Diseño de Tajos Superficial (1)

EXCAVACIÓN, TRANSPORTE Y DISEÑO DE EXPLOTACIÓN SUPERFICIAL

INTRODUCCION: VISION GENERAL DEL CURSO

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TIPOS DE YACIMIENTOSEXISTEN FUNDAMENTALMENTE VARIOS TIPOS DE YACIMIENTOS PARA EXPLOTACION

1. Apropiados únicamente para minería a cielo abierto

2. Al inicio minería a cielo abierto y luego con minería subterránea

3. Sólo para minería subterránea

4. Al inicio minería subterránea y luego con minería a cielo abierto

VENTAJAS QUE OFRECE LA MINERIA SUPERFICIAL EN COMPARACION A LA MINERIA SUBTERRANEA:

• Alta productividad

• Mayor concentración de operaciones y gestión más sencilla de recursos humanos y materiales

• Mayor producción por explotación

• Menor inversión por tonelada producida

• Menores costes de operaciones por tonelada extraída

• Posibilidad de explotar con ratios de desmontes altos y yacimientos de baja ley

• Mejor conocimiento geológico del yacimiento

• Menos limitación en el tamaño y peso de las máquinas

• Operaciones auxiliares y de mantenimiento más sencilla

• Mayor recuperación del mineral y menor dilución

• Mayor volumen de reservas disponibles para su explotación

• Yacimientos muy profundos respecto a la superficial o son demasiados pequeños, irregulares etc. Que lo hacen antieconómicos explotar por Tajo Abierto.

• Destrucción de la belleza natural del paisaje al realizar la excavación, contaminación (a veces) de los ríos la tierra y la atmósfera, etc.

• Imposibilidad de ampliar los tajos cercanos a la población.

• Las grandes voladuras en los tajos generan ondas longitudinales y vibraciones que provocan inestabilidad y rajaduras en paredes de edificios y casas en zonas cercanas a la mina.

PERFORACION DE SONDEOSLOS SONDEOS MINEROS SE CLASIFICAN EN DOS GRUPOS:

MALLAS DE SONDEOLa malla de sondeos óptima será aquella que proporcione la mayor cantidad posible de información con el menos gasto posible en perforación

Frecuentemente se plantean en tres etapas:

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En la primera etapa se perforan 5 sondeos, en la segunda 15 y en la tercera etapa 31. En la etapa inicial la malla es irregular, mientras que en las dos siguientes se realizaron con mallas regulares.

La malla de sondeos regulares son aquellas que en una vista de planta presentan un esquema geométrico: Rectángulos, Cuadrados, Triángulos o Polígonos.

Esquema de sondeo rectangular, en vista de planta, previsto para un yacimiento sedimentario

Una alternativa a las mallas de sondeos regula res consiste en la localización de estos sobre secciones verticales, espaciados en éstas o aleatoriamente.

Ondeos dispuestos sobre una sección vertical del yacimiento y con una orientación normal a nivel mineralizado

En general la decisión sobre el tipo de malla de sondeo depende fundamentalmente, de las condiciones geológicas: si la variación vertical es pequeña en el yacimiento se usa una malla horizontal y si la variación es grande se utilizan sobre secciones

MUESTREOEs una relativamente pequeña cantidad de material, tomada de acuerdo a un procedimiento sistemático, a partir de la cual se evalúan las características del conjunto al que representa.

El muestreo se realiza para establecer los controles de leyes.

El muestreo debe ser representativo, y debe cumplir los siguientes requisitos:

a) Como se va a tomar la muestra

b) La distancia entre muestras

c) La cantidad de material en cada muestra

METODOLOGIA DE MUESTREO

Tipos de Muestreo

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1. Ranurado continuo

2. Ranurado discontinuo

3. Muestreo a partir del material ya extraído

4. Muestreo en masa

5. Muestreo en sondeos

6. Control de leyes

7. Otros

Densidad del Muestreo (Métodos)

1. Coeficiente de Variación

2. Geoestadística

3. Correlograma

4. Diferencias Sucesivas

EVALUACION DE RESERVASSe trata de la cubicación de las reservas, es decir, definir cuanto donde y cómo están.

Permite avanzar las características generales del yacimiento en cuanto a las toneladas meta/mineral útil presentes, así como la morfología de los cuerpos mineralizados, lo que incidirá posteriormente en el método minero a elegir.

METODOS CLASICOS• Métodos de los perfiles y cortes

• Método de los polígonos

• Método de los triángulos

• Método de las matrices de bloques

• Método de las matrices de bloques

• Método de los contornos

• Método del inverso de la distancia

METODOS GEOSTADISTICOS• Modelos de semivariogramas

• El krigeaje

• Varianza de la extensión en el modelo esférico

SELECCIÓN DEL METODO DE EVALUACION¿Cuál de los dos grupos de métodos es el mejor?

Los métodos clásicos se han estado utilizando hasta la irrupción de la Geoestadística.

Los métodos geoestadísticos son más complejos, tanto desde el punto de vista de su base teórica como por su desarrollo, son más adecuados que los clásicos siempre y cuando se cumpla lo siguiente:

1. El equipo de trabajo tenga la adecuada formación técnica sobre la Geoestadística.

2. La empresa posea el hardware y software necesario para su utilización.

3. El yacimiento esté situado con un número elevado de sondeos, preferentemente en direcciones determinadas, que permitan la obtención de un variograma.

4. Exista una variable regionalizada, por ejemplo la ley, que permita la obtención del variograma susceptible de modelizarse.

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VENTAJAS E INCONVENIENTES DE LOS METODOS CLASICOSVentajas

1. Facilidad de aplicación, comunicación y entendimiento

2. Facilidad de adaptación a todo tipo de mineralización

Inconvenientes1. Se produce una sobrestimación de las reservas cuando se asignan altos valores de la ley a grandes

volúmenes

2. El error puede ser grande si se aplica arbitrariamente

3. La ponderación por áreas o volúmenes es arbitraria y no óptima matemáticamente.

4. Se aplican leyes constantes a zonas determinadas, lo que puede no ser adecuado geológicamente si los sondeos son muy dispersos.

VENTAJAS E INCONVENIENTES DE LOS METODOS GEOESTADISTICOSVentajas

1. Teóricamente se obtienen resultados matemáticamente óptimos

Inconvenientes1. Son métodos más complejos

2. Los datos suelen ser escasos en los primeros estudios de viabilidad, por lo que es casi imposible obtener semivariogramas que permitan llevar a cabo una interpretación lógica.

3. El suavizado puede ser incorrecto, especialmente si existen zonas con baja o alta ley y/o los contactos geológicos juegan un papel predominante.

METODO DEL INVERSO DE LA DISTANCIAEste método aplica un factor de ponderación a cada muestra que rodea el punto central de un bloque mineralizado.

Dicho factor de ponderación es el inverso de la distancia entre cada muestra y el centro del bloque, elevado a una potencia n, que suele tomar un valor entre 1 y 3 (3>n>1).

Sólo las muestras que entran dentro de una determinada zona de búsqueda son ponderadas de la citada forma.

Los aspectos específicos a considerar son los siguientes:

2. Establecimiento del factor de ponderación

Su selección es arbitraria (1 -3)

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3. Definición del área de búsqueda

Tamaño y forma se eligen arbitrariamente, se eligen círculos o elipsoides

Una vez seleccionada la zona de búsqueda, por ejemplo un círculo, todos los sondeos incluidos en él entran a formar parte del proceso de estimación, a través de la fórmula:

ZB = Σ (Z/din) / Σ (1/di

n)

DONDE:

ZB = Estimación de la variable (ley acumulada de metal, espesor, etc.

d = Distancia de separación

n = Como ya se comentó, suele tomar el valor de 2

EJEMPLO: Calcular el valor de la ley en X a través del método del inverso a la distancia

SOLUCION:

ZX = [2.4(1/252) + 3.7(1/452) + 2.8(1/282] / [(1/252) + (1/452) + (1/282)] = 2.75 %

SIMULITUD DE LOS VALORES QUE SE ASIGNAN A BLOQUES CONCENTRICOS

En la figura se muestra un área de búsqueda en la que se encuentran cuatro sondeos S1, S2, S4, S4

EVALUACION DE RESERVAS

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METODOS GEOESTADISTICOSIDEA BASICA DE LA APLICACIÓN DE LAS TECNICAS GEOESTADISTICAS

APLICACIONES A LA GEOSESTADISTICAEl examen de semivariogramas pueden ser útiles para determinar:

1. El tamaño óptimo de la muestra

2. Es esquema de muestreo óptimo

3. La densidad óptima de muestreo

4. El área de influencia de cada muestra, que puede ser circular, elíptica, esferoidal o elipsoidal.

5. La naturaleza de la mineralización

CALCULO DEL SEMIOVARIOGRAMA ESPERIEMTNALLa función variograma o semivariograma, define la correlación espacial entre los valores muestreados.

El variograma o semivariograma se obtiene calculando, para cada distancia de separación entre las muestras.

Lag en una determinada dirección, la diferencia al cuadrado de los valores de dichas muestras.

Es decir para cada separación h se calcula el valor de y´(h) mediante la fórmula:

y´(h) = (1/2N) . [ f(x1) – (fx1+h)]2

Donde:

N : Número de pares de datos

f(x1) : El valor de la variable regionalizada en el punto i

(fx1+h) : El valor de la variable regionalizada tomada a una distancia h

CALCULO DEL SEMIOVARIOGRAMA EXPERIMENTALY´(h) = (1/2N) . ∑ [ f(x1) – (fx1+h)]2

Leyes de los testigos de los

sondajes

YACIMIENTODISTRIBUCION ESTADISTICA

DE LAS LEYES

CORRELACION ESPACIAL

VARIOGARMAS

KRIGING DE BLOQUES

VALOR MEDIO ESTIMADO Z

KRIGING

Z´= ESTIMADOR LINEAL OPTIMO DE UN BLOQUE O UN PUNTO, BASADO EN LOS VALORES CIRCUNDANTES Y

EN EL VARIOGRAMA

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LAG: Espaciado con que se calculan las diferencias al cuadrado entre muestras

Ejemplo: LAG1 incluye las muestras adyacentes A y B. B y C. C y D. etc.

La distancia que representa el LAG,1 es el intervalo mínimo del muestreo.

LAG: Espaciado con que se calculan las diferencias al cuadrado entre muestras

Ejemplo: LAG2 requiere que se calcule las diferencias al cuadra entre muestras alternativa A y C. B y D. C y E. etc. Y así sucesivamente

El número máximo de LAGs ., es decir, de distancias n para calcular el Y´(h) suele establecerse en la mitad de la distancia muestreada.

Longitudes mayores generan pocos pares de muestras por lo que estadísticamente no es representativo.

EJEMPLO DE SEMIVARIOGRAMA

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Los valores obtenidos de Y´(h) se representan en un diagrama frente a sus correspondientes valores de h, definiéndose el correspondiente variograma.

La velocidad del incremento de Y´(h) con el Lag es un reflejo de la velocidad a la cual la influencia de una muestra disminuye con al distancia

Nos da una definición adecuada de la denominada zona de influencia.

La distancia en la que Y´(h) se hace constante corresponde al punto en el que la covarianza –cov(h) entre muestras adyascentes disminuye hasta cero.

Esta distancia define el límite de la zona de influencia de una muestra

MODELO DE FUNCIONES ALEATORIASAhora la pregunta es:

¿Qué modelos pueden utilizarse?

Para estimar las variables debemos describir como se ha producido en fenómeno.

Para Los Procesos Físicos o Químicos

En los procesos físicos – químicos los datos pueden ser conocidos con detalle, en dichas situaiones los modelos determinísticos son los más apropiados.

MODELO DE FUNCIONES ALEATORIAS

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Variable Aleatoria

De igual forma, se define una función aleatoria como un conjunto de variables aleatorias que tienen alguna localización espacial y cuya dependencia una de otra, viene determinada por algún mecanismo probabilístico. Este tipo de funciones aleatorias son las que utiliza la Geoestadística.

