFÍA

30

min

TRONADURA

116

min

VENTILACIÓN

40

min

CARGUIO Y TRANSPORTE

50

min

FORTIFICACIÓN

90

min

Conociendo la potencia cinética del martillo del jumbo se puede calcular la velocidad media de perforación. Tabla 7.15 Velocidad media de perforación.

VELOCIDAD PENETRACIÓN Potencia Cinética Diámetro barrenos Velocidad penetración

Velocidad Media

59

17,00

KW

90

mm

1,94

mp/min

116,16

mph

92,93

mph

Con la velocidad de perforación y el número de barrenos se conoce la cantidad de días para la construcción de la labor.

Tabla 7.16 Días en la construcción de labores para carguío y transporte.

DÍAS REALES CARGUÍO Y TRANSPORTE N°barrenos

58

barrenos

Metros perforados en avance

232

mp/avance

Metros por avance

3,6

m

N° avances por túnel

281

avances

Tiempo Perforación

149,79

min

Tiempo de avance

475,79

min

7,93

horas

2231,39

horas

92,97

días

Tiempo de construcción

Tabla 7.17 Indices de perforación para malla de carguío y transporte.

INDICE DE PERFORACIÓN IP Tonelaje por avance

234

t/avance

Metros perforados por avance

232

mp/avance

IP

1,01

t/mp

Metros totales perforados

65282,222 mp

60

Perforación de tiros radiales de producción: Para la perforación de estos tiros se ocupa como malla la altura y ancho del tajeo a producir, la altura del tajeo es de 82 metros y el ancho es de 55 metros.

Ilustración 7.5 Diagrama de perforación para veta de producción. Tabla 7.18 Indice de perforacion de tiros radiales

INDICE DE PERFORACIÓN IP Tonelaje por tajada 23452 t/tajada Metros perforados mp/ava 1375 por tajada nce IP 17 t/mp Metros totales 192500 mp perforados Tiempo Perforacion 28 hrs tajada Tiempo Perforacion 1 dias tajada

61

Estas perforaciones fueron diseñadas cada 9° en cada una de las direcciones de la malla. Los metros totales de perforación radial fueron de 1375 mp, la simba tiene una potencia en el martillo de 18 KW y los diámetros de los barrenos son de 90 mm, con esa información se puede obtener los 49 mp/hora de velocidad media de penetración, finalmente se calcula las horas que se construyen los tiros radiales, las cuales son 28 horas, equivalentes a 1,5 días. Perforación chimenea slot: La chimenea slot ayuda para la tronadura de los tiros de producción, para que esta tenga un burden a la hora de tronar el primer tajeo, así generando un alivio para la energía generada en la tronadura. La chimenea slot de la minera San Pedro es de 82 metros, la cual se realizará con una Blind Hole. Tabla 7.19 Datos ténicos chimenea Slot.

DATOS TÉCNICOS CHIMENEA SLOT ALTO CHIMENEA

82

m

DIÁMETRO CHIMENEA

2

m

RENDIMIENTO BLIND HOLE

0.4

mp/hr

TIEMPO PERFORACIÓN

205

hrs

TIEMPO PERFORACIÓN

9.93

dias

TONELAJE CHIMENEA SLOT

669.79

ton

ÍNDICE DE PERFORACIÓN

8.17

ton/mp

La blind Hole perfora a una velocidad de 0,4 mp/ hora, por lo tanto, en perforar los 82 metros se demora 205 horas, lo cual en dos turnos de 12 horas se demora en perforarse 9 días aproximadamente. Perforación Bateas: Se genera un avance cada 2 metros para sacar 280 metros totales de batea, los cuales son 140 tajeos de batea. En cada tajeo se perforan 114,5 metros en tiros radiales, los cuales multiplicados por los tajeos nos dan un total de 16035, 6 metros totales, la simba tiene una velocidad de perforación de 46 mp/hora, por lo tanto, las batean se perforan en 349 horas lo que equivale a 15 días.

62

Ilustración 7.6 Diagrama de perforación de bateas o Undercut.

Los metros perforados totales hasta la producción de una veta en la minera San pedro es de 120208 metros para lo cual conociendo la vida útil de los accesorios se puede calcular el consumo total de ellos.

63

7.1

Forma de ejecución semanas.

El inicio de construcción del túnel de acceso a la mina San Pedro será el 2 de Julio de 2019, tendrá una extensión de 1,1 km, su construcción total tardará alrededor de 82 días hasta llegar a la parte inferior del cuerpo mineralizado. Al llegar al 80% de la construcción del túnel de acceso se comenzará a construir el subnivel de perforación, el cual contará con 1 galería de 280 metros de largo y demorará aproximadamente 23 días en ser construido. 15 metros bajo el subnivel se iniciarán las obras para la construcción del nivel de carguío y transporte el cual se demorará en su construcción 93 días.

Tabla 7.20 Carta gantt del proyecto.

2019 Labores

J

J

A

Rampa Acceso Subnivel de perforación Nivel de carguío y transporte Bateas Chimenea Slot Tiros Radiales (Producción)

64

S

O

N

D

7.1.1

Tronadura

La tronadura es una de las operaciones unitarias de menor costo en la minería, sin embargo, una buena o mala tronada afectará en los procesos posteriores, desde carguío y transporte hasta planta de procesamiento, por ende se debe llevar a cabo de manera eficiente, siendo esta la etapa inicial de conminución de la roca, como objetivo se tiene aumentar la eficiencia y reducir el costo en cada etapa posterior.

Ilustración 7.7 Tronadura en minas Subterráneas.

Esta operación aplicada al caso de estudio de una explotación minera subterránea explotada por Sublevel Stoping se llevará a cabo en la creación de la rampa de acceso y todos los desarrollos posteriores, nivel de producción, undercut (batea), y tiros radiales de producción.

Ilustración 7.8 Logro Software JKSimblast.

A través del software JK Simblast, en sus versiones 2D Face para avances horizontales, y 2D Ring para los tiros radiales de producción y creación de bateas, se obtuvieron diferentes simulaciones, con sus respectivos análisis de distribución energía de los explosivos en el frente de trabajo aplicado. A continuación, se presentan los diferentes diagramas de disparo según labor a desarrollar y sus especificaciones técnicas.

65

7.1.2

Tronadura en labores de desarrollo de la mina. 7.1.2.1

Rampa

de

acceso,

y

nivel

de

producción. Para la rampa de acceso y niveles de producción se utilizó una malla de perforación de 5 m de ancho x 5 m de alto. A continuación, se presenta el diagrama de disparo realizado en el software JK 2D Face (ver Ilustración 7-10), utilizado en el desarrollo de labores horizontales en minería subterránea y el respectivo explosivo utilizado.

Ilustración 7.10.2 Diagrama de distribución de energía.

Ilustración 7.9 Diagrama de disparo 5x5

Respecto a la distribución de energía se aprecia en color rojo todo el material quebrado y la mayor concentración de energía, pero que hacia los contornos de la labor se va disipando mostrado en color amarillo y verde finalmente cuando la energía ya no genera mayores daños. Tabla 7.21 Configuración del explosivo según tiro Malla 5x5 m².

66

En este diagrama de disparo se perforaron 58 tiros, los cuales fueron cargados con Tronex todos los tiros como iniciador, los tiros auxiliares llevan además una columna de Emultex N 1600, el contorno lleva Softron y los tiros de zapateras llevan otros cartuchos de Tronex además del iniciador, fueron secuenciados con sistema de iniciación no eléctrico trandicional con detonadores nonel MS y LP, puesto que al ser una labor de desarrollo

67

material estéril tronado al no contener mayores especies minerales de interés económico no hace conveniente la utilización de sistema de iniciación electrónico .

Se muestra una representación esquemática de la configuración de los tiros en las siguientes ilustraciones a continuación:

Taco de greda

Emulex N 1600

Línea de ignición

Detonador + Tronex Ilustración 7.11 Tiros auxiliares y rainura con carga.

Softron

Línea de ignición

Detonador + Tronex Ilustración 7.12 Tiros de contorno (cajas y corona)

Tronex

Línea de ignición

Detonador + Tronex Ilustración 7.13 Tiros de Zapatera

7.1.3

Tronadura en labores de preparación de la mina. 7.1.3.1

Subniveles de perforación.

Para los subniveles de perforación se utilizó una malla de área mayor que el resto de la mina, esto se debe a que en el funcionamiento eficiente del equipo de perforación simba 68

DTH, este requiere un área mayor al extender sus brazos al perforar los tiros radiales de producción, por lo tanto, fueron considerados como labores de preparación ya que se alojan en roca mineralizada, contemplándose una sección de 6,2 m de ancho x 6,1 m de alto.

Ilustración 7.15 Diagrama de disparo de 6,2x6,1 (m)

Ilustración 7.14.2 Diagrama de distribución de energía malla 2.

En este diagrama de disparo se perforaron 75 tiros, las cuales fueron cargados con Tronex todos los tiros como iniciador, los tiros auxiliares llevan además una columna de Emultex N 1600, el contorno fue cargado con dinamita Softron y los tiros de zapateras llevan otros cartuchos Tronex además del iniciador (Ver tabla 7-21), fueron secuenciados con noneles MS y LP. Respecto a la distribución de energía se aprecia en color rojo todo el material quebrado y la mayor concentración de energía, pero que hacia los contornos de la labor se va disipando

69

mostrado en color amarillo y verde finalmente cuando la energía ya no genera mayores daños. A continuación, se presenta un resumen de la configuración de los pozos según tipo de tiro y el explosivo respectivo para los mismos. Tabla 7.22 Configuración del explosivo según tiro Malla 6,2x6,1 m².

Se muestra una representación esquemática de la configuración de los tiros en las siguientes ilustraciones a continuación: Taco de greda

Emulex N 1600

Línea de ignición

Detonador + Tronex Ilustración 7.16 Tiros auxiliares y rainuras con carga malla 6,2x6,1 m²

Softron

Línea de ignición

Detonador + Tronex Ilustración 7.17 Tiros de contorno (cajas y corona) malla 6,2x6,1 m²

Tronex

Línea de ignición

Detonador + Tronex Ilustración 7.18 Tiros de Zapatera malla 6,2x6,1 m²

70

7.1.3.2

Tronadura en la producción.

Para diseñar la tronadura de producción se utilizó la variable del software JKSimblast, JK 2D Ring, especializado en la generación de tiros radiales, ya que se decidió realizar este tipo de perforación mediante perforación de barrenos largos con una perforadora DTH. A continuación, se presenta el diagrama de disparo realizado (Ver ilustración 7-19), y su distribución de energía producida por la tronadura en el tajeo.

Ilustración 7.19 Diagrama de tiros radiales en 2D Ring.

En la imagen se muestran los 40 tiros radiales de producción distribuidos con un ángulo de 9° entre así, para así lograr una simetría en el diseño, estos tiros fueron cargados con un porcentaje del largo total de perforación de cada barreno, 5 % de tronex desde el fondo el pozo utilizado como iniciador, 80% de Emulex N 1600 y un taco de greda para confinar todo, el sistema de iniciación seleccionado fue electrónico i-Kon Harness. Al ser un diseño simétrico se consideró solo un cuadrante de la veta para efecto de cálculos (ver Ilustración 7-20), debe considerar un largo determinado del pozo sin explosivo, dado la tronadura de tiros radiales considerando 2 tiros verticales y 2 horizontales idénticos más 9 tiros ordenados en orden creciente en dirección desde el primer tiro a la derecha del tiro vertical.

Ilustración 7.20 Cuadrante de veta considerado para cálculo de explosivos.

71

A continuación, se presentan las cantidades de explosivo utilizado calculado en base a un porcentaje del largo total de perforación de los tiros, en unidades de Tronex y Kg de Emultex BN 1600. Tabla 7.23 Configuración y cantidad de explosivo según tiro en beta de producción

Representación esquemática de la configuración de los tiros de producción.