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MODELOS DE SEMIVARIOGRAMAS1. MODELO EXPONENCIAL

Donde:

C : Valor comprendido entre el efecto pepita C0 y la meseta.

h : Distancia

a : Representa el alcance o rango

2. MODELO ESFERICO O MATHERNON

Es el que mejor se ajusta cuando se trata de variables mineras (p.e. ley o espesor)

Presenta una curva de del semivariograma que aumenta rápidamente del LAG para posteriormente, ascender más lentamente hasta alcanzar una zona plana a valores de LAG altos

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Y´(h) = C0 + C[1.5(h/a) – 0.5(h/a)3 para h < a

Y´(h) = C0 + C para h < a

Si el sevariograma muestra fluctuaciones aleatorias alrededor de una línea horizontal

Se tiene un efecto pepita puro

En este caso la evaluación del yacimiento se debe realizar por cualquier método clásico

3. MODELO LINEAL

Este modelo se presenta cuando, al representar Y´(h) frente a los LAgs, se obtiene una línea recta:

Y´(h) = p.h + k

Donde :

p : Pendiente de la recta

h : El LAG

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k : La intersección en el eje X Y´(h)

Este modelo suele estar presente en algunos yacimientos de hierro

CASOS PARTICULARES RESPECTO A LOS MODELOS DE SEMIVARIOGRAMASA. SEMIVARIOGRAMAS CON TENDENCIAS

Cuando existe ruptura de estacionariedad (cambio en la tendencia de la meseta) Se produce un una distancia superior al alcance ,

No tiene incidencia en la estimación local de los bloques definidos para el yacimiento.

Cuando este tipo de semivariograma domina, es necesario utilizar la técnica de Krigeage universal, en lugar de krigeage ordinario que se aplica en las situaciones de estacionariedad

B. SEMIVARIOGRAMAS CON EFECTO AGUJERO

Este efecto ocurre cuando se alternan áreas con lata ley y áreas con baja ley.

El resultado es una pseudoperiocidad, reflejada en una oscilación de semivariograma alrededor de una aparente meseta

C. SEMIVARIOGRAMA COMPUESTO

Esta situación aparece cuando se obtienen diferentes semivariogramas a lo largo de diversas direcciones del yacimiento.

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Esto significa que en vez de tener un área de búsqueda isótropa (círculo o esfera) se posee un zona elíptica o elipsoidal

Esto es evidente en yacimientos aluviales, donde se tiene alcance en dirección perpendicular al yacimiento

D. ANISOTROPISMO DIRECCIONAL

Cuando la prolongación de la línea que une los dos o tres puntos del semivariograma corta la meseta a una distancia mucho menor que la correspondiente

EL MODO COMPUESTO

Para h < 14m : Y´(h) = 0.4 + 1.55[3h/28 – (h/14)3/2] + 0.60[3h/100 – (h/50)3/2]

Para h entre 14 y 50 m : Y´(h) = 0.4 + 1.55 + 0.60[3h/100 – (h/50)3/2]

Para h > 50 m : Y´(h) = 0.4 + 1.55 + 0.60 = 2.55

D. ANISOTROPISMO DIRECCIONAL

Se produce en zonas mineralizadas más ricas de una matriz de mineralización dispersa.

También son comunes en yacimientos aluviales de oro.

Refleja alcance corto los canales individuales y el más largo la anchura total de la zona de interés económico

E. SEMIVARIOGRAMA EN DOS ESTADIOS

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Ocurre cuando se combinan conjuntos de datos no relacionados (p.e. dos fases de mineralización con diferentes características.

SECUENCIA DE MINADO – OPEN PIT

La definición de la secuencia óptima de explotación de una mina Open Pit, es frecuentemente un problema complejo en el que intervienen factores de índole técnica y económica.

Una vez de finidos los límites de la explotación, es preciso pasar a establecer el orden o la secuencia de extracción, tanto de la estéril como del mineral.

Debido al gran número de alternativas que pueden elaborarse, se hace necesario, en la mayoría de los casos, utilizar ordenadores para llegar a encontrar la mejor solución.

En esta etapa, la intervención de las técnicas de planificación es fundamental, pues en muchos proyectos se trata de un proceso iterativo en el que es preciso conjugar muchas variables y objetivos.

Los planificadores realizan una serie de diseños de fases intermedias de explotación, idealmente están realizados para períodos de tiempos, por años para los primeros años, y luego quizás para periodos de varios años hasta el agotamiento de las reservas. Al principio, puede ser útil elaborar un esquema de minería como una secuencia que sea de tantos años como etapas o fases a desarrollar.

A. EXPLOTACION CON RATIO DESCENDENTEEsta alternativa requiere que cada nivel, se extraiga todo el estéril existente dentro del tajo de explotación, hasta el límite del corte, junto con el mineral asociado

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VENTAJASLas ventajas que presenta son la disponibilidad de espacio para el trabajo de los equipos, la accesibilidad al mineral del banco siguiente, la concentración de equipos trabajando en el mismo nivel, la escasa dilución del mineral con estéril y, por último, la necesidad de un menor número de equipos mineros en las últimas etapas de explotación del yacimiento.

DESVENTAJASLos gastos de explotación son máximos durante los primeros años de vida de la mina, al ser el movimiento de estéril muy alto, y coincidir con el período de mayor interés de capital invertido y necesidad rápida de devolución de éste.

B. EXPLOTACION CON RATIO CRECIENTEEsta alternativa supone mover, en cada etapa, el mínimo estéril necesario para descubrir el mineral. Los taludes de trabajo se mantienen prácticamente paralelos a los taludes finales de la corta diseñada, siendo preciso extraer cada vez que se profundiza una mayor cantidad de estéril.

VENTAJASSe obtiene el máximo beneficio en los primeros años de explotación y reducir el riesgo de la inversión que supone el movimiento de estéril para descubrir mineral de periodos futuros. Este planteamiento es muy frecuente cuando el ratio límite económico o economía de la explotación cambia en cortos períodos de tiempos.

DESVENTAJASEs impracticable trabajar en diversos bancos superficiales simultáneamente para conseguir una producción regular. También hay que tener en cuenta la necesidad paulatina de incrementar la flota de equipos destinados al estéril al ir aumentando el ratio.

C. EXPLOTACION CON RATIO CONSTANTEEn esta alternativa el objetivo es mover materiales en cada periodo que den lugar a un ratio similar al ratio medio global.

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El talud de trabajo en el estéril comienza muy tendido, pero se va vertical izando conforme se profundiza la explotación hasta coincidir, prácticamente, con el talud final de la corta proyectada.

Este método presenta ciertas ventajas e inconvenientes, ya que supone una solución de compromiso entre los dos planteamientos anteriores, que son secuencias extremas.

La flota de maquinarias y la plantilla de personal, en este caso, se mantiene constante durante toda la vida de mina.

D. EXPLOTACION COMPENSADAEn la actualidad, la mejor secuencia de desmonte de un yacimiento suele ser aquella en la que al comienzo y al final de la vida de la mina los ratios son bajos.

En la figura se observa la sección transversal representativa de una gran corta en la que se definen diferentes fases de extracción.

VENTAJAS• Rápida capitalización de la empresa durante los primeros años de vida del proyecto.

• Los equipos mineros y la mano de obra pueden ser sustituidos en cada fase aumentando sus capacidades y ajustándolos a los ritmos de producción.

• En l último de explotación puede irse reduciendo el número de maquinas y personal

• Posibilidad de explotar en distintas zonas simultáneamente, permitiendo así una mayor flexibilidad en la planificación.

• El número de frentes de extracción de estéril y mineral, no es necesariamente grande.

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• En un gran yacimiento, las fases de desmonte y extracción son suficientemente grandes como para proporcionar unas buenas condiciones de trabajo.

OPTIMIZACION ECONOMICA DE EXPLOTACION – OPEN PIT

El incremento de los costos en le desarrollo de una explotación minera (maquinaria, salarios, etc.), junto con la explotación de yacimientos que poseen cada vez leyes más bajas, han hecho que el diseño final de la explotación a cielo abierto tenga que llevarse a cabo con criterios económicos

Esta filosofía de trabajo ha permitido desarrollar en las últimas décadas, diferentes algoritmos que tienen como objetivo optimizar la explotación, es decir buscar un diseño que a grandes rasgos, permita obtener el máximo beneficio de la mina.

METODO DEL CONO FLOTANTEConsiste en el estudio económico de los bloques mineralizados y estériles que caen dentro de un como invertido, el cual se mueve sistemáticamente a través de una matriz de bloques, con el vértice del cono ocupando, sucesivamente, los centros de los bloques.

La premisa básica de trabajo es que los beneficios netos obtenidos por explotar la mineralización que se encuentra dentro del cono deben superar los gastos de extraer el estéril existente en dicho como,

Los conos individualmente, pueden no ser rentables, pero, cuando dos o más conos se superponen, existe una parte importante de estéril que es compartida por los diversos conos, lo que genera un cambio en sus estatus económicos.

Se parte de una matriz de bloques en que las leyes de los bloques se han calculado por métodos apropiados (geoestadísticos, inverso a la distancia)

Se establece la ley mínima de explotación y dado un ángulo determinado para la pendiente de la corta (p.e. 45°) se coloca el cono en el primer bloque económico (> ley mínima de explotación) que existe en la matriz de bloques, empezando por arriba y por la izquierda.

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La viabilidad económica del cono se calcula utilizando la fórmula

B = (Pr x RM x G x NB – (MM + P) X NB – (ME X NE)) X VB X DA

Donde:

B = Beneficio

Pr = Precio de venta del metal

RM = Recuperación minera urgica

G = Ley media

NB = Número de bloques con G como ley media

MM = Costo de extraer y transportar cada tonelada de mineralización

P = Costo de procesar cada tonelada de mineralización

ME = Costo de extraer y transportar cada tonelada de estéril

NE = Número de bloques estériles

VB = Volumen de bloques

DA = Densidad aparente

OPTIMIZACION ECONOMICA POR EL METODO DEL CONO FLOTANTE

Si el beneficio es positivo, todos los bloques incluidos dentro del cono se marcan y se quitan de la matriz de bloques, con lo que se crea una nueva superficie.

Por el contrario, si el beneficio es negativo, la matriz se que da como está y el vértice del cono se traslada al segundo bloque cuyo valor está por encima de la ley mínima de explotación, repitiéndose a continuación, el proceso.

El desarrollo completo del método se nuestra en el siguiente diagrama.

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EJEMPLO:En la siguiente figura se muestra una matriz de bloques cuya optimización se va a llevar a cabo (Hustrulid y Kuchta 1995).

El proceso se realiza de la siguiente forma:

1) La primera fila presenta un bloque con valor positivo: puesto que no existen bloques superiores, su extracción generaría resultados positivos, siendo el valor del cono del bloque:

(+1)

2) El siguiente cono vendría definido por el bloque de la fila 2 y columna 4 (+4). El valor del cono sería:

-1 -1 -1 +4 = +1

Como el valor es positivo, el cono se extrae

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3) A continuación, el siguiente bloque a analizar sería el de la fila 3 y columna 3 (+7). El valor de este cono es:

-1 -1 -2 -2 +7 = +1

de nuevo su valor es positivo, por lo que también se extrae.

4) Finalmente estaría definido por la fila 3 y columna 4, +1, cuya extracción generaría el siguiente valor:

+1 -2 = -1

En este caso el valor es negativo, por lo que no se extrae.

DISEÑO FINAL DE LA EXPLOTACIÓNEl valor total de la corta estaría dada por:

1-1-1-1-1+1-2 -2+4+7 = +3

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PLANEAMIENTO DE UN TAJO ABIERTO

FACTORES BÁSICOS PARA UNA EVALUACION PRELIMINARRealizada los estudios de exploración y geología, es necesario reunir toda la información para una Evaluación Preliminar, cuyos factores básicos (Fig. N°11) son:

a) Factores Geográficos : Localización del depósito: coordenadas geográficas, altitud.

Topografía de la zona: accesos, descampado ó cubiertas, etc.

Clima: nieves, lluvias, vientos, temperatura, humedad, etc.

Recursos naturales y humanos disponibles.

b) Factores Legales : Leyes sobre tierras: título y derechos para ubicar campamentos, planta, botadores y otros.

Leyes de agua: aguas industriales, aguas comestibles, etc.

c) Factores históricos, políticos y sociales: El sistema político del país.

Ley general de minería.

Desarrollo de país.

Historia legal del derecho minero.

Fuerza laboral.

Capacitación ó entrenamiento.

d) Factores Geológicos : Planos geológicos, superficiales y de mina.

Planos de muestreo y archivos de muestras.

Reportes previos de geología y de exploraciones pesadas.

Información de perforación (diamond drill, etc.)

Plotear los datos geológicos en planos y secciones.

Interpretación geológica, cálculo de reservas, de desbroce y recuperación de mineral ó reservas.

Estudio final de factibilidad.

e) Factores Mineros : (condiciones de la mina) La geometría del depósito.

La topografía del depósito.

La profundidad (encampane) y características del desmonte (over burden)

Las características de las cajas y del mineral.

El clima, cantidad de agua en superficie y de subsuelo.

La penetración ó el radio de penetración en la perforación.