Taco de greda

Emulex N 1600

Línea de ignición.

Detonador + Tronex

Ilustración 7.21 Esquema de la configuración de los tiros radiales de producción.

El detonador necesario para llevar a cabo esta tronadura debe ser de al menos un equivalente a la potencia del fulminante N°8 , en este caso es un detonador electrónico el cual se encarga de iniciar el tronex el cual por consiguiente inicia la columna de carga explosiva de Emulex N1600. 72

Líneas de Isotiempo Según las líneas de isotiempo se aprecia que la tronadura será la adecuada, estas están dadas según la iniciación que se asignó al diagrama. La dirección del material, es perpendicular a las líneas de isotiempo. En la figura se ve que el material al ser tronado su dirección es hacia el techo y laterales de la veta y no hacia el subnivel de perforación.

Ilustración 7.22 Curvas de isotiempo.

La distribución de energía en la imagen (ver ilustración 7-7) Se puede apreciar que la energía generada por el explosivo es la correcta, dado que el quiebre se genera al centro principalmente y no hacia los límites de la veta, de esto se concluye que habrá un F80 adecuado, y una baja dilución de material circundante de la beta. Al centro se ve color amarillo y verde, esto es producto de que el software ya que considera roca en el subnivel de perforación ya tronado.

Ilustración 7.23 Distribución de energía en el tajeo.

73

7.1.3.3

Tronadura

para

la

generación

de

la

batea

(Undercut).

Ilustración 7.24 Diagrama de disparo del Undercut.

El diagrama de disparo para la generación de undercut o batea se realizó mediante tiros radiales en el software 2D Ring, se compone de 13 tiros, cargados en base a un porcentaje del largo total de perforación, 5% de Tronex desde el fondo del pozo, 85% de Emulex N 1600 y 5% de Taco de greda puesto que si se trata de una emulsión se debe confinar el pozo y hermetizar para evitar una posible fuga de explosivo. Tabla 7.24 Configuración y cantidad de explosivo en cada tiro para la generación de batea.

El ángulo entre tiros es de 9°, para mantener una equidistancia en la perforación, y una distribución de energía homogénea, la iniciación se llevó a cabo con detonadores electrónicos ya que las bateas en este caso contemplan una porción de roca mineralizada de interés la cual contiene un beneficio económico.

74

Representación esquemática de la configuración de los tiros de producción.

Taco de greda

Emulex N 1600

Línea de ignición.

Detonador + Tronex

Ilustración 7.25 Esquema de la configuración de los tiros radiales de batea (Undercut)

El detonador necesario para llevar a cabo esta tronadura debe ser de al menos un equivalente a la potencia del fulminante N°8 , en este caso es un detonador electrónico el cual se encarga de iniciar el tronex el cual por consiguiente inicia la columna de carga explosiva de Emulex N1600.

En el análisis de distribución de energía de explosivo, se observa la representación de colores rojo, amarillo, verde, azul (Ver Ilustración 7-26) la cual muestra donde se aloja la mayor cantidad de energía liberada por el explosivo, siendo el cuerpo o parte central de la batea la roca que recibe mayor energía la cual se disipa hacia los contornos para generar la forma de la misma.

Ilustración 7.26 Distribución de energía de la tronadura de batea.

75

7.1.4

Cálculo de cantidad de explosivo y Factor de carga subterráneo.

Para las diferentes labores realizadas dado el tipo de roca del yacimiento, se utilizaron 3 explosivos diferentes, una Emulsión de Anfo pesado bombeable Emultex BN 1600 y dos dinamitas, Tronex y Softron, ya que estos son resistentes al agua y cumplen con los parámetros requeridos ya sea en labores de desarrollo o preparación y producción. Tabla 7.25 Tipo de explosivos utilizados en Mina San Pedro.

Nombre del explosivo

Tipo de explosivo

Potencia Relativa al Anfo (peso y volumen)

Densidad (Gr/cmᶟ)

PESO VOL. MIN. MAX.

Velocidad de detonación (m/s) MIN.

MAX.

Sensibilidad Resistencia al agua (horas)

EMULTEX BN 1600

EMULSIÓN

0.84

1.41

1.29

1.35

3200

4600

TRONEX

BUENA

TRONEX

DINAMITA

57

97

1.29

1.37

2260

2260

Detonador N°8

4 HORAS

SOFTRON

DINAMITA

113

172

1.15

1.22

3324

3324

Detonador N°8

12 HORAS

A continuación, se presenta un resumen de la cantidad de explosivo utilizado. Tabla 7.26 Cantidad de explosivos utilizada

LABOR//EXPLOSIVO

TRONEX

SOFTRON

EMULTEX BN 1600

GALERIA 5 X 5

170 UN

84 UN

148 KG

GALERIA 6.1X6.2

216 UN

126 UN

168 KG

UNDERCUT

52 UN

X

1534 KG

VETA (PRODUCCIÓN)

338 UN

X

10288 KG

TOTAL

776 UN

210 UN

12138 KG

76

Factor de carga subterráneo por Labor a realizar: Para realizar el cálculo de factor de carga subterráneo es necesario conocer las cantidades de explosivo total por labor, y el peso equivalente en Anfo de dichos explosivos, y el volumen de roca a tronar. Tabla 7.27 Energía y volúmen de gases de los explosivos utilizados.

Explosivo

Energía Qe (kj/kg)

Energía Qo (Kcal/Kg)

Volumen de Gases (Lt/Kg)

Softron

4480

1080

968

Tronex

4908

1183

942

Emultex

3017

731

1111

Anfo

3818

902

960

Para calcular el peso equivalente en Anfo se utiliza la siguiente fórmula: 5 𝑄𝑒 1 𝑉𝑒 𝑃. 𝐸. = ( ) + ( ) 6 𝑄𝑜 6 𝑉𝑜 Donde: 5 1080 1 968 𝑃. 𝐸. (𝑆𝑜𝑓𝑡𝑟𝑜𝑛 𝑎 𝐴𝑛𝑓𝑜) = ( )+ ( ) = 1,17 6 902 6 960 5 1183 1 942 𝑃. 𝐸. (𝑇𝑟𝑜𝑛𝑒𝑥 𝑎 𝐴𝑛𝑓𝑜) = ( )+ ( ) = 1,26 6 902 6 960 5 731 1 1111 𝑃. 𝐸. (𝐸𝑚𝑢𝑙𝑡𝑒𝑥 𝐵𝑁 1600 𝑎 𝐴𝑛𝑓𝑜) = ( )+ ( ) = 0,9 6 902 6 960

Tabla 7.28 Peso de cada cartucho de dinamitas (Kg)

TIPO DE EXPLOSIVO

MASA DEL EXPLOSIVO (Kg/Unidad)

Softron

0,14

Tronex

0,16

77

Para calcular el factor de carga en gramos por toneladas se realizó un resumen reuniendo todos los datos de interés presentados anteriormente (Ver tabla 7-28) donde importa el tonelaje y la cubicación total de explosivo por labor para los cálculos posteriores, donde se debe realizar una conversión de masa de explosivo equivalente a masa explosiva de Anfo.

Tabla 7.29 Resumen total de cada labor, explosivo, área, volumen y tonelaje.

El factor de carga en minería subterránea está dado por la siguiente fórmula:

𝐹𝑎𝑐𝑡𝑜𝑟 𝑑𝑒 𝐶𝑎𝑟𝑔𝑎:

𝐺𝑟𝑎𝑚𝑜𝑠 𝑑𝑒 𝑒𝑥𝑝𝑙𝑜𝑠𝑖𝑣𝑜 𝑒𝑞𝑢𝑖𝑣𝑎𝑙𝑒𝑛𝑡𝑒 𝑒𝑛 𝐴𝑛𝑓𝑜 𝑇𝑜𝑛𝑒𝑙𝑎𝑑𝑎𝑠 𝑑𝑒 𝑟𝑜𝑐𝑎 𝑎 𝑟𝑒𝑚𝑜𝑣𝑒𝑟

Donde: Para el factor de carga del diagrama de perforación de 5x5 (m) 𝐹𝑎𝑐𝑡𝑜𝑟 𝑑𝑒 𝐶𝑎𝑟𝑔𝑎:

181231 𝑔 𝑑𝑒 𝑒𝑥𝑝𝑙𝑜𝑠𝑖𝑣𝑜 𝑒𝑞𝑢𝑖𝑣𝑎𝑙𝑒𝑛𝑡𝑒 𝑒𝑛 𝐴𝑛𝑓𝑜 209,67 𝑡𝑜𝑛

𝑭𝒂𝒄𝒕𝒐𝒓 𝒅𝒆 𝑪𝒂𝒓𝒈𝒂: 𝟖𝟔𝟒, 𝟑𝟔

𝒈 𝒅𝒆 𝒆𝒙𝒑𝒍𝒐𝒔𝒊𝒗𝒐 𝒆𝒒𝒖𝒊𝒗𝒂𝒍𝒆𝒏𝒕𝒆 𝒆𝒏 𝑨𝒏𝒇𝒐 𝒕𝒐𝒏

Para el factor de carga del diagrama de perforación de 6.2x6.1 (m) 𝐹𝑎𝑐𝑡𝑜𝑟 𝑑𝑒 𝐶𝑎𝑟𝑔𝑎:

218000 𝑔 𝑑𝑒 𝑒𝑥𝑝𝑙𝑜𝑠𝑖𝑣𝑜 𝑒𝑞𝑢𝑖𝑣𝑎𝑙𝑒𝑛𝑡𝑒 𝑒𝑛 𝐴𝑛𝑓𝑜 315,14 𝑡𝑜𝑛

𝑭𝒂𝒄𝒕𝒐𝒓 𝒅𝒆 𝑪𝒂𝒓𝒈𝒂: 𝟔𝟗𝟏, 𝟕

𝒈 𝒅𝒆 𝒆𝒙𝒑𝒍𝒐𝒔𝒊𝒗𝒐 𝒆𝒒𝒖𝒊𝒗𝒂𝒍𝒆𝒏𝒕𝒆 𝒆𝒏 𝑨𝒏𝒇𝒐 𝒕𝒐𝒏

78

Para el factor de carga del diagrama de perforación del Undercut 𝐹𝑎𝑐𝑡𝑜𝑟 𝑑𝑒 𝐶𝑎𝑟𝑔𝑎:

1391100𝑔 𝑑𝑒 𝑒𝑥𝑝𝑙𝑜𝑠𝑖𝑣𝑜 𝑒𝑞𝑢𝑖𝑣𝑎𝑙𝑒𝑛𝑡𝑒 𝑒𝑛 𝐴𝑛𝑓𝑜 1950 𝑡𝑜𝑛

𝑭𝒂𝒄𝒕𝒐𝒓 𝒅𝒆 𝑪𝒂𝒓𝒈𝒂: 𝟕𝟏𝟑, 𝟒

𝒈 𝒅𝒆 𝒆𝒙𝒑𝒍𝒐𝒔𝒊𝒗𝒐 𝒆𝒒𝒖𝒊𝒗𝒂𝒍𝒆𝒏𝒕𝒆 𝒆𝒏 𝑨𝒏𝒇𝒐 𝒕𝒐𝒏

Para el factor de carga del diagrama de perforación del nivel de producción (m) 𝐹𝑎𝑐𝑡𝑜𝑟 𝑑𝑒 𝐶𝑎𝑟𝑔𝑎:

9327340 𝑔 𝑑𝑒 𝑒𝑥𝑝𝑙𝑜𝑠𝑖𝑣𝑜 𝑒𝑞𝑢𝑖𝑣𝑎𝑙𝑒𝑛𝑡𝑒 𝑒𝑛 𝐴𝑛𝑓𝑜 23900 𝑡𝑜𝑛

𝑭𝒂𝒄𝒕𝒐𝒓 𝒅𝒆 𝑪𝒂𝒓𝒈𝒂: 𝟑𝟗𝟎

7.1.5

𝒈 𝒅𝒆 𝒆𝒙𝒑𝒍𝒐𝒔𝒊𝒗𝒐 𝒆𝒒𝒖𝒊𝒗𝒂𝒍𝒆𝒏𝒕𝒆 𝒆𝒏 𝑨𝒏𝒇𝒐 𝒕𝒐𝒏

Carguío y transporte

Para la selección de los equipos de carguío y transporte se debe considerar de manera inicial un estudio técnico-económico en base al plan minero de “Minera San Pedro”, con el fin de elegir los modelos de equipos más adecuados en cuanto a rendimiento y justificación económica para el proyecto en cuestión. La selección definitiva de los equipos debe considerar los parámetros geométricos de la explotación, estos parámetros se ven influenciados por las dimensiones de las calles y túneles por donde transiten los equipos puesto que dichos aspectos condicionan la altura del equipo, el ancho, y el radio de giro de este. Al determinar las condiciones geométricas de la labor a explotar, se debe establecer un equipo que también cumpla con la producción diaria de la faena, la cual es 1298 Toneladas.

7.2

Índices Operacionales (Horas, tiempos, KPI)

Los Índices operacionales de los equipos de carguío y transporte, se establecieron de manera estratégica, pensando principalmente en cambios de ritmos de la producción, como también en la necesidad de mover un alto tonelaje al momento de desarrollar las labores de acceso al cuerpo mineralizado. A continuación, se muestran los índices operacionales de los equipos para alcanzar la producción a régimen.

79

7.2.1

Índices operacionales para carguío Tabla 7.30 Pistola distribución de tiempo de carguío

Para obtener algunos de estos valores numéricos se aplicaron las siguientes operaciones: 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑑𝑖𝑠𝑝𝑜𝑛𝑖𝑏𝑙𝑒: 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑛𝑜𝑚𝑖𝑛𝑎𝑙 ∗ 𝐷𝑖𝑠𝑝𝑜𝑛𝑖𝑏𝑖𝑙𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑓í𝑠𝑖𝑐𝑎 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑑𝑖𝑠𝑝𝑜𝑛𝑖𝑏𝑙𝑒: 24 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 ∗ 0.9 (𝐷𝑖𝑠𝑝𝑜𝑛𝑖𝑏𝑖𝑙𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑓í𝑠𝑖𝑐𝑎 90%) 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑑𝑖𝑠𝑝𝑜𝑛𝑖𝑏𝑙𝑒: 21.6 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑚𝑒𝑐á𝑛𝑖𝑐𝑎: 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑛𝑜𝑚𝑖𝑛𝑎𝑙 − 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑑𝑖𝑠𝑝𝑜𝑛𝑖𝑏𝑙𝑒 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑚𝑒𝑐á𝑛𝑖𝑐𝑎: 24 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 − 21.6 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑚𝑒𝑐𝑎𝑛𝑖𝑐𝑎: 2.4 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑟𝑒𝑠𝑒𝑟𝑣𝑎: 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑑𝑖𝑠𝑝𝑜𝑛𝑖𝑏𝑙𝑒 ∗ % 𝑑𝑒 𝑟𝑒𝑠𝑒𝑟𝑣𝑎 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑟𝑒𝑠𝑒𝑟𝑣𝑎: 21.6 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 ∗ 0.20 (𝑅𝑒𝑠𝑒𝑟𝑣𝑎 20%) 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑟𝑒𝑠𝑒𝑟𝑣𝑎: 4.32 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑜𝑝𝑒𝑟𝑎𝑡𝑖𝑣𝑜: 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑑𝑖𝑠𝑝𝑜𝑛𝑖𝑏𝑙𝑒 − 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑟𝑒𝑠𝑒𝑟𝑣𝑎 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑜𝑝𝑒𝑟𝑎𝑡𝑖𝑣𝑜: 21.6 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 − 4,32 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑜𝑝𝑒𝑟𝑎𝑡𝑖𝑣𝑜: 17.28 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑀𝑖𝑛𝑢𝑡𝑜𝑠 𝑑𝑒𝑚𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑝𝑟𝑜𝑔𝑟𝑎𝑚𝑎𝑑𝑎𝑠 𝑝𝑜𝑟 𝑡𝑢𝑟𝑛𝑜 ∗ 𝑐𝑎𝑛𝑡𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑑𝑒 𝑡𝑢𝑟𝑛𝑜𝑠 𝑑í𝑎 60 (𝑀𝑖𝑛𝑢𝑡𝑜𝑠 𝑎 ℎ𝑜𝑟𝑎𝑠) 𝑡𝑢𝑟𝑛𝑜𝑠 50𝑀𝑖𝑛𝑢𝑡𝑜𝑠 𝑡𝑢𝑟𝑛𝑜 ∗ 2 𝑑í𝑎 𝐷𝑒𝑚𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑝𝑟𝑜𝑔𝑟𝑎𝑚𝑎𝑑𝑎𝑠: 60 (𝑀𝑖𝑛𝑢𝑡𝑜𝑠 𝑎 ℎ𝑜𝑟𝑎𝑠) 𝐷𝑒𝑚𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑝𝑟𝑜𝑔𝑟𝑎𝑚𝑎𝑑𝑎𝑠: 1.66 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 𝐷𝑒𝑚𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑝𝑟𝑜𝑔𝑟𝑎𝑚𝑎𝑑𝑎𝑠:

𝐷𝑒𝑚𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑁𝑂 𝑝𝑟𝑜𝑔𝑟𝑎𝑚𝑎𝑑𝑎𝑠:

𝑀𝑖𝑛𝑢𝑡𝑜𝑠 𝑑𝑒𝑚𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑁𝑂 𝑝𝑟𝑜𝑔𝑟𝑎𝑚𝑎𝑑𝑎𝑠 𝑝𝑜𝑟 𝑡𝑢𝑟𝑛𝑜 ∗ 𝑐𝑎𝑛𝑡𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑑𝑒 𝑡𝑢𝑟𝑛𝑜𝑠 𝑑í𝑎 60 (𝑀𝑖𝑛𝑢𝑡𝑜𝑠 𝑎 ℎ𝑜𝑟𝑎𝑠)

80

𝑡𝑢𝑟𝑛𝑜𝑠 𝑑í𝑎 𝐷𝑒𝑚𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑁𝑂 𝑝𝑟𝑜𝑔𝑟𝑎𝑚𝑎𝑑𝑎𝑠: 60 (𝑀𝑖𝑛𝑢𝑡𝑜𝑠 𝑎 ℎ𝑜𝑟𝑎𝑠) 𝐷𝑒𝑚𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑝𝑟𝑜𝑔𝑟𝑎𝑚𝑎𝑑𝑎𝑠: 1.16 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 35 𝑀𝑖𝑛𝑢𝑡𝑜𝑠 𝑡𝑢𝑟𝑛𝑜 ∗ 2

𝑃𝑒𝑟𝑑𝑖𝑑𝑎𝑠 𝑜𝑝𝑒𝑟𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛𝑎𝑙𝑒𝑠: 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝 𝐷𝑖𝑠𝑝𝑜𝑛𝑖𝑏𝑙𝑒 ∗ %𝑃𝑒𝑟𝑑𝑖𝑑𝑎𝑠 𝑜𝑝𝑒𝑟𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛𝑎𝑙𝑒𝑠 𝑃𝑒𝑟𝑑𝑖𝑑𝑎𝑠 𝑜𝑝𝑒𝑟𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛𝑎𝑙𝑒𝑠: 21,6 ∗ 0,05 (5 % 𝑃𝑒𝑟𝑑𝑖𝑑𝑎𝑠 𝑜𝑝𝑒𝑟𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛𝑎𝑙𝑒𝑠) 𝑃𝑒𝑟𝑑𝑖𝑑𝑎𝑠 𝑜𝑝𝑒𝑟𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛𝑎𝑙𝑒𝑠: 1.08 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 En base a estudio teórico se consideró: 90% de disponibilidad física para el L.H.D L10 E, 20% de reserva del equipo y 5% de pérdidas operacionales. Con los datos anteriormente obtenidos se obtuvieron los siguientes índices operacionales 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝐷𝑖𝑠𝑝𝑜𝑛𝑖𝑏𝑙𝑒 𝑥100 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑁𝑜𝑚𝑖𝑛𝑎𝑙 21,6 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 𝐷𝑖𝑠𝑝𝑜𝑛𝑖𝑏𝑖𝑙𝑖𝑑𝑎𝑑 𝐹í𝑠𝑖𝑐𝑎 (𝐷𝐹) = 𝑥100 24 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 𝐷𝑖𝑠𝑝𝑜𝑛𝑖𝑏𝑖𝑙𝑖𝑑𝑎𝑑 𝐹í𝑠𝑖𝑐𝑎 (𝐷𝐹) = 90% 𝐷𝑖𝑠𝑝𝑜𝑛𝑖𝑏𝑖𝑙𝑖𝑑𝑎𝑑 𝐹í𝑠𝑖𝑐𝑎 (𝐷𝐹) =

𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝐸𝑓𝑒𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 𝑥100 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑁𝑜𝑚𝑖𝑛𝑎𝑙 13,37 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑈𝑡𝑖𝑙𝑖𝑧𝑎𝑐𝑖ó𝑛 (𝑈𝑇) = 𝑥100 24 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑈𝑡𝑖𝑙𝑖𝑧𝑎𝑐𝑖ó𝑛 (𝑈𝑇) = 55,70% 𝑈𝑡𝑖𝑙𝑖𝑧𝑎𝑐𝑖ó𝑛 (𝑈𝑇) =

𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝐸𝑓𝑒𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 𝑥100 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑂𝑝𝑒𝑟𝑎𝑡𝑖𝑣𝑜 17,28𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 𝐹𝑎𝑐𝑡𝑜𝑟 𝑂𝑝𝑒𝑟𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛𝑎𝑙 (𝐹𝑂) = 𝑥100 24 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 𝐹𝑎𝑐𝑡𝑜𝑟 𝑂𝑝𝑒𝑟𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛𝑎𝑙 (𝐹𝑂) = 72% 𝐹𝑎𝑐𝑡𝑜𝑟 𝑂𝑝𝑒𝑟𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛𝑎𝑙 (𝐹𝑂) =

81

7.2.2

Índices operacionales para transporte Tabla 7.31 Pistola distribución de tiempo de Transporte.