Datos sobre estabilidad de taludes.

Disponibilidad de algunos equipos pesados de mina que se tiene.

f) Factores Metalúrgicos: (tratamiento de mineral Muestras de bulk.

Prueba piloto : chancado y análisis ó ensayes.

Rayos X, microscopia.

Balance metalúrgico, recuperación de mineral y el radio de concentración metalúrgico.

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g) Análisis Económico : Valor del producto ó mineral y valor del concentrado.

Costos de operación, propiedad, costos de producción , etc.

Gastos de capital ó inversiones.

Utilidades ó beneficios.

Estudios de mercado: competencia , precios, material sustituto, etc.

Costos comparados en otras minas.

h) Evaluación Económica : Indicadores de evaluación económica.

Valor presente neto económico (VANE).

Tasa interna de retorno económico (TIRE).

Estado de ganancias y perdidas - flujo de caja, balance general.

Un análisis de sensibilidad en lo que se dispone.

PLANEAMIENTO El planeamiento consiste en determinar la mejor forma de explotar un yacimiento mineralizado que brinda una máxima utilidad, producto de la mayor recuperación de las reservas minerales, mayor producción, mejor utilización de los equipos pesados disponibles, gran selectividad de mineral y menores costos de producción.

El objetivo del planeamiento es buscar lo óptimo en el minado y el máximo beneficio.

PLANEAMIENTO DE MINADO Los conceptos básicos del planeamiento de minado se mantienen prácticamente desde los inicios de la Minería Superficial.

Sin embargo los procedimientos automatizado se van perfeccionando convirtiéndose cada vez más en práctica común.

Modelo de la Mina :

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a) Secciones GeológicasLos planeamientos de minado hasta los años 60 se realizaban exclusivamente sobre secciones geológicas, secciones verticales, transversales al eje principal del cuerpo mineralizado; radiales en los extremos y horizontales a la altura media de los bancos. En estas secciones se mostraban los contactos geológicos y las leyes de mineral.

b) Modelo de Celdas:A partir de mediados de 1960 se empiezan a utilizar programas de COMPUTO para planeamiento de minado. Para la utilización de estos programas se requiere que el yacimiento este representado en bloques ó celdas. En estos bloques se puede representar toda la información requerida para el planeamiento de minado. La información básica está constituido por :

Modelo GeológicoDescribe la realidad geológica de la zona y del yacimiento como son: exploración, tipos, leyes, estructuras, propiedades físicos - mecánicos y reservas de mineral (esta deberá ser hecha antes del planeamiento y diseño de la mina).

El modelo geológico es una fase fundamental donde se intenta de dar resultados que define:

Calidad.

Extensión.

Distribución espacial del depósito mineral..

Este modelo no está sujeto a cambios y condiciones de mercado ni a cambios en tecnología, pues su objetivo es describir la distribución mineralógica dentro de la geología local, lo que existe y es real en la zona mineralizada.

En el modelo geológico se tiene presente:

Taladros de exploración Lo usual hasta los años 90 era digitar la información litológica y leyes de los registros geológicos. Actualmente los ensayes de leyes, se digitan en el laboratorio donde se hacen los análisis y se envían a la base de datos de la computadora vía un sistema de redes.

En forma similar la descripción geológica y los códigos correspondientes son digitados por el geólogo en el momento en el que esta realizando el sondaje en el campo usualmente en una computadora tipo NOTE BOOK y enviados a la base de datos de la computadora vía el sistema de redes.

Contornos Geológicos

Desde mediados de los años 60 hasta los años 80 lo usual para almacenar la información de los contactos geológicos era emplear un OVERLINE transparente cuadriculado en las columnas y filas, representando los bloques del modelo; este OVERLINE se colocaba encima de los planos geológicos por bancos y se registraba para cada bloque ó conjunto de bloques un código geológico en un formato, esta información era digitado para ser almacenada en el modelo computarizado.

A partir de los años 80 se está utilizando con mayor extensión los digitalizadores para tomar por puntos, los contactos geológicos y enviarlos vía red a la base de datos de la computadora.

Modelo TopográficoEn forma similar al registro de los contactos geológicos se procedía las tres coordenadas correspondientes a los bloques ubicados en al superficie del terreno, los que eran digitados y almacenados en la computadora.

En la actualidad se están empezando a utilizar estaciones totales ó GPS (Global Positioning Systems) que registran las coordenadas UTM, de la topografía de la mina y las trasmiten vía un sistema inalámbrico al sistema de computo.

Modelo EconómicoPara la aplicación de cualquiera de los métodos de minado se requiere determinar la "UTILIDAD" de cada bloque, esto es la diferencia entre su valor insitu y sus costos. El valor insitu esta dado por su contenido metálico recuperable y el precio del metal. El costo comprende todo los gastos en que incurrimos en el proceso productivo.

Estas determinaciones básicas se aplican desde que se inicio la minería. La diferencia con la actualidad es que con la facilidad de los sistemas de computación, se pueden hacer estas estimaciones con mucha rapidez permitiendo gran número de simulaciones y poder aproximarnos a la mejor solución .

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También en otras palabras diremos que un modelo económico es generado por asignaciones a cada componente discreto del modelo geológico ó modelo mineral un VALOR NETO; que es el precio del mercado de su producto menos el costo de minado y procesamiento.

Estudio del modelo económico entonces identifica la porción de la zona mineralizada que puede ser explotada con utilidad, por ejemplo las reservas minerales.

Sin embargo una palabra de PRECAUCION estará presente. cuando tratamos con modelos de mineral, uno nunca debe perder vista de la distinción entre el modelo y la realidad, esto se intenta representar. Dependiendo en los objetivos, el MUESTREO, técnicas analíticas y el método de construcción del modelo "el arreglo" entre el modelo y depósito mineral variará desde muy pobre a muy bueno, pero esto nunca será exacto ó perfecto.

Para elaborar el modelo económico se debe tener presente los siguientes parámetros:

Precio del mineralSe trabajará con precios promedios del mes ó año.

Ley del mineral en cada blockSe considera el promedio pesado de la ley de los diferentes minerales presentes en el block.

Costos De Producción TotalComprende todos los gastos que incurrimos en el proceso productivo.

Recuperación MetalúrgicaSe debe considerar tanto del tratamiento en plantas concentradoras, fundiciones y refinaciones. Por ejemplo. Para el caso del tajo de Toldorrumi - San Cristóbal - Centromin - 1990, se consideró :

Recuperación en concentradora : - recuperación de Plomo: 61.2 %

- recuperación de Zinc: 72.8 %

- recuperación de Plata: 73.3 %

Recuperación metalúrgica estimada en fundición y refinación es de 85%.

Valorización Del MineralPara conocer en cuanto está valorizado 1 tonelada de mineral, en el caso de Centromin Perú se utiliza la siguiente fórmula (1) :

Donde :

V : es el valor del mineral en US $/TMS.

%Zn : ley equivalente de Zinc.

9.6 : una constante.

1.47 : otra constante.

PZn : precio del zinc US$/lb.

1.10231 : factor de conversión de TCS a TMS.

La ley equivalenteConsiste en llevar las leyes de todos los minerales presentes en cada block a leyes equivalentes, tomando como base el de mayor ley de cabeza.

La fórmula (2) de Centromin Perú, para el caso del tajo Toldorrumi es el siguiente:

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V = % Zinc (9.6 * PZn + 1.47) * 1.10231

Ley eq. Zn = %Zn % Pb * PPb gr.Ag * PAg + + PZn PZn * 22.04 * 31.1

Donde :

Ley eq. Zn : ley equivalente de zinc (%)

% Zn : ley de zinc en el mineral (%)

% Pb : ley de plomo en el mineral (%)

gr. Ag : gramos de plata por TMS de mineral (grs)

PPb : precio de plomo US$/lb,

PZn : precio de zinc US$/lb,

Pag : precio de la plata US$/ oz de Ag.

22.04 : factor de conversión a TM.

31.1 : factor de conversión de onzas troy a gramos.

Cálculo del Cut Off Llamado ley de corte ó ley mínima de explotación, que es el punto de equilibrio de la ley del mineral donde no se gana ni se pierde, es decir el valor del mineral es igual al costo de producción, para 1 TMS de mineral.

Con la fórmula (1) se hallará el CUT OFF.

Se debe tener una curva ó gráfica de CUT OFF vs el precio del mineral. Por ejemplo caso del tajo Toldorrumi:

Configuración del modelo económico

En ella se presenta ó muestra las utilidades netas ó beneficios económicos de cada block por encima del Cut Off y las que están debajo son consideradas como desmonte.

MODELO GEOLOGICO, EVALUACIÓN ECONÓMICA, PLANEAMIENTO DE MINADO, OPTIMIZACIÓN, SECUENCIA DEMINADO Y OTROS RATIOS DEL TAJO CON EL SOFTWARE MAXPIT Y NPV

SCHEDULER

CASO PRÁCTICO

Características del depósito

27

Nuestro departamento de exploraciones nos ha entregado el modelo geológico construido en Datamine, de un nuevo proyecto de oro y cobre. El modelo contiene mas de 350,000 bloques además de subceldas que nos permite obtener un volumen mas preciso, así como límites de topografía y mineralización. El oro (AU), cobre (CU) y la densidad (DENSITY) del deposito han sido estimadas a partir de las muestras de exploración y las interpretaciones geológicas.

Basados en pruebas metalúrgicas, nuestro departamento de metalurgia ha identificado dos distintas clases de menas de sulfuros que tienen características de flotación y solubilidad marcadamente distintas. Los bloques de mineral han sido por tanto clasificados en dos clases de menas, SULF1 (molienda-fundición-refinería) y SULF2 (lixivición-cátodos).

Nuestro trabajo es estudiar la viabilidad económica del proyecto y desarrollar un calendario de producción de la vida de la mina basados en un precio de oro de $270 por onza y para cobre de 95 centavos por libra.

Gracias a la proximidad y similitud con otras operaciones mineras, podemos tener buenas estimaciones de los costos de minado, procesamiento y gastos administrativos para el nuevo tajo que son:

Costos de Minado

El costo de minado en el banco de "referencia" es el costo "base" y por cada banco por debajo del banco de referencia, el costo aumenta de acuerdo al "incremento".

Costos de Procesamiento

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La manera en que se ha especificado los costos es común, pero no están expresados exactamente tal como se ingresan en el programa. Conforme avancemos veremos como cada costo debe ser aplicado.

Talud del TajoEl departamento de geomecánica ha logeado y analizado los taladros existentes y han determinado la existencia 5 ángulos para la cara de los taludes que son posibles. Estas han sido definidas por el azimut, a partir de un punto de referencia que se encuentraaproximadamente al centro del tajo:

Límites del TajoLas potenciales ubicaciones de los stockpiles, botaderos, y presa de relaves han sido identificadas, y debido al terreno montañoso tenemos pocas opciones para colocarlos. Dos de estos lugares están muy cerca de los limites posibles del tajo. Estos límites han sido digitalizados en AutoCAD y guardados en el archivo cupitlimit.dxf

¿Qué sigue?Ahora que tenemos identificados todos los datos que definen el proyecto, podemos crear uno con NPV Scheduler, e importar el modelo geológico.

Importando el modelo geológicoEn este ejercicio aprenderá paso a paso procedimientos involucrados en la importación del modelo geológico.

Estas instrucciones están basadas en el proyecto de ejemplo Cooper Gold Mine que viene con el programa. Los archivos pueden ser encontrados en la ruta.\Earthworks\Examples\NPV Scheduler Tutorials que se encuentra en el directorio donde se ha instalado NPV Scheduler.

Los modelos de muestra están localizados en el directorio .\Earthworks\Examples. El modelo usado en este tutorial, cumodel.dm puede ser encontrado en el fólder .\Earthworks\Examples\Datamine.

Trabajando con NPV Scheduler por primera vez1. Usando el Explorador de Windows, cree un directorio en el disco duro para los proyectos de NPV

Scheduler, por ejemplo D:\Database\NPVS Scheduler Projects. También puede usar algún directorio existente para este propósito.

2. Inicie NPV Scheduler con el comando Programs | Earthworks | NPV Scheduler del menú de inicio, o usando el acceso directo del escritorio. 3. Escoger la opción "Create a new project" en la caja de dialogo que aparece al iniciar el programa, y hacer click en OK.

3. En la caja de diálogo "Project Name and Location", escriba Tutorial como el nombre y use el (...) botón de búsqueda para localizar el directorio donde ha decidido guardar el proyecto de NPVS. Hacer click en OK.

4. Escoger el comando Options del menú de herramientas, y establezca los parámetros que serán usados por defecto para todos los nuevos proyectos.

5. Grabe el proyecto haciendo click en el botón Save.

Si NPV Scheduler ya esta corriendo1. Hacer click en el botón New y seleccione NPVS de la lista de documentos de NPV Scheduler.

2. En la caja de diálogo "Proyect Name and Location", escriba Tutorial como el nombre y use el (...) botón de búsqueda para localizar el directorio donde ha decidido guardar el proyecto de NPVS. Hacer click en OK.

3. Si no lo ha hecho antes, escoja el comando Options del menú de herramientas, y establezca los parámetros que serán usados por defecto para todos los nuevos proyectos.

4. Grabe el proyecto haciendo click en el botón Save.

29

Importando un modelo de bloques1. Asegúrese de que el campo Import Model del panel de control esta seleccionada.

2. Marque la opción "Datamine" y haga click en el botón Import Model3. Escoja Datamine en la ventana Driver Category que está dentro de la caja de dialogo Data Import y haga

click en OK.

4. Escoja cumodel.dm en la caja de dialogo Open Source File y haga click en OK. El archivo se encuentra en el directorio \Earthworks\Examples\Datamine.

5. Marque los siguientes campos en la caja de dialogo Datamine Block Model: AU (leyes de oro), CU (leyes de cobre), DENSTIY (densidad de roca) y ROCKCODE (códigos numéricos de tipos de roca).

6. Haga click en el botón OK para cargar el modelo y espere hasta que la guía Assings Field aparezca.

7. Asigne los parámetros de NPV Scheduler a los campos del modelo a importar tal como sigue:

Shortcut: En vez de usar el botón Assign, puede hacer doble click en el campo que desea seleccionar en "Choose from".

8. Escoger el botón Next:

9. Seleccionar el tipo de leyes a los productos como sigue:

Nota: Los valores de tipo "Grade" son expresados como masa del producto por masa de la

roca, e.g gramos por tonelada; los valores "Percentage" expresan la masas del producto

como porcentaje de la masa de la roca e.g. Cu grade = 0.43%; y los valores de tipo "Mass"

expresan el total de la masa del producto contenido en el block.

10. Escoger el botón Next

11. Definir las unidades de medida como sigue:

Seleccione AU en la ventana Elementos, y escriba grams en la caja Element Unit, y luego haga click en Assign. Cuando escoja "Percentage grade" para el Cu, entonces las unidades en que será reportado será automáticamente idéntico a las definidas para mineral / estéril, i.e. "tonnes".

12. Escoger el botón Next.

13. Escriba 0.0 en Default density y escriba 1 en Rock mass formula.

14. Escoja Finish para inicial el proceso con el modelo de bloques.

Reporte del modelo ingresadoEl reporte del modelo aparecerá en el campo Input Model, del panel de reportes, y mostrara las propiedades básicas del modelo, así como los campos existentes, y unidades de medida. Para este ejemplo debe ser como sigue:

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Estableciendo nombres de modelas y tipos de rocaHaga click en el botón Parameter Labels en el Panel de Control para desplegar la caja de dialogo Currecy and Rock Type Labels.

1. Escriba el símbolo del dólar $ en la caja Currency.

2. Seleccione Rock_0 en "Rock type label" y escriba WASTE.

3. Seleccione Rock_1 en "Rock type label" y escriba SULF1.

4. Seleccione Rock_2 en "Rock type label" y escriba SULF2.

Antes de proceder con el siguiente ejercicio, guarde su proyecto escogiendo el botón Save en la barra principal. La caja de dialogo Save As será mostrada. Acepte el nombre por defecto "tutorial.ens" escogiendo el botón Save. Ahora puede salir del programa y regresar en cualquier momento a este proyecto.

Construyendo el modelo económicoEn este ejercicio aprenderá paso a paso los procedimientos involucrados en la construcción de modelos económicos basados en los parámetros geológicos y económicos ingresados.

Estas instrucciones están basadas en el proyecto de ejemplo Cooper Gold Mine que viene con el programa. Los archivos pueden ser encontrados en la ruta .\Earthworks\Examples\NPV Scheduler Tutorials que se encuentra en el directorio donde se ha instalado NPV Scheduler.

Antes de empezar Si aun no lo ha hecho, importe el modelo geológico

Defina los nombres de moneda y tipo de roca.

Escoja el campo Economic Model en el panel de control.

Datos del proyectoEncontrara útil imprimir las paginas de introducción de este tutorial para poder tener una referencia rápida de los datos de precios y costos usados para el ejercicio.

Haga click en el botón Settings para desplegar la caja de dialogo Economic Settings.

Definiendo las opciones Escoja el campo Options. establezca las opciones como sigue:

Definiendo precios de los productos

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Escoja el campo Prices. Seleccione la opción "Revenue exceeds rehabilitation cost" para permitir al programa calcular los valores óptimos para las zonas mineralizadas. Establezca los precios y costos de venta como sigue:

Precios de productos y unidades de medida: La ley de AU esta expresada en unidades de gramo por tonelada en este modelo, así que el precio de oro debe estar expresado por gramo. Un precio de $270 por onza es equivalente a $8.68 por gramo. La ley de CU esta expresada en porcentaje (de toneladas de roca), así que el precio de cobre debe estar especificado por toneladas. Y como una tonelada equivale a 2204.61 lbs, el precio de 95 cents/lb equivale a $2094.34 por tonelada métrica de cobre. Si las unidades de masa fueran toneladas cortas en vez de toneladas métricas, hubiéramos tenido que introducir un precio de $1900 que proviene de 0.95 $/lb x 2000 lb/ton = 1900 $/ton.

¿Costo de venta, minado o proceso?: Los costos pueden ser especificados de diferentes maneras: por tonelada de material minado, por tonelada de mineral procesado, o por gramos/oz/lb/ton/tm de producto recuperado. El "costo de ventas" es el total de todos los costos específicos por masa de producto recuperado. Estos pueden incluir fundición, refinería, marketing, administración (G&A) y regalías. En este proyecto nuestros costos administrativos están especificados en onzas de oro recuperado; ingresamos este costo ($38 por oz = $1.22 por gramo) como "Selling Cost" ya que este no es especifico del método de procesamiento por el cual el oro es recuperado. Costos de venta adicionales específicos al método de procesamiento deben ser ingresados en la caja de dialogo Processing.

Definiendo costos de minado Escoja el campo Mining. Escoja "Mining cost per unit of mass". Establezca los parámetros de minado

como sigue (La masa del bloque por defecto debe ser cero debido a que los bloques no definidos en el modelo de entrada son bloques de aire).

El valor ingresado aquí para el costo de minado es la suma de todos los costos aplicados por tonelada de material minado i.e. $0.70 = $0.62 costo de minado base + $0.08 costo de capital

¿Costo de minado o proceso? El costo de minado es aplicado a cada tonelada de material, estéril, y mineral en el tajo. Si desea especificar costos adicionales para mineral e.g. como ore control, debe agregar estos en los costos de procesamiento para cada tipo de mineral. De esta manera podrá controlar precisamente que costo es aplicado a cada tipo de mineral.

¿Cómo puedo variar los costos de minado por destino y profundidad? Los costos de minado especificados aquí se usan como una base o costos referenciales, típicamente es el costo de minar estéril en el banco por donde salen los camiones del tajo. En el campo processing se podrá ajustar estos costos, incrementándolos o reduciéndolos, por tipo de roca ("Mining CAF"). Los costos de minado podrán ser incrementados en el campo Adjustments. Alternativamente puede importar sus propios factores de ajustes como un campo en el modelo de bloques.

Definiendo los métodos de procesamiento y parámetrosEscoja el campo Processing. Ahora definirá métodos de procesamiento y sus parámetros como veremos en la siguiente sección. En el pie dela ventana Processing hay una serie de campos que corresponden a los tipos de roca definidos en el modelo ingresado. Los métodos de procesamiento y los parámetros serán definidos para cada tipo de roca independientemente.

Si para un tipo de roca no se define un método de procesamiento, entonces esta será considerada como estéril.

Escoja el campo WASTE No se requieren cambios en esta ventana

Note que el "Mining CAF" esta configurado como 1.0, es decir, el costo de minar estéril equivale al costo base de $0.70 pro tonelada. No se definirán métodos de procesamiento para estéril.

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Escoja el campo SULF11. Establezca el "Mining CAF" (factor de ajuste del costo de minado) como 1.186 y el "Rehabilitation cost"

como 0.0Esto incrementara el costo de minar el mineral SULF1 a $0.83 (= $0.75 base + $0.08 capital)por tonelada en el banco de referencia, donde SULF1 mining CAF = SULF1 mining cost / base mining cost (= 0.83 / 0.70).

2. Haga click en el botón Nuevo y escriba Mill en el espacio seleccionado.

3. Haga click en el botón Parameters para mostrar la ventana Processing Method Parameters donde definirá los parámetros para el tipo el tipo de roca y procesamiento escogidos. Aquí esta el campo Cost y los campos correspondientes a cada producto definidos en el modelo de entrada.

4. Escoja el campo Cost. Escoja la opción "Above-Ground" e ingrese 3.63 como el costo de procesamiento por unidad de masa de mineral.

Hemos ingresado la suma de todos los costos expresados por tonelada de mineral de tipo SULF1 que va a molienda (= $3.34 costo de molienda + $0.29 costo de capital)

5. Escoja el campo AU. Configure "Recovery fraction" como 0.91 (91%) y como "Additional processing cost" coloque 0.0.

6. Escoja el campo CU. En "Recovery fraction" ingrese la siguiente expresión =if(X<0.2,4.4*X,0.88) para definir como las recuperaciones de cobre varían de acuerdo a la ley. Asegúrese de que inicia la expresión con el signo "=". Pruebe la expresión escribiendo el valor de ley de 0.15 en "Check Formula X=" y escoja el botón Check Formula para visualizar la recuperación calculada; la recuperación de 0.15% mostrara el valor de 0.66 (66%).

Escoja el botón Help en esta ventana si desea encontrar mayor información sobre expresiones para recuperaciones complejas. La expresión usada en este caso se lee: “si la ley de Cu es menor que 0.2% entonces la recuperación = 4.4xCu%, caso contrario = 0.88”.

Note que la recuperación es expresada como una fracción (0 a 1.0) donde 1.0 es equivalente a una recuperación de 100%.

7. Aun en el campo CU, ingrese 176.34 en "Additional processing cost".

Este es el costo de refinería y fundición de $0.08 por lb de cobre recuperado (=0.08 x 2204.62 $ por tonelada de Cu)

8. Haga click en Processing Method Parameters.

Escoja el campo SULF21. Para este tipo de roca, debe definir un método de procesamiento, Leach. Establezca "Mining CAF (factor

de ajuste del costo de minado) como 1.186 y el "Rehabilitation Cost" como 0.0.

2. Haga click en el botón Nuevo nuevamente y escriba Leach en el espacio seleccionado.

3. Haga click en el botón Parameters para desplegar la ventana Processing Method Parameters nuevamente.

4. Escoja el campo Cost. y marque la opción "Above-Ground" e ingrese 1.29 (=1.24 costo de lixiviación + 0.05 costo de capital) como el costo de procesamiento por unidad de masa de mineral.

5. Escoja el campo AU. Coloque en "Recovery fraction" 0.0 (no se recuperara oro en la lixiviación)

6. Escoja el campo CU. Coloque en "Recovery fraction" 0.63.

7. Aun en el campo CU, ingrese 308.65 en "Additional processing cost"

Este es el costo de SXEW de $0.14 por lb de cobre recuperado (=0.14 x 2204.62 $ por tonelada de cobre)

8. En la ventana de Processing Method Parameters, hacer click en OK.

Definiendo costos incrementos en los costos de minado1. Escoja el campo Adjustments2. Para los ajustes de costo de minado ingrese los siguientes valores:

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El banco de referencia usualmente es el banco por el que los camiones salen del tajo hacia su destino final. El incremento del costo agrega $0.01 al costo base de minado que fue especificado en el campo Mining por cada banco debajo del nivel de referencia.

Ahora que ha completado la configuración de los parámetros económicos, haga click en OK en la ventana Economic Settings y guarde su trabajo.

Generando el modelo económico1. Use el botón Run del Panel de Control.

2. Cuando el programa haya terminado de construir el modelo, escoja el campo Economic Model en el panel de reportes. Compare el reposte con las estadísticas que se muestran a continuación:

Examine el modeloEscoja el botón Model del Panel de control para abrir una ventana para poder ver el modelo, llamada "NPVS Economic Model". La ventana tiene muchos campos donde se pueden ver varias secciones y una vista en 3D. Experimente con estas vistas, por ejemplo:

Cambie las secciones usando los comandos Next y Previous del menú Section o de la barra de herramientas.