Para obtener algunos de estos valores se aplicaron las siguientes operaciones. 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑑𝑖𝑠𝑝𝑜𝑛𝑖𝑏𝑙𝑒: 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑛𝑜𝑚𝑖𝑛𝑎𝑙 ∗ 𝐷𝑖𝑠𝑝𝑜𝑛𝑖𝑏𝑖𝑙𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑓í𝑠𝑖𝑐𝑎 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑑𝑖𝑠𝑝𝑜𝑛𝑖𝑏𝑙𝑒: 24 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 ∗ 0.95 (𝐷𝑖𝑠𝑝𝑜𝑛𝑖𝑏𝑖𝑙𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑓í𝑠𝑖𝑐𝑎 95%) 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑑𝑖𝑠𝑝𝑜𝑛𝑖𝑏𝑙𝑒: 22.8 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑚𝑒𝑐á𝑛𝑖𝑐𝑎: 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑛𝑜𝑚𝑖𝑛𝑎𝑙 − 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑑𝑖𝑠𝑝𝑜𝑛𝑖𝑏𝑙𝑒 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑚𝑒𝑐á𝑛𝑖𝑐𝑎: 24 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 − 22.8 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑚𝑒𝑐á𝑛𝑖𝑐𝑎: 1.2 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑟𝑒𝑠𝑒𝑟𝑣𝑎: 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑑𝑖𝑠𝑝𝑜𝑛𝑖𝑏𝑙𝑒 ∗ % 𝑑𝑒 𝑟𝑒𝑠𝑒𝑟𝑣𝑎 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑟𝑒𝑠𝑒𝑟𝑣𝑎: 22.8 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 ∗ 0.10 (𝑅𝑒𝑠𝑒𝑟𝑣𝑎 9%) 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑟𝑒𝑠𝑒𝑟𝑣𝑎: 2.28 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠. 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑜𝑝𝑒𝑟𝑎𝑡𝑖𝑣𝑜: 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑑𝑖𝑠𝑝𝑜𝑛𝑖𝑏𝑙𝑒 − 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑟𝑒𝑠𝑒𝑟𝑣𝑎 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑜𝑝𝑒𝑟𝑎𝑡𝑖𝑣𝑜: 22.8 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 − 2,28 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑜𝑝𝑒𝑟𝑎𝑡𝑖𝑣𝑜: 20.52 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠

𝑀𝑖𝑛𝑢𝑡𝑜𝑠 𝑑𝑒𝑚𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑝𝑟𝑜𝑔𝑟𝑎𝑚𝑎𝑑𝑎𝑠 𝑝𝑜𝑟 𝑡𝑢𝑟𝑛𝑜 ∗ 𝑐𝑎𝑛𝑡𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑑𝑒 𝑡𝑢𝑟𝑛𝑜𝑠 𝑑í𝑎 60 (𝑀𝑖𝑛𝑢𝑡𝑜𝑠 𝑎 ℎ𝑜𝑟𝑎𝑠) 𝑡𝑢𝑟𝑛𝑜𝑠 50 𝑀𝑖𝑛𝑢𝑡𝑜𝑠 𝑡𝑢𝑟𝑛𝑜 ∗ 2 𝑑í𝑎 𝐷𝑒𝑚𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑝𝑟𝑜𝑔𝑟𝑎𝑚𝑎𝑑𝑎𝑠: 60 (𝑀𝑖𝑛𝑢𝑡𝑜𝑠 𝑎 ℎ𝑜𝑟𝑎𝑠) 𝐷𝑒𝑚𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑝𝑟𝑜𝑔𝑟𝑎𝑚𝑎𝑑𝑎𝑠:

𝐷𝑒𝑚𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑝𝑟𝑜𝑔𝑟𝑎𝑚𝑎𝑑𝑎𝑠: 1.667 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠

82

𝑀𝑖𝑛𝑢𝑡𝑜𝑠 𝑑𝑒𝑚𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑁𝑂 𝑝𝑟𝑜𝑔𝑟𝑎𝑚𝑎𝑑𝑎𝑠 𝑝𝑜𝑟 𝑡𝑢𝑟𝑛𝑜 ∗ 𝑐𝑎𝑛𝑡𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑑𝑒 𝑡𝑢𝑟𝑛𝑜𝑠 𝑑í𝑎 60 (𝑀𝑖𝑛𝑢𝑡𝑜𝑠 𝑎 ℎ𝑜𝑟𝑎𝑠) 𝑡𝑢𝑟𝑛𝑜𝑠 40 𝑀𝑖𝑛𝑢𝑡𝑜𝑠 𝑡𝑢𝑟𝑛𝑜 ∗ 2 𝑑í𝑎 𝐷𝑒𝑚𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑁𝑂 𝑝𝑟𝑜𝑔𝑟𝑎𝑚𝑎𝑑𝑎𝑠: 60 (𝑀𝑖𝑛𝑢𝑡𝑜𝑠 𝑎 ℎ𝑜𝑟𝑎𝑠) 𝐷𝑒𝑚𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑁𝑂 𝑝𝑟𝑜𝑔𝑟𝑎𝑚𝑎𝑑𝑎𝑠:

𝐷𝑒𝑚𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑁𝑂 𝑝𝑟𝑜𝑔𝑟𝑎𝑚𝑎𝑑𝑎𝑠: 1.33 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑃𝑒𝑟𝑑𝑖𝑑𝑎𝑠 𝑜𝑝𝑒𝑟𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛𝑎𝑙𝑒𝑠: 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝐷𝑖𝑠𝑝𝑜𝑛𝑖𝑏𝑙𝑒 ∗ %𝑃𝑒𝑟𝑑𝑖𝑑𝑎𝑠 𝑜𝑝𝑒𝑟𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛𝑎𝑙𝑒𝑠 𝑃𝑒𝑟𝑑𝑖𝑑𝑎𝑠 𝑜𝑝𝑒𝑟𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛𝑎𝑙𝑒𝑠: 22,8 ∗ 0,07 (7% 𝑃𝑒𝑟𝑑𝑖𝑑𝑎𝑠 𝑜𝑝𝑒𝑟𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛𝑎𝑙𝑒𝑠) 𝑃𝑒𝑟𝑑𝑖𝑑𝑎𝑠 𝑜𝑝𝑒𝑟𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛𝑎𝑙𝑒𝑠: 1.60 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 En base a estudio técnico se consideró: 95% de disponibilidad física para el equipo de transporte Dumper MK A15, 10 % de reserva del equipo y 7% de pérdidas operacionales. A continuación, se muestran las índices operaciones para los equipos de transporte. 𝐷𝑖𝑠𝑝𝑜𝑛𝑖𝑏𝑖𝑙𝑖𝑑𝑎𝑑 𝐹í𝑠𝑖𝑐𝑎 (𝐷𝐹) =

𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝐷𝑖𝑠𝑝𝑜𝑛𝑖𝑏𝑙𝑒 𝑥100 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑁𝑜𝑚𝑖𝑛𝑎𝑙

𝐷𝑖𝑠𝑝𝑜𝑛𝑖𝑏𝑖𝑙𝑖𝑑𝑎𝑑 𝐹í𝑠𝑖𝑐𝑎 (𝐷𝐹) =

22,8 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑥100 24 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠

𝐷𝑖𝑠𝑝𝑜𝑛𝑖𝑏𝑖𝑙𝑖𝑑𝑎𝑑 𝐹í𝑠𝑖𝑐𝑎 (𝐷𝐹) = 95%

𝑈𝑡𝑖𝑙𝑖𝑧𝑎𝑐𝑖ó𝑛 (𝑈𝑇) =

𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝐸𝑓𝑒𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 𝑥100 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑁𝑜𝑚𝑖𝑛𝑎𝑙

𝑈𝑡𝑖𝑙𝑖𝑧𝑎𝑐𝑖ó𝑛 (𝑈𝑇) =

17,06 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑥100 24 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠

𝑈𝑡𝑖𝑙𝑖𝑧𝑎𝑐𝑖ó𝑛 (𝑈𝑇) = 71,08%

𝐹𝑎𝑐𝑡𝑜𝑟 𝑂𝑝𝑒𝑟𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛𝑎𝑙 (𝐹𝑂) =

𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑂𝑝𝑒𝑟𝑎𝑡𝑖𝑣𝑜 𝑥100 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑁𝑜𝑚𝑖𝑛𝑎𝑙

𝐹𝑎𝑐𝑡𝑜𝑟 𝑂𝑝𝑒𝑟𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛𝑎𝑙 (𝐹𝑂) =

21,66 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑥100 24 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠

𝐹𝑎𝑐𝑡𝑜𝑟 𝑂𝑝𝑒𝑟𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛𝑎𝑙 (𝐹𝑂) = 90,25%

83

7.3

Flota estipulada para cumplir producción.

El rendimiento efectivo del equipo de carguío L10 se calculó considerando una capacidad de 7,2 Yd3 [5,5m3], Densidad esponjada de 2,1 Ton/m³ un factor de llenado de 70% y un tiempo de ciclo de 170 segundos considerando una distancia de vaciado de 25 metros (Velocidad cargado 15 [km/Hr], Velocidad Vacío 20 [km/Hr]), además de multiplicar por todos los índices operacionales correspondientes equipo de transporte ya mencionado. Entonces: 𝑅𝑒𝑛𝑑𝑖𝑚𝑖𝑒𝑛𝑡𝑜 𝐸𝑓𝑒𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 =

𝐶𝑎𝑝𝑎𝑐𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑛𝑜𝑚𝑖𝑛𝑎𝑙∗𝜌 𝐸𝑠𝑝𝑜𝑛𝑗𝑎𝑑𝑎∗𝐹𝑎𝑐𝑡𝑜𝑟 𝑑𝑒 𝑙𝑙𝑒𝑛𝑎𝑑𝑜 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑑𝑒 𝑐𝑖𝑐𝑙𝑜 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠

∗ [24 ∗ 𝐷𝐹 ∗ 𝐹𝑂 ∗ 𝑈𝑇]

𝑚3 𝑡𝑜𝑛 ∗ 2,1 3 ∗ 0,70 𝑌𝑑3 𝑚 ∗ [24[0,90 ∗ 0,557 ∗ 0,72]] 170 𝑠𝑔 3600 𝑠𝑔/ℎ𝑜𝑟𝑎

7,2, 𝑌𝑑3 ∗ 0,764 𝑅𝑒𝑛𝑑𝑖𝑚𝑖𝑒𝑛𝑡𝑜 𝐸𝑓𝑒𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 =

𝑅𝑒𝑛𝑑𝑖𝑚𝑖𝑒𝑛𝑡𝑜 𝐸𝑓𝑒𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 = 1483,33

𝑇𝑜𝑛𝑒𝑙𝑎𝑑𝑎𝑠 𝐷𝑖𝑎

Flota de equipo de carguío calculada para el proyecto. 𝐶𝑎𝑛𝑡𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑑𝑒 𝑒𝑞𝑢𝑖𝑝𝑜 =

𝑇𝑝𝑑 𝑝𝑟𝑜𝑑𝑢𝑐𝑐𝑖𝑜𝑛 1298 𝑇𝑝𝑑 = = 0,88 = 1 𝐿𝐻𝐷 𝐿𝐹10 𝑅𝑒𝑛𝑑𝑖𝑚𝑖𝑒𝑛𝑡𝑜 𝑒𝑓𝑒𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 1483,3 𝑇𝑝𝑑

84

Ilustración 7.27 LHD LF 10

El equipo escogido para carguío es el LHD LF 10 perteneciente a la empresa GHH FAHRZEUGE. Posee las siguientes especificaciones:

Ilustración 7.28 Especificaciones Técnicas LHD LF 10

85

El rendimiento efectivo del equipo de transporte MK A15 se calculó considerando una capacidad de 8 Yd3 [6,11m3], Densidad esponjada de 2,1 Ton/m³ un factor de llenado de 95% y un tiempo de ciclo de 7,5 minutos de ida y vuelta (Velocidad cargado 20 [km/Hr], Velocidad Vacío 30 [km/Hr]), + 30 segundos en descargar el material, además de multiplicar por todos los índices operacionales correspondientes equipo de transporte ya mencionado. Entonces: 𝑅𝑒𝑛𝑑𝑖𝑚𝑖𝑒𝑛𝑡𝑜 𝐸𝑓𝑒𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 =

𝐶𝑎𝑝𝑎𝑐𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑛𝑜𝑚𝑖𝑛𝑎𝑙∗𝜌 𝐸𝑠𝑝𝑜𝑛𝑗𝑎𝑑𝑎∗𝐹𝑎𝑐𝑡𝑜𝑟 𝑑𝑒 𝑙𝑙𝑒𝑛𝑎𝑑𝑜 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑑𝑒 𝑐𝑖𝑐𝑙𝑜 𝐻𝑜𝑟𝑎𝑠

∗ [24 ∗ 𝐷𝐹 ∗ 𝐹𝑂 ∗ 𝑈𝑇]

𝑡𝑜𝑛 ∗ 0,95 𝑚3 ∗ [24[0,95 ∗ 0,90 ∗ 0,711]] 8 𝑚𝑖𝑛𝑢𝑡𝑜𝑠 60 𝑚𝑖𝑛/ℎ𝑜𝑟𝑎

6,11 𝑚3 ∗ 2,1 𝑅𝑒𝑛𝑑𝑖𝑚𝑖𝑒𝑛𝑡𝑜 𝐸𝑓𝑒𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 =

𝑅𝑒𝑛𝑑𝑖𝑚𝑖𝑒𝑛𝑡𝑜 𝐸𝑓𝑒𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 = 1333 ,68

𝑇𝑜𝑛𝑒𝑙𝑎𝑑𝑎𝑠 𝐷𝑖𝑎

Flota de equipo de transporte calculada para el proyecto. 𝑪𝒂𝒏𝒕𝒊𝒅𝒂𝒅 𝒅𝒆 𝒆𝒒𝒖𝒊𝒑𝒐 =

𝑻𝒑𝒅 𝒑𝒓𝒐𝒅𝒖𝒄𝒄𝒊𝒐𝒏 𝟏𝟐𝟗𝟖 𝑻𝒑𝒅 = = 𝟎, 𝟗𝟕 𝑹𝒆𝒏𝒅𝒊𝒎𝒊𝒆𝒏𝒕𝒐 𝒆𝒇𝒆𝒄𝒕𝒊𝒗𝒐 𝟏𝟑𝟑𝟑, 𝟔𝟖 𝑻𝒑𝒅

= 𝟏 𝑫𝒖𝒎𝒑𝒆𝒓 𝑴𝑲 𝑨𝟏𝟓 El equipo para emplear en transporte será el Dumper MK A15, en la siguiente imagen se visualizan sus dimensiones. Además de sus especificaciones técnicas. La distancia de transporte va a tener un máximo 1144 metros, el cálculo de flota se determinó tomando este dato como base, puesto que va a ser la distancia máxima presente en todo el proyecto, sin embargo las labores de desarrollo como por ejemplo la rampa principal y el sub nivel de perforación tendrán distancias variables a lo largo de su ejecución, debido a esto el rendimiento del equipo se calculó considerado el mayor tiempo de ciclo posible para poder asegurar el correcto funcionamiento de la flota.