Haga click en una celda (bloque) para abrir la ventana NPVS Economic Model Subcell.

Escoja el campo Data en la ventana y observe las coordenadas de la celda, y los atributos como valor, masa, ley, etc.

Escoja el comando 3D Objects del menú Format, o haga click en la barra de herramientas, para abrir la ventana Format 3D Objects. Escoja el campo Color en la ventan y cambie la selección Columns a cualquier atributo distinto a las coordenadas X, Y, o Z.

Haga click en los botones Apply o OK para ver la sección de acuerdo a los colores de la nueva leyenda.

Examine la topografía inicial en una vista 3DEscoja el botón Surface del Panel de control para abrir una ventana 3D View, llamada "NPVS Surface". La ventana desplegara la topografía inicial, al inicio en una vista de planta.

Experimente con la vista, por ejemplo:

Mueva el puntero del mouse alrededor de la vista mientras mantiene apretado el botón izquierdo para rotar la superficie en varias direcciones.

Mantenga apretada la tecla Ctrl del teclado, apriete el botón izquierdo del mouse y mueve el puntero arriba y abajo para acercarse o alejarse de la superficie.

Haga click con el botón derecho para desplegar un menú contextual y pruebe con las opciones disponibles.

Escoja el comando Surface del menú Format y en la ventana Format escoja la leyenda Shades of Gray de la lista de leyendas. Haga click en OK para cerrar la ventana.

Examine los contornos de la topografía inicialEscoja el botón Contour del Panel de Control para abrir la ventana Pit Contour. Para experimentar con las vistas, escoja el comando Surface Control del menú Options, y cambie las configuraciones en la ventana Display Settings. Use el botón Apply para implementar los cambios que vaya haciendo.

Antes de proseguir con el siguiente ejercicio, guarde su proyecto escogiendo el botón Save en la barra de herramientas principal. Usted puede guardar sus trabajos frecuentemente.

34

Generando el tajo finalEn este ejercicio aprenderá paso a paso los procedimientos involucrados en la generación del tajo final.


Datos del proyectoEncontrara útil imprimir las paginas de introducción de este tutorial para poder tener una referencia rápida de los datos de precios y costos usados para el ejercicio.

Antes de empezar Si no lo ha hecho aun, construya el modelo económico.

Escoja el campo Ultimate Pit del panel de control

Configurando los parámetros del tajo finalEscoja el botón Settings para mostrar la ventana Ultimate Pit Settings.

1. Escoja el campo NPV. Establezca las configuraciones como sigue:

Estos parámetros no tendrán efecto en los cálculos del tajo final con Lerchs Grossman, y son usados solo para calcular de la secuencia de extracción optima y las estimaciones de VPNs

2. Escoja el campo Slopes. Haga Click en el primer botón Define, para abrir la ventana "Define Slopes for a Slope Region". Establezca los parámetros slope filter dimensions como 6, y defina los taludes como la tabla que se encuentra a continuación. Cuando esto haya sido hecho, haga click en OK en esta ventana.

NPV Scheduler provee diversas opciones para modelamiento de taludes, desde una región simple, hasta complejos modelos de múltiples regiones. Para mas información vea Defining Slope Regions.

3. Deje la opción Include air blocks sin marcar.

4. Escoja el campo Options. Escoja la opción "Generate new ultimate pit and extraction sequence" y "Optimize for NPV". establezca "Value reduction for the first phase" como 99, y "Value reduction between phases" como 1.

5. Escoja el campo Advanced y tome nota de los parámetros por defecto, sin cambiarlos.

6. Haga click en OK.

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Definiendo los limites del tajoLa definición de limites para el tajo es opcional, pero útil si se necesita restringir el minado a ciertas áreas, por ejemplo, para prevenir que el tajo se extienda sobre una arrea limitante, un camino, río, o alguna instalación. En este proyecto debemos definir zonas de exclusión para los stockpiles y los botaderos que han sido digitalizados previamente en AutoCAD, y guardados en el archivo cupitlimit.dxf. Este archivo se encuentra en el directorio .\Earthworks\Examples\DXF.

1. Escoja el botón Pit Limits del Panel de control. La ventana NPVS Model View se abrirá.

Aquí podrá digitalizar limites poligonales en donde usted desee dentro de la vista de planta. Sin embargo en este caso importaremos los polígonos.

2. Escoja el comando Data | Import del menú principal para desplegar la ventana Data Import. En Drivers Category, seleccione CAD, y el DataType escoja Advanced DXF / DWG (AutoCAD). Escoja OK.

3. Localice el archivo cupitlimit.dxf en el directorio .\Eartworks\Examples\DXF y escoja Open. Cuando se abra la ventana Read Drawing File, escoja OK para importar los polígonos.

4. Seleccione la opción Add objec to all plots y escoja OK. Se deben ver ahora dos polígonos en la ventana Pit Limits.

5. Seleccione el polígono rojo - la ventana Trace Selecting aparecerá - y del menú principal escoja el comando Edit | Copy Trace. Seleccione el objeto Pit Limits y haga click en OK.

6. En la ventana Pit Limit Parameters, seleccione Local Pit Restriction en Region Type y escriba 0 en Limiting Bench. Escoja OK.

7. Repita los pasos 5 y 6 para el otro polígono (amarillo).

8. Escoja el comando 3D Objects del menú Format, haga click en el botón Add en la ventana Format 3D Objects, y seleccione Pit Limits en la ventana Add Overlay. Haga clic en OK en ambas ventanas.

9. Escoja el comando File | Save y cierre la ventana.

10. En el panel de control, seleccione la opción Apply próxima al botón Pit Limits.

Generando el tajo final1. Escoja el botón Run del panel de control

2. Cuando el programa haya terminado, escoja el campo Ultimate Pit del panel de reportes para ver las estadísticas del tajo.

3. Compare el reporte con las estadísticas que se muestran abajo:

Note que puede cambiar el contenido del reporte de Ultimate Pit usando el comando Format | Report | Ultimate Pit.Visualizando los limites del tajo1. Escoja el botón Pit Limits del panel de control

2. Escoja el comando Load Surface del menú Data

3. Escoja UltPit.asc como el archivo a ser cargado. Este archivose encuentra en el directorio .\Tutorial\Case Studies\Economic Model 1\ Ultimate Pit 1.

4. En la ventana Objects to create, escoja la opción Create surface points.

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5. Cuando el archivo haya cargado, escoja el comando 3D Objects del menú formato, haga click en el botón Add, en la ventana Format 3D Dialog, y seleccione Surface(s) UltPit en la ventana Add Overlay. Haga click en OK en ambas ventanas. Lo que aparece debe ser algo como esto:

Examine el modeloEscoja el botón Model del Panel de control para abrir una ventana para poder ver el modelo, llamada "NPVS Economic Model". La ventana tiene muchos campos donde se pueden ver varias secciones y una vista en 3D. Experimente con estas vistas, por ejemplo:



Escoja el campo Data en la ventana y observe las coordenadas de la celda, y los parámetros que incluyen VALUE, PHASE (el numero de fase al que ese bloque pertenece) y SEQUENCE (el orden del bloque en la secuencia de extracción).

Escoja el comando 3D Objects del menú Format, o haga click en la barra de herramientas, para abrir la ventana Format 3D Objects. Escoja el campo Color en la ventan y cambie la selección de Columns a PHASE o SEQUENCE. Haga click en los botones Apply o OK para ver la sección de acuerdo a los colores de la nueva leyenda.

Note que cuando algún modelo es cargado en el visualizador de modelos, puede usar el comando Data | Import para exportar el modelo de bloques.

Examine el tajo final en una vista 3DEscoja la opción "Ultimate Pit" y luego el botón Surface del Panel de control para abrir una ventana 3D View, llamada "NPVS Surface". La ventana desplegara la topografía inicial, al inicio en una vista de planta. Experimente con la vista, por ejemplo:



Haga click con el botón derecho para desplegar un menú contextual y pruebe con las opciones

disponibles.


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Note que cuando cualquier superficie esta cargada en el visualizador de superficies, puede usar el comando Data | Import para exportar la superficie en DXF u otros formatos de Wireframes.

Examine los contornos del tajo finalEscoja el botón Contour del Panel de Control para abrir la ventana Pit Contour. Las herramientas aquí funcionan de la misma manera que en versiones anteriores de NPV Scheduler. Para experimentar con las vistas, escoja el comando Surface Control del menú Options, y cambie las configuraciones en la ventana Display Settings. Use el botón Apply para implementar los cambios que vaya haciendo.

Examine las fases en una vista 3DEscoja la opción "Phases" y haga click en el botón Surface del panel de control para abrir una ventana 3D View titulada "NPVS Surface: Surface 1". Cambie de fase usando los comandos Next Surface y Previeus Surface del menú Views o de la barra de herramientas.

Examine los contornos de las fasesEscoja la opción "Phases" y haga click en el botón Contour del panel de control para abrir la ventana Pit Contour. Use Display Options para cambiar la fase que esta viendo actualmente.

G ráficos de la secuencia de extracciónEscoja la opción "Sequence" y luego el botón Chart del panel de control para abrir una ventana NPVS Chart. Experimente con el diagrama, por ejemplo:

Ubique el puntero del mouse sobre la curva. Después de un breve momento, se verá el valor.

Arrastre el mouse apretando el botón izquierdo a la izquierda o derecha para redimensionar el cuadro. Para retornar al tamaño original, use el comando Zoom out del menú Chart, o en la barra de herramientas.

Cambie el tipo de cuadro con el comando Type del menú Chart, y la ventana Chart Types.

Cambie otras variables usando el comando Variables, del menú Chart.

Gráficos de las fasesEscoa la opción "Phases" localizada al lado de la opción "Sequence" y escoja el botón Chart del panel de control para abrir una ventana NPVS Chart.

Examine una hoja de calculo para el reporte de la secuencia de extracciónEscoja la opción "Sequence" y luego el botón Sheet del panel de control para abrir un reporte NPVS Spreadsheet.

Redimensione la hoja y las fuentes con los comandos Zoom in y Zoom out del menú View. Para regresar la tamaño original use el comando View | 100%

Cambie las propiedades de la hoja de calculo con el comando View | Properties y la ventana Display Settings.

Examine una hoja de calculo para el reporte de las fasesEscoja la opción "Phases" localizado junto a la opción "Sequence" y luego el botón Sheet del panel de control para abrir un reporte NPVS Spreadsheet.


Generando PushbacksDebe tener instalado NPV Scheduler, NPV Scheduler+ o NPV Scheduler+MFO para usar este tutorial.

En este ejercicio aprenderá paso a paso los procedimientos involucrados en la generación de puschbacks.


Antes de empezar Si aun no lo ha hecho, genere el tajo final.

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Escoja el campo Puschbacks del panel de control

Configurando los parámetros de los PushbacksHaga click en el botón Settings para desplegar la ventana Pushback Settings.

1. Escoja el campo Options. Marque "Make the last pushback reach the final pit shell", dejando las demás opciones sin marcar, y establezca los parámetros como sigue.

2. Escoja el campo Control. En las variables de control seleccione TotalOre y escoja el botón Delete en la barra de dialogo.

3. Escoja el botón New Variable y escriba MillOre en el espacio seleccionado.

4. Escoja el botón Parameters próximo a la caja de variables. En la ventana Control Variable Parameters, establezca el coeficiente de SULF1-Mill como 1.0, y los demás coeficientes como 0.0. Escoja OK para regresar a la ventana Pushback Settings.

5. Seleccione 1 de la lista "Pushback" y haga click en el botón Edit para abrir la ventana Pushback Parameters. Seleccione el valor de "Minimum value" (Por defecto hay solo una entrada correspondiente a al variable de control MillOre en esta ventana) y escriba 4,000,000. Escoja el botón OK para cerrar la ventana Pushbacks Parameters.

6. Escoja el campo Advanced. Incremente el valor de Maximum temporary pit number to 200.

7. Haga click en OK.

Con esta configuración se le ha indicado al programa que genere hasta 10 pushbacks, cada uno conteniendo un mínimo de 4,000,000 de toneladas de mineral que va a molienda, con un acceso mínimo de 30 metros. Cualquier área remanente con un tamaño menor a 200 bloques (aprox. 500,000 toneladas) será unida al pushback adyacente.

Generando los pusbacks1. Escoja el botón Run del panel de control para generar los pushbacks.

2. Cuando el programa termine, escoja el campo Pushback en el panel de reportes para ver las estadísticas de los pushbacks.

Examinando el modeloEscoja el botón Model del panel de control para abrir la ventana llamada "NPVS Resul Model".

Este modelo es similar al que se vio en el tajo final, excepto de que se le ha agregado un campo adicional llamado PUSHBACK que para cada bloque define el numero de pushback al que este bloque pertenece.

La ventana tiene muchos campos donde se pueden ver varias secciones y una vista en 3D.

Experimente con estas vistas, por ejemplo:

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Escoja el campo Data en la ventana y observe las coordenadas de la celda, y los parámetros que incluyen VALUE, PHASE, SEQUENCE, y PUSHBACK.

Escoja el comando 3D Objects del menú Format, o haga click en la barra de herramientas, para abrir la ventana Format 3D Objects. Escoja el campo Color en la ventan y cambie la selección de Columns a PUSHBACK. Haga click en los botones Apply o OK para ver la sección de acuerdo a los colores de la nueva leyenda.

Examine los pushbacks en una vista 3DEscoja el botón Surface del panel de control para abrir una ventana 3D View titulada "NPVS Surface:

Surface 1". Cambie de fase usando los comandos Next Surface y Previeus

Surface del menú Views o de la barra de herramientas.




Escoja el comando Surface del menú Format y en la ventana Format escoja la leyenda

Shades of Gray de la lista de leyendas. Haga click en OK para cerrar la ventana.

Examine los contornos de los pushbacksEscoja el botón Contour del Panel de Control para abrir la ventana Pit Contour. Las herramientas aquí funcionan de la misma manera que en versiones anteriores de NPV Scheduler. Para experimentar con las vistas, escoja el comando Surface Control del menú Options, y cambie las configuraciones en la ventana Display Settings. Use el botón Apply para implementar los cambios que vaya haciendo.

Gráficos de los pushbacksEscoja el botón Chart del panel de control para abrir una ventana NPVS Chart. Experimente con el diagrama, por ejemplo:





Examine una hoja de calculo para el reporte de la secuencia de extracciónEscoja el botón Sheet del panel de control para abrir un reporte NPVS Spreadsheet.




Optimizando la planificación de producciónDebe tener instalado NPV Scheduler, NPV Scheduler+ o NPV Scheduler+MFO para usar este tutorial. En este ejercicio aprenderá paso a paso los procedimientos involucrados en la generación de calendarios producción.


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Antes de empezar Si aun no lo ha hecho, genere los pushbacks.

Escoja el campo Schedules del panel de control

O bjetivos de planeamientoEl tajo final contiene aproximadamente 50 millones de toneladas de mineral que va molienda (SULF1-Mill) y con una capacidad del molino de 14,000 tpd dan a la mina, una vida de aproximadamente 10 años. Nuestro objetivo primario es mantener la alimentación al molino a 14,000 tmd. También necesitamos mantener la tasa minado dentro de limites razonables.

Podemos hacer esto manteniendo la relación (Waste + Leach Ore) / (Mill Ore) constante. Para este ejercicio usaremos los siguientes objetivos y metas:

1. Maximizar la alimentación de mineral tipo SULF1 al molino hasta su máxima capacidad de 14,000 tpd (5,110,000 tpa).

2. Una tasa minado de 33,600 tpd como máximo, con un objetivo promedio de 29,000 tpd.

Una tasa de minado (Waste + Leach + Mill) de 33,600 corresponde a una "tasa de minado" (Waste + Leach)/Mill de 1.40. Esto es similar al strip ratio pero en este caso hemos incluido la mena de lixiviación como "estéril" con el propósito de calcular la tasa de minado.

Configurando los parámetros de planeamientoHaga click en el botón Settings para desplegar al ventana Schedulling Settings.

Escoja el campo Time.

1. Marque el atributo SULF1-Mill, y deje el resto sin marcar. Establezca la tasa de explotación como 5,110,000.

El objetivo de planeamiento primario, la tasa de alimentación al molino, es usado para medir el tiempo. En otras palabras 5,110,000 toneladas de SULF1-Mill equivalen a 365 días, o 1 día = 5,100,000 / 365 = 14,000 toneladas.

Escoja el campo Targets.

1. Escriba 365 en "Time units for scheduling"

2. El área "Select target variables" lista las variables que se han definido como objetivos. Cualquier variable puede ser activada (usada en la optimización) o desactivada (ignorada para la optimización) marcando o desmarcando la caja que esta junto al nombre de la variable. Para este ejercicio, primero borre todas las variables de la caja y luego haga clic en el botón Add para abrir la ventana Define target.

3. Escriba MiningRatio en "Targer label". Marque Ratio para definir el tipo. Defina los coeficientes como sigue:

Nosotros hemos definido los coeficientes en una ecuación tipo ratio, así que MiningRatio = (Rock - Mill) / Mill y ya que Rock = (Waste + Leach + Mill), entonces MiningRatio = (Waste + Leach) / Mill. Configurando a Rock = 33,600 y Mill = 14,000, entonces Mining Ratio = (33,600 - 14,000) / 14,000 = 1.4.

4. Escoja el botón Display para examinar la definición de MiningRatio.

5. Defina "Bounds an target values by period" como sigue:

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La meta puede ser variada periodo a periodo si se requiere. Usando un tiempo final de 100 periodos, estamos estableciendo justo una meta que se aplica a la vida de la mina. Nuestra meta de tasa de minado de 29,000 es equivalente a una tasa de minado de 1.07.

Configurando metas de esta manera tiene el efecto de mantener la tasa de minado lo mas cerca posible a 29,000 tpd por el mayor tiempo posible - además se espera que pueda llegar hasta un máximo de 33,600 durante la vida de la mina.

6. Haga click en OK para cerrar la ventana Define Target. Hemos definido solo un objetivo, pero podemos definir muchos objetivos mas repitiendo los pasos 2 hasta el 6. como objetivos de blending de mineral, leyes o contenido metálico producido.

Escoja el campo Options1. Marque "Generate mining sequence for stockpile optimización" y escoja la opción "Default" para el archivo

de Pushbacks.

2. Establezca "Concurrente pushbacks" como 3.

3. Establezca "Maximum tree size" como 250,000

4. Establezca "Number of atoms" como 5

5. Deje los demás parámetros con sus valores por defecto

6. Haga click en OK

Generando los Calendarios1. Escoja el botón Run del panel de control

¿Que esta haciendo el programa? El programa usa una técnica conocida como Programación Dinámica para construir un "árbol" de soluciones factibles y entonces corta el árbol hasta encontrar la solución optima.. Esta no satisfacerá todos los objetivos en todos los periodos necesariamente; es mas, es posible que no exista ninguna solución que sea factible - el programa nos dirá que es lo que se está haciendo para alcanzar las restricciones especificadas.

¿Cuánto demora optimizar el calendario? Depende de la computadora que se esté usando, esta optimización podría tomar 20 minutos para completarse. El tiempo empleado es difícil de predecir ya que depende de muchos factores. Por ejemplo un pequeño cambio en la geometría de los pushbacks puede incrementar o disminuir significativamente este tiempo. La configuración del campo Options también puede tener un efecto significativo en el tiempo para encontrar la solución optima.

2. Cuado el programa termine, cambie a al campo Schedules en el panel de reportes para ver un resumen del reporte del planeamiento. Note que este calendario nos da un NPV de $132.5m.

Si experimenta algún problema al aplicar estos objetivos de producción a su proyecto, intente incrementar el MiningRatio máximo, hasta que el calendario sea alcanzado.

Gráficos del calendarioEscoja el botón Chart del panel de control para abrir una ventana NPVS Chart. Experimente con el diagrama, por ejemplo:




Cambie otras variables usando el comando Variables, del menú Chart:

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Examinando el modeloEscoja el botón Model del panel de control para abrir la ventana llamada "NPVS Resul Model".

Este modelo es similar al que se vio en el tajo final y los pushbacks, excepto de que tiene dos campos adicionales llamados STRIP_A y STRIP_B que para cada bloque define el periodo inicial y final en que se mina este bloque, de acuerdo con el calendario de producción.

La ventana tiene muchos campos donde se pueden ver varias secciones y una vista en 3D. Experimente con estas vistas, por ejemplo:



Escoja el campo Data en la ventana y observe las coordenadas de la celda, y los parámetros que incluyen VALUE, PHASE, SEQUENCE, PUSHBACK, STRIP_A, y STRIP_B.

Escoja el comando 3D Objects del menú Format, o haga click en la barra de herramientas, para abrir la ventana Format 3D Objects. Escoja el campo Color en la ventan y cambie la selección de Columns a STRIP_A. Haga click en los botones Apply o OK para ver la sección de acuerdo a los colores de la nueva leyenda.

Examine los tajos periodo a periodo en una vista 3DEscoja el botón Surface del panel de control para abrir una ventana 3D View titulada "NPVS Surface: Surface 1". La ventana mostrara la superficie de minado después del año inicial, en una vista de planta. Experimente con la vista, por ejemplo:

Cambie de fase usando los comandos Next Surface y Previeus Surface del menú Views o de la barra de herramientas.

Mueva el puntero del mouse alrededor de la vista mientras mantiene apretado el botón

izquierdo para rotar la superficie en varias direcciones.




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Examine los contornos de los tajos periodo a periodoEscoja el botón Contour del Panel de Control para abrir la ventana Pit Contour. Las herramientas aquí funcionan de la misma manera que en versiones anteriores de NPV Scheduler. Para experimentar con las vistas, escoja el comando Surface Control del menú Options, y cambie las configuraciones en la ventana Display Settings. Use el botón Apply para implementar los cambios que vaya haciendo.

Examine el reporte en una hoja de calculoEscoja el botón Sheet del panel de control para abrir un reporte NPVS Spreadsheet.




Optimizando stockpilesDebe tener instalado NPV Scheduler+ o NPV Scheduler+MFO para usar este tutorial.

En este ejercicio aprenderá paso a paso los procedimientos involucrados en la optimización de stockpiles.

Estas instrucciones están basadas en el proyecto de ejemplo Cooper Gold Mine que viene con el programa. Los archivos pueden ser encontrados en la ruta .\Earthworks\Examples\NPV

Scheduler Tutorials que se encuentra en el directorio donde se ha instalado NPV Scheduler.

Antes de empezar Si aun no lo ha hecho, genere los calendarios.

Escoja el campo Stockpiles del panel de control

Escenario de los StockpilesEl calendario de minado creado en el ejercicio anterior estaba basado en una capacidad instalada de molienda de 14,000 tpd y una tasa de minado de 33,600 tpd. Esto producirá un flujo variable de mineral de lixiviación a los leach pads. Mientras que este flujo variable de mineral de lixiviación es algo aceptable solo cuando no será previamente chancado (Run-ofmine), en este caso tenemos una capacidad de la chancadora es de 2200 tpd. En vez de enviar el exceso de mineral de lixiviación al botadero, creamos un stockpile para mineral de tipo SULF2, el cual puede ser utilizado para alimentar el chancador de mineral a lixiviar.

Configurando los parámetros para los stockpilesHaga click en el botón Settings para mostrar la ventana Stockpiling Settings

1. Escoja el campo Parameters.

2. Escriba 10 en "Anual discounting" y 005,000,000 en "Mining rate for prestripping". Observe que puede variar los precios, costos de minado, y tasas de descuento con el tiempo. Para este ejercicio, deje los valores por defecto de estos factores de ajuste sin modificar de modo que los precios y costos sean constantes en el tiempo.

3. Escoja el campo Stockpiles.

4. Limpie todas las entradas que están en la lista. Para borrar una entrada, selecciónela y haga click en el botón Delete.

5. Haga click en el botón New y escriba S2 en el área seleccionada. Este será el nombre del stockpile para almacenar mineral que será enviado al chancador de mineral a lixiviar.

Haga click en el botón Parameters.

6. En la ventana Define S2, escoja el campo Ore Types. En "Accepted ore types" seleccione SULF1, y escoja el botón Delete.

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El stockpile S2 solo aceptara mineral de tipo SULF2.

7. Escoja el campo Basics. Establezca los valores de capacity, rehandling cost, y maximum reclaim rate para el stockpile según se muestra abajo. Observe que puede variar el valor de maximum reclaim rate con el tiempo, y las recuperaciones de los productos, pero no

use estas opciones para este ejercicio.

El stockpile tiene una capacidad de 10 millones de toneladas, el costo de manipuleo (carguío y acarreo al chancador) es $0.10 por tonelada con una tasa de extracción de 803,000 (=2200 tpd). También pude ajustar la recuperación de los productos que se extraen del stockpile y ajustar la tasa de extracción por periodo.