86

Ilustración 7.29 Dumper MK A15

Ilustración 7.30 Dumper MK A15 , Vista planta.

87

Ilustración 7.31 Especificaciones técnicas del Dumper MK A15

7.4

Equipos e insumos empleados.

Tabla 7.32 Equipos e insumos empleados.

Equipo

Carguío LF-10

Transporte MK A-15

88

7.5

Servicios anexos 7.5.1

Fortificación.

El acceso al yacimiento se realizará mediante un túnel en roca estéril, de acuerdo con la columna estratigráfica de la zona existen principalmente arcillas, lutitas y limonitas, es decir, macizos de baja calidad los cuales se caracterizan por alterarse fácilmente al contacto con las condiciones medio ambientales de temperatura y humedad. En este sentido se aplicará el sistema de sostenimiento con shotcrete. Para confirmar la utilización de shotcrete en la galería se recurre al gráfico de Q de Barton

Ilustración 7.32 Indice de Q de Barton.

El Q de Barton calculado es de 6 el cual nos da una estimación preliminar de las condiciones del macizo rocoso y pertenece a la clase N° 2 el cual indica el sostenimiento a la galería Tabla 7.33 Clase de roca según Q de Barton

Clase de roca

Shotcrete

2

Hormigón proyectado 5 cm

89

En la zona donde se ubica la rampa de acceso se encuentran distintas discontinuidades que se verán a continuación.

Ilustración 7.33 Representación Gráfica de las Juntas o fallas.

Estas discontinuidades afectan negativamente en la corona y cajas de la galería, para ver las fallas que afectan a la galería se hace un análisis estadístico de la probabilidad de falla en la galería.

Ilustración 7.34 Analisis estadistico de posibles planos de falla.

En este análisis se puede apreciar que la probabilidad de falla más alta es la de la combinación de las discontinuidades 1, 2 y 3, por lo tanto, es necesario fortificar.

90

Ilustración 7.35 Representación de esfuerzos y factores de seguridad.

En la imagen se aprecia cómo afecta cada una de las discontinuidades en la caja y corona de la galería, cada una de las fallas afectan con un tonelaje al techo de la galería, el tonelaje que más afecta a la rampa de acceso es la numero 6 y 8, las cuales tienen factor de seguridad menor a 1. Para que estos valores aumenten es necesario fortificar con una capa de shotcrete de 5 cm.

Ilustración 7.36 Representación de esfuerzos ya controlados con mejoría en factores de seguridad.

Con la fortificación del shotcrete se puede apreciar que las toneladas 6 y 8 que afectaban a la galería, con el shotcrete ingresado sube su valor del factor de seguridad a mayores de 1.

91

8

CAPITULO 8: ORGANIZACIÓN DEL TRABAJO.

8.1

Sistema de turnos estipulada por el Código del trabajo.

Los sistemas de turnos brindan al trabajador la posibilidad de alternar un determinado número de días de trabajo con otros de descanso. El Código del trabajo menciona en su artículo N°22 que la jornada ordinaria de trabajo no debe exceder de cuarenta y cinco horas semanales. Dado que el yacimiento se encuentra localizado a aproximadamente 2 horas de viaje de ida más 2 de regreso, encontrándose apartado de la zona urbana, tanto empleadores como trabajadores han pactado jornadas ordinarias de trabajo de hasta una semana ininterrumpida, al término de la cual se debe otorgar los días de descanso compensatorios., para que se acuerde dicha jornada especial, la prestación de servicio debe efectuarse en lugares apartados de centros urbanos y que el trabajador, por motivos de distancia geográfica, no se encuentre en condiciones de trasladarse a su lugar de residencia diariamente, debiendo pernoctar en el lugar de trabajo, caso presente en la faena. Tabla 8.1 Sistema de turnos

Tabla 8.2 Promedio de horas semanales ciclo

92

8.2

Personal requerido dentro de la faena. Tabla 8.3 Personal requerido en ejecución de Perforación y Tronadura.

Tabla 8.4 Personal requerido para ejecución del Carguío.

Tabla 8.5 Personal requerido para la ejecución del Transporte.

Tabla 8.6 Personal requerido de Servicios Mina.

93

Tabla 8.7 Personal requerido de Administración Mina.

Tabla 8.8 Costo unitario de la mano de obra por operación en USD/Ton

8.3

Programación de los turnos.

La faena como se menciona anteriormente trabaja con turnos de siete días de trabajo y siete días de descanso, en dónde se cuenta con cuatro grupos los cuales irán rotando de acuerdo cual pertenezcan, mientras el grupo N°1 y grupo N°2 se encuentre en la faena realizando sus labores, los otros grupos restante (grupo N°3 y N°4) estarán en sus días de descanso, cabe señalar que esta programación cumple con lo establecido por el código del trabajo, permitiendo la explotación y cumpliendo a cabalidad con lo exigido por la ley. Tabla 8.9 Grupo de trabajadores para cumplimiento de turnos 7x7 (días)

Turnos de 12 hrs Grupo n°1 Grupo n°2 Grupo n°3 Grupo n°4 Tabla 8.10 Distribución de grupos para cumplimiento de turnos día y noche planificación 7x7 días. Horario 8:00-20:00 20:00-8:00

Turno Día Noche

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

94

8.4

Organigrama Faena San Pedro

A continuación se expone el Organigrama que posee la faena, representado por los principales elementos de autoridad.

Departamento de Gerencia

Gerente general Superintendente Secretaria Gerencia

Departamento Contable

Contador General Asistente contable

Departamento De adquisiciones

Departamento de Ingenieria

Departamento de recursos humanos

Jefe de Compras Jefe de Ventas Asistente de compra y venta

Ing. Informatico Ing. Comercial Ing. En control de gestión

Ingeniero RR.HH Asistente RR.HH

Departamento de Producción

Ilustración 8.1 Organigrama Minera San Pedro

95

9

CAPITULO 9: ESTUDIO ECONOMICO.

Se presenta un detalle y posterior resumen de todos los costos asociados al proyecto minero realizado, desde desarrollo hasta la explotación, comprendiendo todas las operaciones unitarias, además de costos de administración de la mina, los costos son los siguientes:

9.1

Costo de Desarrollo 9.1.1

Costos de perforación Tabla 9.1 Costos de aceros de perforación

Acero

Vida útil [mp]

Bit Escariador Barra Copla Culatin

550 600 3000 3000 3000

N° Aceros/avance 0,42 0,02 0,08 0,08 0,08

Costo Costo Costo total ( USD) (USD/unidad) (USD/avance) $ 115 $ 49 $ 56.319 $ 500 $ 10 $ 11.610 $ 580 $ 45 $ 52.075 $ 110 $ 9 $ 9.876 $ 340 $ 26 $ 30.527

$

160.407

Tabla 9.2 Costo del agua en la perforación. Item Consumo de agua

m³/s 0,73

m³/min 43,8

m³/avance 2496,6

m³ totales 2898552,6

Costo total (USD) $ 1.159.421

Tabla 9.3 Costo de la electricidad en la perforación.

Item Electricidad

Kw/hr 12

Kw/avance 43,2

Kw total 50155,2

Costo total (USD) $ 4.012

Tabla 9.4 Costo del personal en la perforación.

Item Personal

$

USD/año 7.833

USD/dia $

22

Costo total USD/avance (USD) $ 6 $ 6.545

Tabla 9.5 Costo de equipo en la perforación. Item Equipo

$

USD/año 88.889

USD/dia $

USD/hora 247

96

$

10

USD/avance Costo total (USD) $ 37 $ 43.000

Tabla 9.6 Costo Aceros Bateas en la perforación Aceros

Vida útil (mp) N° Aceros/tajada

Bocas de botones Manguitos Varillas Adaptadores

400 600 600 3000

0,29 0,19 0,19 0,04

Costo Costo (USD/unidad) (USD/tajada) $ 200 $ 57 $ 110 $ 21 $ 391 $ 75 $ 340 $ 13

Costo total(USD) $ $ $ $ $

8.015 2.939 10.446 1.817 23.217

Tabla 9.7 Consumo de agua Bateas en la perforación Item Consumo de agua

m³/s 5,15

m³/min 309

m³/tajada 43136,4

m³ totales 6039096

Costo total (USD) $ 2.415.638

Tabla 9.8 Costo de combustible Bateas en la perforación

Item Combustible

lt/hr 37

lt/tajada 86,21

Costo total (USD) $ 4.224

lt total 12069,4

Tabla 9.9 Costo de personal Bateas en la perforación

Item

USD/dia

Personal

$

USD/tajada

7.833 $

Costo total (USD)

1.308

$

183.083

Tabla 9.10 Costo del equipo Simba en la perforación. Item Equipo

$

USD/año 111.000

9.1.2

USD/dia $

USD/hora 308

$

13

USD/tajada Costo total (USD) $ 6 $ 775

Costos de tronadura

Tabla 9.11 Costos de tronadura de labor 5x5 m² (Rampa de acceso y calles de carguío y transporte)

0,8 1,6 0,5

Costo por avance(USD) $ 118 $ 134 $ 85

Costo total (USD) $ 137.462 $ 156.038 $ 98.685

$

6,0

$

348

$

404.028

$

50,0

$

50

$ $

58.050 854.264

Explosivo

Cantidad

EMULTEX (kg) SOFTRON (cartucho) TRONEX (cartucho)

148 84 170

$ $ $

DETONADOR (unidad)

58

CORDON (5000m)

1

Costo (USD)

97

Tabla 9.12 Costos de tronadura para la generación de la Batea (Undercut).

EMULTEX (kg) TRONEX (cartucho) DETONADOR

Cantidad avance 1532 52 13

CORDON (5000m)

1

Explosivo

Costo Costo por avance Costo total (USD) (USD) (USD) $ 0,8 $ 1.226 $ 171.584 $ 0,5 $ 26 $ 3.640 $ 6,0 $ 78 $ 10.920 $ 50,0

$

50

$

7.000

$ 193.144 Tabla 9.13 Costo de personal para Tronadura.

Item Personal 9.1.3

USD/día $ 3.833

USD/día $ 11

USD/Avance $ 3

Costo total $ 3.589

Costos Carguío y Transporte. Tabla 9.14 Costo de equipos en Carguío y Transporte.

Equipos LDH Camion (Dumper)

9.1.4

HP 268 182

Gl/Hr 11 7

Lts/Hr 41 28

Costo lt Costo (CLP/dia)] lt(USD/dia) $ 6.492 $ 10 $ 4.415 $ 7

Costo total (USD) $ 2.284 $ 1.553 $ 3.837

Costos administración mina Tabla 9.15 Costos de elementos de protección personal (EPP)

EPP

USD/unidad

Casco Guantes de cuero Zapatos de seguridad Anteojo de protección Respirador para gases Orejeras de casco Overol

10 20 50 8 120 35 30

EPP (USD/Año) $ 320,0 $ 640,0 $ 1.600,0 $ 256,0 $ 3.840,0 $ 1.120,0 $ 960,0

98

USD/día $ $ $ $ $ $ $

1 2 4 1 11 3 3

Costo total (USD) $ 166 $ 332 $ 831 $ 133 $ 1.995 $ 582 $ 499 $ 4.538

Tabla 9.16 Costo de transporte de personal (Desarrollo).

6 4

Costo día (USD) 36 24

4

24

$

4.488

2 1 1 2 5 2 4 1 32

12 6 6 12 30 12 24 6 192

$ $ $ $ $ $ $ $ $

2.244 1.122 1.122 2.244 5.610 2.244 4.488 1.122 35.904

Personal/dia PERFORACIÓN TRONADURA CARGUÍO Y TRANSPORTE TOPOGRAFO SUPERINTENDENTE JEFE DE OPERACIONES GEOLOGO JEFE DE TURNO RECURSOS HUMANOS PREVENCIONISTA GEO-MECANICO

Costo total (USD) $ 6.732 $ 4.488

Tabla 9.17 Costo de alimentación del personal (Desarrollo)

PERFORACIÓN TRONADURA CARGUÍO Y TRANSPORTE TOPOGRAFO SUPERINTENDENTE

6 4

Costo día (USD) 78 52

4

52

$

9.724

2 1

26 13

$ $

4.862 2.431

JEFE DE OPERACIONES

1

13

$

2.431

GEOLOGO

2

26

$

4.862

JEFE DE TURNO

5

65

$

12.155

RECURSOS HUMANOS

2

26

$

4.862

PREVENCIONISTA

4

52

$

9.724

GEO-MECANICO

1

13

$

2.431

32

416

$

77.792

Personal/dia

99

Costo total (USD) $ 14.586 $ 9.724

9.1.5

Costo de exploración. Tabla 9.18 Costos de exploración.

9.2

Item

Valor

Metros totales perforados Costo por metro perforado Costo total Exploración

5544 $ $

Unidad

mp 200 USD/mp 1.108.800 USD

Inversión Tabla 9.19 Inversión Total.

ITEM

9.3

VALOR

UNIDAD

Costo Perforación

$

4.000.322

USD

Costo Carguio y transporte

$

3.837

USD

Costo Tronadura

$

1.050.997

USD

Costo Administración mina

$

118.234

USD

Costo Exploración

$

1.108.800

USD

Costo de equipos

$

6.005.900

USD

Costo total inversión

$

12.288.090

USD

Costos Mina de cada operación Unitaria. 9.3.1

Costos Mina de Perforación. Tabla 9.20 Costo mina aceros de perforación.

Vida útil (mp)

N° Aceros

400

3,44

$

200

$

688

600

2,29

$

110

$

252

Varillas

600

2,29

$

391

$

896

Adaptadores

3000

0,46

$

340

$ $

156 1.991

Aceros Bocas de botones Manguitos

100

Costo Costo tajada (USD/unidad) (USD)

Tabla 9.21 Costo consumo de agua en perforación.

Item

m³/s

m³/min

m³/hr

m³/tajada

Consumo de agua

5,15

309

18540

518193

Costo total (USD) $ 155.458

Tabla 9.22 Costo del Combustible en la perforación.

Item

lt/hr

lt/tajada

Combustible

37

1034

Costo total (USD) $ 362

Tabla 9.23 Costo de Equipo en perforación.

Item Equipo

USD/año $ 111.000

USD/dia $ 308

USD/hora $ 13

USD/tajada $ 359

Tabla 9.24 Costo mina en USD/Ton de perforación.

Costo perforación

9.3.2

$

7

USD/Ton

Costos Mina de Tronadura. Tabla 9.25 Costo de Tronadura de producción.

Explosivo EMULTEX (kg) TRONEX (cartuchos) DETONADOR ( unidad) CABLE SEÑAL

10282 1292

Costo (USD) $ 0,8 $ 0,5

Costo total (USD) $ 8.226 $ 646

Costo total (USD/año) $ 164.512 $ 12.920

40

$ 24,0

$

960

$

19.200

$

$

303

$

6.050

$

202.682

Cantidad

1375

0,2

101

Tabla 9.26 Costo de Tronadura de Subniveles de perforación.

Costo (USD)

Costo por avance(USD)

Costo total (USD)

168

$

0,8

$

134,4

$

156.038,4

SOFTRON (cartucho)

126

$

1,6

$

201,6

$

234.057,6

TRONEX (cartucho) DETONADOR (unidad)

216 75

$ $

0,5 6,0

$ $

108,0 450,0

$ $

125.388,0 522.450,0

CORDON (5000m)

1

$ 50,0

$

50,0

$

58.050,0

$

1.095.984,0

Explosivo

Cantidad

EMULTEX (kg)

Tabla 9.27 Costo de servicios de Tronadura Item Servicios INGENIERÍA EN TRONADURA ADMIN. DE POLVORINES OPERADOR

USD/mes

USD/día

USD/Avance

Costo total

$

16.000

$

44

$

12

$

14.980

$

12.400

$

34

$

9

$

11.609

$

1.550

$

4

$

1

$

1.451

$

28.040

Tabla 9.28 Costo mina de Tronadura en USD/Ton

COSTO TRONADURA

9.3.3

$

2,84

USD/ Ton

Costos Mina de Carguío y Transporte

Tabla 9.29 Costo ejecución de carguío y transporte.

Operador LHD Ayudante Operador Dumper Ayudante

COSTO USD/TON $ 0,19 $ 0,12 $ 0,31 $ 0,19 $ 0,12 $ 0,31

102

COSTO USD/DIA

N°

$ $

252 151

5 5

$ $

250 150

5 5

Tabla 9.30 Costo mina carguío y transporte.

Costo Mina Carguío y Transporte

9.3.4

$

0,62

USD/Ton

Costos Mina de Administración de la mina. Tabla 9.31 Costo de elementos de protección personal (EPP)

EPP

USD/unidad

Unidades/año

EPP (USD/Año)

Casco

10

$

540,0

$

5.400

Guantes de cuero

20

$

1.080,0

$

21.600

50

$

2.700,0

$

135.000

8

$

432,0

$

3.456

120

$

6.480,0

$

777.600

Orejeras de casco

35

$

1.890,0

$

66.150

Overol

30

$

1.620,0

$

48.600

$

1.057.806

Zapatos de seguridad Anteojo de protección Respirador para gases

103

Tabla 9.32 Costo del transporte de personal

Personal/dia Costo día (USD)

Costo total (USD/año)

PERFORACIÓN

6

$

36,0

$

12.960,0

TRONADURA

4

$

24,0

$

8.640,0

CARGUÍO Y TRANSPORTE

4

$

24,0

$

8.640,0

TOPOGRAFO

2

$

12,0

$

4.320,0

SUPERINTENDENTE JEFE DE OPERACIONES GEOLOGO JEFE DE TURNO RECURSOS HUMANOS PREVENCIONISTA GEO-MECANICO OPERADOR DE LHD OPERADOR DEL DUMPER INGENIERO ELECTRICO

1

$

6,0

$

2.160,0

1

$

6,0

$

2.160,0

2 5 2 4 1 4

$ $ $ $ $ $

12,0 30,0 12,0 24,0 6,0 24,0

$ $ $ $ $ $

4.320,0 10.800,0 4.320,0 8.640,0 2.160,0 8.640,0

4

$

24,0

$

8.640,0

2

$

12,0

$

4.320,0

INGENIERO MECANICO

4

$

24,0

$

8.640,0

TÉCNICO MECANICO TÉCNICO ELÉCTRICO

4 4 54

$ $ $

24,0 24,0 324,0

$ $ $

8.640,0 8.640,0 116.640,0

104

Tabla 9.33 Costo de Alimentación del personal.

PERFORACIÓN TRONADURA CARGUÍO Y TRANSPORTE TOPOGRAFO SUPERINTENDENTE JEFE DE OPERACIONES GEOLOGO JEFE DE TURNO RECURSOS HUMANOS PREVENCIONISTA GEO-MECANICO OPERADOR DE LHD OPERADOR DEL DUMPER INGENIERO ELECTRICO

6 4

$ $

78 52

Costo total (USD/año) $ 28.080 $ 18.720

4

$

52

$

18.720

2 1

$ $

26 13

$ $

9.360 4.680

1

$

13

$

4.680

2 5 2 4 1 4

$ $ $ $ $ $

26 65 26 52 13 52

$ $ $ $ $ $

9.360 23.400 9.360 18.720 4.680 18.720

4

$

52

$

18.720

2

$

26

$

9.360

INGENIERO MECANICO

4

$

52

$

18.720

TÉCNICO MECANICO TÉCNICO ELÉCTRICO

4 4 54

$ $ $

52 52 702

$ $ $

18.720 18.720 252.720

Personal/dia Costo día (USD)

Tabla 9.34 Costo mina de administración mina en USD/Ton

COSTO ADMINISTRACIÓN MINA

$

3

USD/ Ton

Una vez calculados todos los costos de las diferentes operaciones aplicadas a labores de preparación y producción, se obtiene un resumen de costos, y finalmente el costo mina real de la faena minera San Pedro, el cual contempla además los costos de administración presentados en la tabla a continuación:

105

Tabla 9.35 Costo mina total.

COSTO PERFORACIÓN

$

7,11

USD/Ton

COSTO TRONADURA COSTO CARGUÍO Y TRANSPORTE COSTO ADMINISTRACIÓN MINA COSTO MINA TOTAL

$

2,84

USD/ Ton

$

0,62

USD/Ton

$

3,05

USD/ Ton

$

13,63

USD/ Ton

10 CAPITULO 10: ESTUDIO ECONÓMICO MINA A través del estudio económico se presentaran resultados de la viabilidad económica del proyecto considerando tres posibles casos de financiamiento.

10.1 Estimación de ingresos. Tabla 10.1 Ingresos anuales mina San Pedro.

Item Producción anual Recuperación Ley Precio Cu Ingreso año

valor

unidad

467202

t/año

90 1

$ $

% % 3 USD/lb 38.700.741 USD/año

106

10.2 Depreciación de equipos. Se presenta a continuación la depreciación de los equipos utilizados en Minera San Pedro.

Tabla 10.2 Depreciación Jumbo de avance.

AÑOS 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9

VALOR A DEPRECIAR $ $ $ $ $ $ $ $ $

88.889 88.889 88.889 88.889 88.889 88.889 88.889 88.889 88.889

TABLA DE DEPRECIACIÓN $ 800.000 $ 711.111 $ 622.222 $ 533.333 $ 444.444 $ 355.556 $ 266.667 $ 177.778 $ 88.889 $ -

Tabla 10.3 Depreciación de LHD.