8. Escoja las campos Cutoffs y Initial State para revisar las opciones disponibles aquí, pero no cambie la configuración por defecto. Estas opciones adicionales le permiten establecer una ley mínima para el mineral que va al stockpile, y definir el contenido inicial de los stockpiles si estos ya existiesen. Haga click en OK para cerrar la ventana Define S2.

9. Elija el campo Constraints.

10. Limpie las entradas en la caja tal como hizo en la definición de stockpiles. Haga click en el botón New, escriba 100 (definirá solo un juego de restricciones para el periodo que empieza en el tiempo 1 y se extiende hasta el final de la vida de la mina) en el área seleccionada, y escoja el botón Parameters.

11. Escoja el campo Processing Capacity. Establezca las capacidades de procesamiento como sigue:

La capacidad de molienda es la misma que definimos en el calendario original, pero ahora hemos aplicado también la capacidad del proceso de lixiviación, la cual esta controlada por la capacidad del chancador de mineral de lixiviación que es de 2200 tpd (=803,000 tpa)

12. Revise los otros campos de la ventana para definir otras restricciones que puede definir. Cuando haya terminado, haga click en OK.

13. De vuelta en la ventana Stockpiling Settings, escoja el campo Options.

14. Haga doble click en MiningRatio en "File", de modo que MiningRatio sea visible en "Mining sequence imputa file". Note que el Planificador ha generado dos secuencias de minado, NPV y MiningRatio, y puede usar cualquiera de estas para la optimización de stockpiles.

15. Marque la opción "Check stockpiling strategy for fixed mining rates".

16. Escoja el campo Grades. Aquí puede subdividir los tipos de mineral en categorías, de acuerdo a las leyes de los productos. Para la optimización de stockpiles con tasas de minado fijas, definir categorías de leyes es opcional pero útil ya que frecuentemente ayuda a incrementar el NPV al permitir al programa distinguir entre el mineral de mayores y menores leyes. Para optimización del mine flow, definir categorías por leyes es un prerrequisito para realizar la optimización por leyes de corte.

17. Doble click sobre CU en "Available product", de modo que CU se muestre en "Calculate equivalent grade for". En este caso, CU es el producto mas importante, así que lo escogemos para quien se calcule su ley equivalente. Como resultado, las leyes de CU permanecerán inalteradas y las leyes de AU serán recalculadas como leyes de CU equivalente.

18. Establezca los cutoffs máximos y el numero de categorías de leyes como sigue:

Maximum Number

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Optimizando los Stockpiles1. Escoja el botón Run del panel de control

2. Cuando el programa haya terminado, escoja el campo Stockpiles en el panel de reportes.

Note que si ya ha usado el optimizador de stockpiles, un reporte antiguo aun se mostrara.

En este caso, escoja el comando Format | Report | Stockpiling y en la ventana Stockpiling Report Options seleccione SpReport-MiningRatio en "Schedule".

Note que puede cambiar el contenido del reporte de texto de Stockpiles usando el comando

Format | Report | Stockpiling.

Este cuadro muestra que hemos logrado una alimentación constante para el material de lixiviación que va a la chancadora (azul) al adicionar al mineral extraído de la mina con mineral proveniente del stockpile S2 (rojo). La alimentación al molino es también constante (verde).

G ráficos del los stockpilesSeleccione SpReport-MiningRatio y escoja el botón Chart del panel de control para abrir una ventana NPVS Chart. Experimente con el diagrama, por ejemplo:

Ubique el puntero del mouse sobre la curva. Después de un breve momento, sé vera el valor.








Optimizando el mine flowDebe tener instalado NPV Scheduler+MFO para usar este tutorial.

Si aun no lo ha hecho, complete el tutorial de Optimización de Stockpiles

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Crear un nuevo caso para los stockpiles1. Escoja el botón Edit Case que esta sobre el panel de control, y expanda el árbol de casos de estudio

totalmente haciendo click en el icono hasta que se vea el caso Stockpiles 1.

2. Seleccione Stockpiles 1 en el árbol de casos de estudio y escoja el botón New Case.

3. Escriba Mine Flow en el nombre del nuevo caso.

4. Escoja Close.

5. Coloque el mouse sobre la barra que divide el panel que esta debajo del botón Edit Case y arrástrela hacia abajo para mostrar todo el árbol de casos de estudio.

6. Seleccione el caso Mine Flow y escoja el botón Select Case.

Escoja el campo Stockpiles del panel de control y haga click en el botón Settings para despegar la ventana Stockpiling Settings.

Optimizar el mine flowEn este ejercicio agregaremos un segundo stockpile de gran capacidad para el mineral SULF1.

Debido a que las capacidades de procesamiento de molienda y lixiviación son fijas, la gran capacidad de almacenamiento en el stockpile permitirá al programa incrementar (o disminuir) la tasa de minado y las leyes de corte para determinar cual mine flow permitirá alcanzar el NPV mas alto posible para la mina. El programa aplica la teoría de Lane sobre optimización de leyes de corte.

Estableciendo los parámetros del mine flow1. En el campo Copy, expanda el árbol de casos hasta mostrar Stockpiles 1 y Mine Flow.

Seleccione Stockpiles 1 y escoja el botón Copy. Esto copiara la configuración del caso Stockpiles 1 hacia el que hemos seleccionado (Mine Flow).

2. Escoja el campo Stockpiles, seleccione S2 y entonces escoja el botón Parameters para revisar las configuraciones del ejercicio anterior.

3. Regrese al campo Stockpiles y haga click en el botón New y escriba S1 en el área seleccionada. Este será el nombre del stockpile para el mineral SULF2. Haga click en el botón Parameters.

4. En la ventana Define S1, escoja el campo OreTypes. En "Accepted ore type" seleccione SULF1 y escoja el botón Delete.

El stockpile S1 acepta solo el tipo de mineral SULF1.

5. Escoja el campo Basics. Establezca los valores de capacity, rehandling cost, y maximum reclaim rate para el stockpile según se muestra abajo:

El nuevo Stockpile tiene una capacidad de 25 millones de toneladas, el costo de manipuleo (carguío y acarreo al chancador) es $0.10 por tonelada con una tasa de extracción de 5,110,000 (=14,000 tpd).

6. Cierre la ventana Define S1.

7. Escoja el campo Constraints y escoja el botón Parameters.

8. Escoja el campo Processing Capacity. Las capacidades de procesamiento permanecerán inalteradas y deben aparecen como sigue:

9. Escoja el campo Mining.

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10. Establezca el valor de "Maximum number of mining rate evaluations per period" como 80.

11. Establezca el valor de "Maximum number of NPV evaluations per period" como 100.

12. Establezca la máxima tasa de minado como sigue:

13. Escoja el campo Options y marque "Optimize mining rates and cutoff grades".

14. Haga click para cerrar la ventana.

Optimizando el mine flow1. Escoja el botón Run del panel de control.

2. Cuando el programa haya terminado, escoja el campo Stockpiles en el panel de reportes.

Escoja el comando Format | Report | Stockpiling y en la ventana Stockpiling Reports Options seleccione GrReport-NPV en "Schedule".

Note que puede cambiar el contenido del reporte de texto de los Stockpiles usando el comando Format | Report | Stockpiling.

Tome nota de los valores de NPV. El NPV para el caso anterior Stockpiles 1 (usando una ley de corte y una tasa de minado constante) fue $132.5 m. La optimización del mine flow ha incrementado el NPV en aproximadamente $4 m.

Gráficos del los stockpilesSeleccione GrReport-MiningRatio y escoja el botón Chart del panel de control para abrir una ventana NPVS Chart. Experimente con el diagrama, por ejemplo:

Ubique el puntero del mouse sobre la curva. Después de un breve momento, sé vera el valor.



Cambie otras variables usando el comando Variables, del menú Chart. Por ejemplo:

Remueva todas las variables que están en la caja "Display" en la ventana Select Variables to Chart, seleccione la variable Mine Output - Total Rock en la caja "Data set variables", haga click en el botón Incremental de modo que la variable se muestre en "Display box". Haga click en OK para cerrar la ventana.

Repita la operación anterior, pero ahora mueva las variables Mine to Mill - Opt CO. Sulf1 y Mine to Leach - Opt. Sulf1. Compare las leyes de corte optimas con las leyes de corte económicas que están en la parte inferior del campo de reporte Economic Model.

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DISEÑO DE LOS LIMITES PARCIALES DE UN TAJO ABIERTO

FACTORES ó ELEMENTOS BÁSICOS DE DISEÑO Los factores ó elementos básicos, claves para el diseño de los límites parciales de un Tajo Abierto son tres :

La relación de desbroce - stripping ratio (SR).

El ángulo de talud del tajo.

La ley mínima explotable - cut off.

El objetivo del planeamiento y diseño es optimizar la interelación de estos elementos.

LA RELACION DE DESBROCE Ó STRIPPING RATIO "SR"

Es la relación ó cociente de dividir el número de toneladas de desmonte quese extraen para minar una

tonelada de mineral.

La relación de desbroce se divide en 2 :

RELACION CRITICA DE DESBROCE (RCD).

RELACION FINAL DE DESBROCE (RFD) ó RELACION ECONOMICA DE DESBROCE (RED).

Estas relaciones no son constantes ó fijas sino que varían dinámicamente por factores como: cambios de los costos de minado, remoción, tratamiento, precios de metales, dimensionamiento de equipos, etc. Por ello es recomendable, que los diseñadores deben revisar, corregir y ajustarlos en los planeamientos.

RELACION CRITICA DE DESBROCE (RCD) Indica el punto de equilibrio económico entre el minado a tajo abierto y el subterráneo. Es decir establece la aplicabilidad del límite del método de explotación superficial también se denomina :

Por ejemplo si tenemos como datos :

Costo de minado subterráneo / ton. de mineral = US$ 5.04

Costo de minado open pit / ton. de mineral = US$ 0.70

Costo de remoción estéril / ton. de estéril = US$ 0.6649

N° de Ton. Desmonte R.D = N° de Ton. Mineral

Costo de minado Costo de minado Subterráneo/ton. Mineral Superficial/ton. MineralR.C.D. = ------------------------------------------------------------------------------------

Costo de remoción / ton. desmonte

Costo de minado __ Costo de minadoLIMITE Subterráneo/ton. Mineral Superficial/ton. MineralEXPLOTACION = ---------------------------------------------------------------------------------------------SUPERFICIAL Costo de remoción / ton. estéril

LIMITE EXPLOTACION SUPERFICIAL = 6.58 : 1RELACION ECONOMICA DE DESBROCE (RED) Esta relación se aplica tan sólo a la superficie última de pit. Es decir la relación que debe haber entre el desmonte y mineral al final de la explotación ó cuando alguna zona del tajo está siendo agotado.

Siendo por consiguiente su valor menor que larrelación de desbroce, de lo contrario no habría ganancia. Su fórmula es:

Ejemplo :Valor recuperable por tonelada de mineral = US$ 11.36

Costo de producción por toneladas de mineral = US$ 7.76

Costo de remoción por toneladas de desmonte = US$ 0.70

Relación económica de desbroce = 5.14 : 1El costo de producción incluye todos los costos hasta la obtención del metal refinador menos el costo de desbroce.

Si la empresa fija una GANANCIA Aínima, se incluye este factor en la fórmula que será :

EjemploValor recuperable por toneladas de mineral = US$ 16.79

Costo 9e producción por toneladas de mineral = US$ 11.93

Utilidad ó ganancia mínima por toneladas mineral = US$ 2.98

Costo de remoción por toneladas de desmonte = US$ 0.72

Relación final de desbroce = 2.61 : 1Para cada sector, zona del tajo abierto se calcula la Relación Final que soportará una máxima cantidad de desmonte. La zona de Alta ley de mineral tienen el efecto de expandir el TAJO mientras que las de baja ley las contrae, esto es verdad solo hasta que la relación final no sea mayor que la relación crítica de desbroce, que es el límite económico entre Tajo Abierto y el Método Subterráneo.

EL ANGULO DEL TALUD DEL TAJO TALUDEs el ángulo de reposo que pueden tener las paredes tanto del tajo, como de los bancos, sin ocasionar peligros de derrumbes. Este factor es uno de los más difíciles de determinar en su grado optimo, ya que puede variar por otros motivos. Se tiene los siguientes Talud final del tajo.

Talud de operación ó talud de trabajo del tajo.

Talud de banco.