AÑOS 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9

VALOR A DEPRECIAR $ $ $ $ $ $ $ $ $

88.889 88.889 88.889 88.889 88.889 88.889 88.889 88.889 88.889

107

TABLA DE DEPRECIACIÓN $ 800.000 $ 711.111 $ 622.222 $ 533.333 $ 444.444 $ 355.556 $ 266.667 $ 177.778 $ 88.889 $ -

Tabla 10.4 Depreciación camión bajo perfil (Dumper)

AÑOS 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9

VALOR A DEPRECIAR $ $ $ $ $ $ $ $ $

53.989 53.989 53.989 53.989 53.989 53.989 53.989 53.989 53.989

TABLA DE DEPRECIACIÓN $ 485.900 $ 431.911 $ 377.922 $ 323.933 $ 269.944 $ 215.956 $ 161.967 $ 107.978 $ 53.989 $ 0

Tabla 10.5 Depreciación de equipo Simba.

AÑOS 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9

VALOR A DEPRECIAR $ $ $ $ $ $ $ $ $

111.111 111.111 111.111 111.111 111.111 111.111 111.111 111.111 111.111

TABLA DE DEPRECIACIÓN $ 1.000.000 $ 888.889 $ 777.778 $ 666.667 $ 555.556 $ 444.444 $ 333.333 $ 222.222 $ 111.111 $ -

10.3 Financiamiento. 10.3.1 Financiamiento 70% Inversión. Tabla 10.6 Préstamo del 70%

ITEM Prestamo cuota interes tiempo Prestamo 1 US$

VALOR $ 5.591.080.950 $ 1.493.597 10% 9 $ 8.601.663 $ 650

108

UNIDAD CLP USD % AÑOS USD CLP

Tabla 10.7 Resumen del pago de préstamo anual

Tiempo

Deuda

0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 Perdida

$ 8.601.663 $ 7.968.232 $ 7.271.458 $ 6.505.006 $ 5.661.909 $ 4.734.503 $ 3.714.356 $ 2.592.194 $ 1.357.816 $ 0 $ 4.840.714

Amortización $ $ $ $ $ $ $ $ $

Interés

633.431 696.774 766.452 843.097 927.406 1.020.147 1.122.162 1.234.378 1.357.816

$ $ $ $ $ $ $ $ $

860.166 796.823 727.146 650.501 566.191 473.450 371.436 259.219 135.782

Cuota $ $ $ $ $ $ $ $ $ $

1.493.597 1.493.597 1.493.597 1.493.597 1.493.597 1.493.597 1.493.597 1.493.597 1.493.597 13.442.377

10.3.2 Préstamo 30% Inversión Tabla 10.8 Préstamo del 30%

ITEM Prestamo cuota interes tiempo Prestamo 1 US$

VALOR 2.396.177.550 640.113 10% 9 3.686.427 650

$ $

$ $

UNIDAD CLP USD % AÑOS USD CLP

Tabla 10.9 Resumen de pago anual de préstamo 30%

Tiempo

Deuda

0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 Perdida

$ 3.686.427 $ 3.414.957 $ 3.116.339 $ 2.787.860 $ 2.426.533 $ 2.029.073 $ 1.591.867 $ 1.110.940 $ 581.921 $ 0 $ 2.074.592

Amortización $ $ $ $ $ $ $ $ $

271.470 298.618 328.479 361.327 397.460 437.206 480.927 529.019 581.921

109

Interés $ $ $ $ $ $ $ $ $

368.643 341.496 311.634 278.786 242.653 202.907 159.187 111.094 58.192

Cuota $ 640.113 $ 640.113 $ 640.113 $ 640.113 $ 640.113 $ 640.113 $ 640.113 $ 640.113 $ 640.113 $ 5.761.019

10.4 Flujos de caja Para el cálculo del VAN en los tres análisis de flujo se utilizaron datos generales presentados a continuación (Ver tabla 10-10) Tabla 10.10 Resumen de datos para el cálculo del VAN

ITEM MINA PLANTA VENTA RITMO MX LEY MEDIA RECUPERACIÓN TASA IMPUESTO TASA DESCUENTO PERIODOS PRECIO COBRE

VALOR $ 13,63 $ 7 $ 1 467202 1,44

UNIDAD USD/Ton USD/Ton USD/lb Ton/año %

90

%

27

%

10 9 $

110

2,9

% AÑOS USD/lb

10.4.1 Flujo de caja con capital propio

Tabla 10.11 Flujo de caja con Capital propio.

INVERSION US$ INGRESO US$

COSTO US$

DEPRECIACIÓN EQUIPOS US$ COSTO FINANCIERO(INTERES)

EBITDA

UTILIDAD ANTES DE IMPUESTO US$ IMPUESTO US$ UTILIDAD DESPUES DE IMPUESTO US$ DEPRECIACIÓN EQUIPOS US$ AMORTIZACIÓN US$ FLUJO DE CAJA US$

PRODUCCION lb PRECIO LEY COSTO MINA US$/Ton COSTO PLANTA US$/Ton COSTO VENTA US$/lb

VAN (10%) TIR IVAN

38.700.741 13.345.083 2,90 1,44 22.992.804 6.367.963 3.279.758 13.345.083 15.707.937 431.767

15.276.170

38.700.741 13.345.083 2,90 1,44 22.992.804 6.367.963 3.279.758 13.345.083 15.707.937 431.767

4.124.566

15.276.170

38.700.741 13.345.083 2,90 1,44 22.992.804 6.367.963 3.279.758 13.345.083 15.707.937 431.767

11.151.604

4.124.566

15.276.170

38.700.741 13.345.083 2,90 1,44 22.992.804 6.367.963 3.279.758 13.345.083 15.707.937 431.767

431.767

11.151.604

4.124.566

15.276.170

38.700.741 13.345.083 2,90 1,44 22.992.804 6.367.963 3.279.758 13.345.083 15.707.937 431.767

11.583.371

431.767

11.151.604

4.124.566

15.276.170

38.700.741 13.345.083 2,90 1,44 22.992.804 6.367.963 3.279.758 13.345.083 15.707.937 431.767

AÑO 9

38.700.741 13.345.083 2,90 1,44 22.992.804 6.367.963 3.279.758 13.345.083 15.707.937 431.767

15.276.170

4.124.566

11.151.604

431.767

11.583.371

AÑO 8

38.700.741 13.345.083 2,90 1,44 22.992.804 6.367.963 3.279.758 13.345.083 15.707.937 431.767

15.276.170

4.124.566

11.151.604

431.767

11.583.371

AÑO 7

38.700.741 13.345.083 2,90 1,44 22.992.804 6.367.963 3.279.758 13.345.083 15.707.937 431.767

15.276.170

4.124.566

11.151.604

431.767

11.583.371

AÑO 6

15.276.170

4.124.566

11.151.604

431.767

11.583.371

AÑO 5

4.124.566

11.151.604

431.767

11.583.371

AÑO 4

11.151.604

431.767

11.583.371

AÑO 3

431.767

11.583.371

AÑO 2

11.583.371

AÑO 0 AÑO 1 $ 12.288.090

12.288.090

12.288.090

-12.288.090 54.420.818 94,023% 4,43

111

10.4.2 Flujo de caja con 70% de préstamo

Tabla 10.12 Flujo de caja con 70% de préstamo

INVERSION US$ INGRESO US$

COSTO US$

DEPRECIACIÓN EQUIPOS US$ COSTO FINANCIERO(INTERES)

EBITDA

UTILIDAD ANTES DE IMPUESTO US$ IMPUESTO US$ UTILIDAD DESPUES DE IMPUESTO US$ PRESTAMO DEPRECIACIÓN EQUIPOS US$ AMORTIZACIÓN US$ FLUJO DE CAJA US$

PRODUCCION lb PRECIO LEY COSTO MINA US$/Ton COSTO PLANTA US$/Ton COSTO VENTA US$/lb

VAN (10%) TIR IVAN

12.288.090

12.288.090 8.601.663

38.700.741 13.345.083 2,90 1,44 22.992.804 6.367.963 3.279.758 13.345.083 15.707.937 431.767 650.501

14.709.979

38.700.741 13.345.083 2,90 1,44 22.992.804 6.367.963 3.279.758 13.345.083 15.707.937 431.767 566.191

3.996.734

14.802.720

38.700.741 13.345.083 2,90 1,44 22.992.804 6.367.963 3.279.758 13.345.083 15.707.937 431.767 473.450

10.880.456

4.024.278

14.904.735

38.700.741 13.345.083 2,90 1,44 22.992.804 6.367.963 3.279.758 13.345.083 15.707.937 431.767 371.436

431.767 1.234.378

10.962.374

4.054.577

15.016.951

38.700.741 13.345.083 2,90 1,44 22.992.804 6.367.963 3.279.758 13.345.083 15.707.937 431.767 259.219

11.348.469

431.767 135.782

11.052.484

4.087.905

15.140.388

38.700.741 13.345.083 2,90 1,44 22.992.804 6.367.963 3.279.758 13.345.083 15.707.937 431.767 135.782

AÑO 9

38.700.741 13.345.083 2,90 1,44 22.992.804 6.367.963 3.279.758 13.345.083 15.707.937 431.767 727.146

14.625.669

3.971.694

10.805.985

431.767 1.122.162

10.159.763

AÑO 8

38.700.741 13.345.083 2,90 1,44 22.992.804 6.367.963 3.279.758 13.345.083 15.707.937 431.767 796.823

14.549.024

3.948.931

10.738.285

431.767 473.450

10.190.061

AÑO 7

38.700.741 13.345.083 2,90 1,44 22.992.804 6.367.963 3.279.758 13.345.083 15.707.937 431.767 860.166 14.479.347

3.928.237

10.676.739

431.767 566.191

10.764.302

AÑO 6

14.416.004

3.909.424

10.620.788

431.767 843.097

10.603.861

AÑO 5

3.892.321

10.569.923

431.767 766.452

10.265.409

AÑO 4

10.523.683

431.767 696.774

10.286.103

AÑO 3

431.767 633.431

10.304.916

AÑO 2

10.322.018

AÑO 0 AÑO 1 $ 12.288.090

$

-3.686.427 56.395.105 279,876% 15,30

112

10.4.3 Flujo de caja con 30% de préstamo y 2 años de gracia Tabla 10.13 Flujo de caja 30% de préstamo y 2 años de gracia

INVERSION US$ INGRESO US$

COSTO US$

DEPRECIACIÓN EQUIPOS US$ COSTO FINANCIERO(INTERES)

EBITDA

UTILIDAD ANTES DE IMPUESTO US$ IMPUESTO US$ UTILIDAD DESPUES DE IMPUESTO US$ PRESTAMO DEPRECIACIÓN EQUIPOS US$ AMORTIZACIÓN US$ FLUJO DE CAJA US$

PRODUCCION lb PRECIO LEY COSTO MINA US$/Ton COSTO PLANTA US$/Ton COSTO VENTA US$/lb

VAN (10%) TIR IVAN

12.288.090

12.288.090 3.686.427

38.700.741 13.345.083 2,90 1,44 22.992.804 6.367.963 3.279.758 13.345.083 15.707.937 431.767 341.496

14.964.536

38.700.741 13.345.083 2,90 1,44 22.992.804 6.367.963 3.279.758 13.345.083 15.707.937 431.767 311.634

4.049.294

14.997.384

38.700.741 13.345.083 2,90 1,44 22.992.804 6.367.963 3.279.758 13.345.083 15.707.937 431.767 278.786

10.974.467

4.059.050

15.033.517

38.700.741 13.345.083 2,90 1,44 22.992.804 6.367.963 3.279.758 13.345.083 15.707.937 431.767 242.653

431.767 437.206

11.003.482

4.069.781

15.073.263

38.700.741 13.345.083 2,90 1,44 22.992.804 6.367.963 3.279.758 13.345.083 15.707.937 431.767 202.907

10.986.238

431.767 480.927

11.035.398

4.081.586

15.116.983

38.700.741 13.345.083 2,90 1,44 22.992.804 6.367.963 3.279.758 13.345.083 15.707.937 431.767 159.187

AÑO 9

38.700.741 13.345.083 2,90 1,44 22.992.804 6.367.963 3.279.758 13.345.083 15.707.937 431.767 368.643

14.934.674

4.040.425

10.948.090

431.767 397.460

10.998.043

AÑO 8

38.700.741 13.345.083 2,90 1,44 22.992.804 6.367.963 3.279.758 13.345.083 15.707.937 431.767

14.907.527

4.032.362

10.924.111

431.767 361.327

11.008.774

AÑO 7

38.700.741 13.345.083 2,90 1,44 22.992.804 6.367.963 3.279.758 13.345.083 15.707.937 431.767

15.276.170

4.025.032

10.902.312

431.767 328.479

11.018.530

AÑO 6

15.276.170

4.124.566

10.882.495

431.767 298.618

11.027.399

AÑO 5

4.124.566

11.151.604

431.767 271.470

11.035.461

AÑO 4

11.151.604

431.767

11.042.791

AÑO 3

431.767

11.583.371

AÑO 2

11.583.371

AÑO 0 AÑO 1 $ 12.288.090

$

-8.601.663 55.841.656 133,436% 6,49

113

11 CAPITULO 11: CONCLUSIONES Para finalizar se generaron diversas conclusiones a lo largo del desarrollo del proyecto, por lo que cada capítulo tiene su propia reflexión. La Minera San Pedro se encuentra en las cercanías de la Comuna de Tierra Amarilla, este punto es muy importante para abaratar costos en la instalación de campamentos. Para la comunidad de Tierra Amarilla y la Minera San pedro es primordial la buena convivencia, por este motivo la empresa solo contratara personas cercanas al lugar de trabajo. El puerto de Bahía Inglesa se encuentra a una distancia cercana a la Minera San Pedro, por lo tanto, existe un ahorro de transporte de los cátodos de mineral tratado. Las curvas de nivel sirven para representar las irregularidades o morfología del terreno, una representación práctica del terreno debe permitirnos determinar, al menos de manera aproximada, la altitud de cualquier punto, hallar las pendientes y resaltar de modo expresivo la forma y accidentes del terreno. El clima de la Zona indica que no habrá mayores pérdidas de días trabajados, ya que las precipitaciones son prácticamente nulas y no existe probabilidades de nieve en el lugar, por lo tanto, no se detendrá la faena por motivos meteorológicos. Los recursos hídricos cercanos a la mina serán necesarios para la explotación de la mina San Pedro, ya que el agua en la minería y en general en el país es un recurso que se está acabando por la fuerte sequía que hay en el país y sobre todo en la zona donde se encuentra el yacimiento. Conocer la flora y fauna del lugar en donde se encuentra la minera San Pedro ayudará para el desarrollo de un estudio de impacto ambiental que será necesaria de hacer, para así no afectar a las especies protegidas por el estado de Chile. Los métodos de estimación tradicional son necesarios para estimar la ley media de un yacimiento, pero no son exactos a la hora de encontrar la ley, solo nos ayuda a tener una idea de cuál es la ley y a la hora de estimar por kriging encontrar una estimación más exacta. Se concluye que efectivamente son unos softwares de simulación de muy alta calidad de los cuales se logra obtener mucha información de interés y simular de manera íntegra

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proyectos de minería. Por una parte datamine, aplicando innovación tecnóloga minera de “big data” simplifica cálculos que se realizaban en planos muy extensos a simulaciones reales, modificables, solo en base a información entregada por una cantidad determinada de sondajes. Datamine RM, es una herramienta completa para modelamiento de yacimientos mineros, entrega análisis por Kriging, y desde este punto todos los análisis realizados concordaban entre sí, se concluye que Krigeado entrega una información confiable. Por otra parte gracias a la simulación realizada en Datamine fue posible determinar en base a un sólido real generado por información real de sondajes obtener el tonelaje de reserva en millones de toneladas para calcular la vida útil explotable de la mina y realizar los cálculos de estimación de equipos, insumos, personal, y servicios necesarios para el correcto funcionamiento de la faena. Posteriormente a través de la digitalización de labores en 5D Planner, se obtuvo el modelamiento de labores aplicadas a dicho sólido, las cuales son congruentes en medida con los demás software utilizados. Sobre la ley de corte se concluye que si variara el precio del cobre, el yacimiento explotado podría continuar con la explotación debido a que las leyes del yacimiento están en su mayoría sobre 0.6% de Ley de Cu, y la ley de corte con el precio del Cu actual da 0.44%, por lo tanto el análisis de sensibilidad fue acertado. En base a la Ley 20235, se restringe que todo recurso minero que sea considerado como inferido debe ser considerado como lastre en cálculos de evaluación económica, comparando esta afirmación vs el tonelaje a explotar se concluye que la mina es rentable de explotar ya que el tonelaje inferido es una porción mínima del tonelaje total de reserva explotable (recursos medidos+ recursos indicados), de aproximadamente un 10%. El rendimiento de la perforadora jumbo Rocket Boomer 282 S de dos brazos 5,11 mp/min, lo cual origina que las labores de desarrollo se efectúen de manera más eficaz y rápida. En un año desde el comienzo de las labores la minería San pedro estará produciendo, ya que la perforación con un jumbo de dos brazos hace más eficiente el tiempo de construcción y disminuye a la mitad del tiempo que tomaría trabajar con un jumbo de avance de un brazo. Las perforaciones de cada una de las tajadas de producción tienen una incidencia de 2 metros, lo cual hace que intervenga en una producción para 18 días.

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El mayor consumo en la perforación de la Minera San Pedro es del agua, ya que en producción se realizan tiros de largos mayores a 30 metros, también la perforadora Sandvik DB120 en perforar los tiros radiales trabaja con una utilización efectiva alta, por lo tanto, los m³ por tajada serán de un gran consumo de ese servicio en la perforación. La carta Gantt ayuda a seguir al pie de la letra los tiempos necesarios para la construcción de labores en una minera, ahí se va viendo si el trabajo es el óptimo y los trabajadores están cumpliendo con lo estipulado. La tronadura efectuada en el desarrollo contempla remover estéril , mineral sin una rentabilidad económica, por lo tanto se justifica el uso de sistema de iniciación no eléctrico tradicional, para reducir el costo de la tronadura en estos casos. Para la veta de producción se decidió utilizar el sistema de iniciación electrónico, ya que al tener tiros de largos que varían entre 20 a 30 m es imprescindible poder chequear el estado de los tiros para lograr una fragmentación optima no interrumpida por tiros quedados, para ello se utiliza el Logger y finalmente detonar con Blaster (aparatos de chequeo e iniciación de la tronadura) Mediante la simulación en software JK Simblast se asumió que el tipo de explosivo (Emultex BN 1600, Tronex y Softron) es el más adecuado para los tiros auxiliares y rainiuras de los avances horizontales y para los tiros radiales de bateo o la veta de producción, puesto que hay presencia de agua con un caudal de 65 Lt/min, entonces es necesario utilizar explosivos que comprendan una buena o excelente resistencia al agua, y en base a la simulación se determina que con la cantidad utilizada de explosivo se logra remover todo el frente de trabajo en los túneles de avance horizontal en un largo de avance de 3.6 m , y todo un tajeo en la veta de producción con tiros radiales de potencia de 2 m por tajada. Con respecto al factor de carga, se calculó mediante la fórmula respectiva, en base a teoría para cada una de las labores realizadas, dando como resultado rangos reales, aceptables en una buena tronadura, si se desea aumentar el factor de carga en el avance horizontal o redistribuirlo será conveniente aumentar el diámetro de los barrenos, en el caso del factor de carga para la veta de producción fue de 390 gr/Ton, este valor es inferior a los demás producto de que la veta contempla dimensiones mayores por lo tanto al aumentar el área , aumenta el volumen y tonelaje de roca a remover , disminuyendo el factor de carga teórico. En cuanto a carguío y transporte cabe señalar que la operación unitaria que tiene mayores consideraciones, definiendo diversos parámetros con el fin de determinar equipos por medio de indicadores de desempeño. 116

Con el desarrollo de este proyecto de determino los equipos de carguío y transporte y la cantidad de estos a partir de los requerimientos propios de producción, además de la geometría presente, para carguío se emplea el LHD LF-10 y el equipo de transporte un Dumper MK a 15, la extracción diaria es de 1297 toneladas lo que da un margen en cuanto a utilización de los equipos, cabe señalar que estos equipos cumplen con todos los parámetros establecidos, además se le da un porcentaje importante en el tiempo de mecánica, al mantener una flota pequeña se deben realizar a cabalidad las mantenciones requeridas, la implementación de un solo equipo para transporte de debe a que las distancias son cortas. Para que no haya un accidente en la mina es necesario fortificar los primeros 20 metros de la galería de acceso, ya que hay discontinuidades que están altamente afectando la zona del techo y cajas de la galería. El software Unwedge es necesario utilizarlo en todas las minas subterráneas del mundo que cuenten con Minería, ya que este evalúa las fallas que afectan a las galerías donde trabajan personas, y previene de accidentes que pueden ser fatales en la Mina. **NELA EVUALUACIÓN ECONOMICA van

Mediante la simulación en software JK Simblast se asumió que el tipo de explosivo (Emultex BN 1600, Tronex y Softron) es el más adecuado, puesto que hay presencia de agua, entonces es necesario utilizar explosivos que comprendan una buena o excelente resistencia al agua, y en base a la simulación se determina que con la cantidad utilizada de explosivo se logra remover todo el frente de trabajo en los túneles de avance horizontal, y todo un tajeo en la veta de producción con tiros radiales. Con respecto al factor de carga, se calculó a mano en base a teoría para cada una de las labores realizadas, dando como resultado rangos reales, aceptables en una buena tronadura. Estos varían de 1.28 a 2.7 Kg de explosivo equivalente en Anfo por metro cubico de roca removida. Se concluye que efectivamente son unos softwares de simulación de muy alta calidad de los cuales se logra obtener mucha información de interés y simular de manera íntegra proyectos de minería. Por una parte datamine, aplicando toda la innovación tecnóloga minera de “big data” simplifica cálculos que se realizaban en planos muy extensos a simulaciones reales, modificables, solo en base a información entregada por una cantidad 117

determinada de sondajes. Datamine RM, es una herramienta completa para modelamiento de yacimientos mineros, entrega análisis por Kriging, y desde este punto todos los análisis realizados concordaban entre sí, se concluye que Krigeado entrega una información Sobre la ley de corte se concluye que, si variara el precio del cobre, el yacimiento explotado podría continuar con la explotación debido a que las leyes del yacimiento están en su mayoría sobre 0.6% de Ley de Cu, y la ley de corte con el precio del Cu actual da 0.44%, por lo tanto el análisis de sensibilidad fue acertado. En base a la Ley 20235, se restringe que todo recurso minero que sea considerado como inferido debe ser considerado como lastre en cálculos de evaluación económica, comparando esta afirmación vs el tonelaje a explotar se concluye que la mina es rentable de explotar ya que el tonelaje inferido es una porción mínima del tonelaje total de reserva explotable (recursos medidos+ recursos indicados), de aproximadamente un 10%.

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12 BIBLIOGRAFÍA Alfaro Sironvalle, M. A. (2007). Estimación de Recursos Mineros. Arrau Ingeniería E.I.R.L. . (2012). Diagnóstico plan estratégico para la gestión de los recursos hídricos, Región de Antofagasta. Santiago. Beale, G. (2013). Planning of Integrated pit slope depressurization programs., (p. 69). Biblioteca Congreso Nacional. (s.f.). www.leychile.cl/Navegar?idNorma=30667. Obtenido de www.leychile.cl: https://www.leychile.cl/Navegar?idNorma=30667 Instituto TecnoIógico GeoMinero de España. (s.f.). MANUAL DE EVALUACION TECNICOECONOMICA DE PROYECTOS MINEROS DE INVERSION . Padilla Garza, R. A., Titley, S. R., & Pimentel B., F. (2001). Geology of the Escondida Porphyry

Copper

Deposit,

Antofagasta

Region,

Chile.

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