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Valor recuperable - Costo de producción / ton. mineral / ton. Mineral

R.E.D. =Costo de remoción / ton. de desmonte

Valor recuperable - Costo de producción - Utilidad / ton. de / ton. mineral / ton. Mineral mineral

R.F.D. = --------------------------------------------------------------------------------------- Costo de remoción / ton. de desmonte

El diseño de taludes económicos y estables es una técnica que se aplica en el minado superficial desde la exploración hasta el final de la operaciones de extracción y reforestación. Las especialidades que conforma esta técnicas son: geología estructural, mecánica de rocas, mecánicas de suelos, sismología y matemáticas.

El fundamento del estudio y aplicación de la Estabilidad de Taludes, para optimizar la economía de la mina en conformidad con la competencia de la roca para permanecer estable y minimizar la ocurrencia de fallas.

Los efectos económicos de un correcto diseño de ángulo de talud son:

1° Reducción de la relación de desbroce.2° Reducción de costos.3° Posible incremento de reservas de mineral.a) TALUD DE BANCO Es la línea trazada desde la CRESTA del banco hasta el piso (TOE), es válido solamente para ese banco. También es la inclinación de la pared de banco. Varía entre 65° - 90° , el talud mínimo de banco es 0.5 : 1 (63°30').

El talud de banco esta determinada por las características físicas de las rocas y por la condición de operación , especialmente por el tipo de voladura, puede variar de acuerdo a la forma de perforación.

Es casi imposible eliminar por completo los pequeños deslizamientos locales de las paredes de los bancos, a no ser que se opere con un talud excesivamente echado.

b) TALUD DE OPERACIÓN ó TALUD DE TRABAJO DEL TAJOEs el talud del tajo durante los primeros años de operación. Determina la geometría del tajo durante en los años iniciales de minado hasta que la explotación se acerca a la paredes finales. Está definido por la relación ANCHO - ALTURA del banco. Generalmente varía entre 20° - 30°, por lo que no ofrece mayores riesgos.

El talud del trabajo del tajo varía dependiendo de acuerdo a las necesidades de operación (ANCHO: para pala, ferrocarril, rampas de acceso, etc).

Diseño de pit con Software

Herramienta de expansión de Pit

Para la planificación de mina, Pit Expansion Tool (Herramienta de la expansión de pit en MineSight) le permite al planificador de mina hacer lo siguiente:

A. Pulir los contornos de bloque entero de los repliegues de pit DIPPER y crear líneas de pie y cresta.B. Expandir un pit hacia arriba o abajo, hacia dentro o fuera de un contorno de nivel base del pie de

acuerdo a la(s) altura(s) de banco especificadas y las especificaciones de talud de interrampa/ángulo de faz de banco o las especificaciones de ancho de captura de banco/ángulo de faz de banco.

C. Usar taludes variables o anchos de bermaD. Mostrar pies solamente o pies y crestas de cada nivel de expansión.

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E. Editar un pit a la vez que se expande.F. Triangular los contornos de pit.G. Agregar carreteras con o sin caminos de retroceso a la expansión.H. Agregar bermas de seguridad.I. Agregar ranuras para las bandas transportadoras.J. Proveer campo para los anchos de minado adecuados.K. Usar geometría de embancamiento doble/triple etc.L. Expandir de banco por banco o muchos bancos a la vez.M. Producir superficies mostrando la geometría de pit al final de cada fase minera en la vida completa

de la mina.

Los diseños de fase producidos interactivamente con la Pit Expansion Tool (Herramienta de expansión de pit) proveen la base para los sumarios de reserva minables y la programación anual.

Talud de Pit de interrampa y criterio de ancho de captura de banco

El ingreso de los siguientes ítems interrelacionados pertinente al diseño de talud es permitido:

Ancho de captura de banco (W) (También referido como el Berm Width/Ancho de berma) Altura de banco (H)Angulo de faz de banco (B) (También referido como el Bank Angle/ Angulo de banco)Angulo de talud de interrampa (I) (También referido como el Default Slope Angle / Angulo de talud por defecto)

La siguiente fórmula especifica la interrelación entre estos ítems:

W = H(1/tan I - 1/tan B), donde I y B están en grados.Tiene dos opciones:

A. Definir la faz constante o variable y talud de pit, y dejar que MineSight determine el anchode berma basado en la altura debanco particular. Todavía puede definir el valor del anchode berma mínimo (también constante o variable), que será honorada primero.

B. Definir talud de faz constante o variable y el ancho de berma, y dejar que MineSight calcule el talud del pit basado en dada altura de banco.

Puede asignar un talud de pit máxima (constante o variable), que será honorada primero.

Abrimos el MS3D y creamos la carpeta dipper donde vamos a importar los vbms que contienen los diferentes Pits.

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Orientación del plano obviamente horizontal

Creamos los diferentes pit con la herramienta pit expansion a partir de los vbms importados del MS COMPASS previo a ello creamos un OG en modo edición donde me contendrá el pit .

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Definimos el nivel a partir del cual vamos a definir el pit como se muestra en la figura abajo descrita.

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Un total de 26 pasos para la expansión del pit a partir del nivel 3745.

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Definimos el tamaño de banco, ángulo de talud y el ángulo del talud final el valor de berma será calculado.

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Que inicie en el nivel 3745 y que tenga un ancho de 30m. Con una pendiente positiva de 0.1.

Definimos las carreteras de acceso al interior del pit en la lengüeta Roads

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Teclee ejercicio en la casilla de Save parameter set (Conservar conjunto de parámetro). Haga clic en Save (Conservar). Toda la información de ingreso está almacenada en el ejercicio.

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Regrese a la ficha de Expansion y haga clic en Preview (Previsualizar). Mire los resultados, y si le parecen aceptables, haga clic en Apply (Aplicar).En la pantalla, verá los contornos del pie (azul) y de la cresta (morado) (cierre el aspecto 750 si desea).

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Finalmente le damos un click en el botón triangular el pit y se trangula el OG que contiene el pit. De igual modo con los demas pits.

contornos de pie-cresta. Usaremos uno de los pits triangulados en este ejemplo. Abra el

pittriangulado y la superficie trangulada.

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Seleccione tritopo como la “Primary Surface” (Superficie primaria) y el pit50 como la “Secondary Surface” (Superficie secundaria). Seleccione Cut Surface (Superficie cortada) y haga clic en Preview (Previsualizar).

El resultado aparecerá de color amarillo pálido y mostrará el pit fusionado en la topografía.

SISTEMAS DE TRANSPORTE EN TAJO ABIERTO

MEDIOS DE TRANSPORTE Y SUS CARACTERISTICAS

Existen variedad de medios para el acarreo y transporte del mineral - desmonte en los tajos abiertos, siendo algunos de ellos:

A. El transporte por trenes

B. El transporte por camiones

C. El uso de fajas transportadoras

D. El transporte con moto traíllas “SCRAPERS”

E. El transporte con tractores (DOZERS)

F. El transporte hidráulica o por tuberías

G. El izaje inclinado con SKIPS

H. Transporte por chimeneas y túneles, etc.

Los medios de transporte mas comunes son:

LOCOMOTORASUn tren se usa en:

Tajos poco profundos

Gradiente 0.5 - 1.5%

Distancias mayores más de 3Km

Alta producción

Costo menor por tonelada que los camiones

Frecuencia mínima de movilidad.

Costo de mantenimiento de vías es mayor

Puede cargar y transportar cualquier material

Alto costo de inversión.

Se resume en lo siguiente

Aplicable a grandes volúmenes de producción, grandes distancias, bajos costos de transporte.

La vía férrea debe cumplir estrictamente especificaciones de ingeniería

Tiene un alto costo de inversión

No son aplicables a pendientes mayores de 3%

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Pueden transportar cualquier tipo de material

VOLQUETES Requiere de buenas carreteras para minimizar los costos en llantas

Aplicables a pendientes altas

Son limitadas económicamente a distancias de 4Km

Son móviles y flexibles.

FAJAS TRANSPORTADORAS Son transportadores de alto volumen, largas distancias y bajos costos.

Son difíciles y costosas de moverlas

Tiene un alto costo de inversión

Pueden transportar en pendientes altas hasta 40%

El material requiere su fragmentación a tamaños pequeños para dar una buena vida a la faja.

MOTOTRAILLAS “SCRAPERS” Requiere de buenas carreteras para minimizar los costos de llantas.

Son rápidos pero limitados, económicamente a distancias de 1.6 Km.

Tiene una excelente movilidad

Limitadas a materiales suaves y fáciles de romper; materiales hasta 24 pulgadas de tamaño.

TRACTORES Son limitados, económicamente a distancias cortas cerca de 500 pies.

Tiene mayor tracción sobre terrenos duros, suaves, húmedos por orugas.

COMBINACION DE SISTEMAS DE CARGUIO Y TRANSPORTEEs recomendable una adecuada combinación entre los medios de carguío y transporte en función a sus capacidades, así:

A. PALA – TREN

B. PALA – CAMION

C. PALA – CAMION – TREN

D. PALA – CAMION – FAJA TRANSPORTADORA

Los ciclos de operación son:

CICLO CAMIONES CICLO TRENES - CARGUIO - CARGUIO

- TRANSPORTE - TRANSPORTE

- DESCARGA - DESCARGA

- RETORNO - RETORNO

- APARCAMIENTO

LOS CAMIONES EN EL OPEN PIT

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El método ó medio de transporte más usado en los tajos abiertos son volquetes, debido a su gran movilidad, flexibilidad, facilidad para vencer pendientes altas, su adaptabilidad a las condiciones de trabajo en diferentes tajos.

TIPOS DE CAMIONESExisten 3 tipos de camiones y son:

CAMIONES CONVENCIONALES (CONVENTIONAL REAR DUMP TRUCK)Son de descarga posterior, la tolva va montado sobre el CHASIS, la cual se levanta por medio de un sistema hidráulico para el vaciado del material por atrás, se clasifica en:

Según el sistema de Transmisión.1. Camiones MECÁNICOS (Capacidad 240 - 300Ton)

2. Camiones ELÉCTRICOS ( Capacidad 200 - 350Ton)

Según sus ejes pueden ser:1. Camiones de 2 ejes, donde uno ó ambos son los ejes de tracción.

2. Camiones de 3 ejes, donde sólo los dos ejes traseros son las motrices.

CAMIONES TIPO TRACTOR - TRAILEREs aquel camión donde la tolva no esta montado sobre el chasis, es jalado por la parte primaria del camión que genera el movimiento y se conoce con el nombre de TRACTOR. Este camión es usado mayormente en los tajos de carbón.

Se clasifica según su descarga:

1. Camiones con descarga posterior (ROCKERS)

2. Camiones con descarga ó vaciado por costado

3. Camiones con descarga ó vaciado por debajo ó inferior

CAMIONES TIPO INTEGRAL BOTTON DUMPSon camiones integrales con descarga inferior, tienen su propio motor. Ver figura que se adjunta.

EL CICLO DE OPERACIÓN DE LOS CAMIONESTciclo = Tc + Tt + Td + Tr

Tciclo = Tf + Tv

Donde:

Tc : Tiempo de carga

Tt : Tiempo de transporte

Td : Tiempo de descarga

Tr : Tiempo de retorno ó regreso

Tf : Tiempo fijo: Tiempo de carga, descarga, otras demoras

Tv : Tiempo variable: tiempo de transporte y retorno.

FACTORES QUE AFECTAN EN EL PERFORMANCE DE LOS CAMIONESLos diferentes factores que afectan en la performance de los camiones son:

Propiedades de material a transportar

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Fuerza de jale ó tipo

La tracción

Resistencia de rodamiento (RR)

Resistencia a la pendiente (RP)

Resistencia al viento (aire)

Condiciones de altura y temperatura

Aceleración

Ciclo de operación

La eficiencia de trabajo (combinado la eficiencia de operación)

Estos factores se agrupan en 2:

FACTORES PARA PRODUCCIÓN Buena fragmentación

Propiedades del material

Condiciones mecánicas, eléctricas del equipo

Habilidad del operador y su eficiencia.

FACTORES DE ACARREO Capacidad de la unidad

Distancia de acarreo

Condiciones de la carretera (pendiente compensada)

Factores climatológicos, etc.

El tamaño OPTIMO del camión para una distancia dada se puede obtener graficando los costos unitarios Vs el tamaño de los camiones y obteniendo el mínimo de la curva. A medida que profundiza el tajo, la distancia la distancia irá aumentando, siguiendo el método anterior, graficar diferentes curvas y se hallan los tamaños óptimos de los camiones para cada banco, estos puntos siguen aproximadamente una LINEA RECTA.

RENDIMIENTO Y FLOTA DE CAMIONESCALCULO DE PRODUCCIÓN HORARIO DE CAMIONES:

# ciclos capacidad Ton/hr= ----------- * ------------------* factor de llenado *eficiencia combinada

Hr ciclo

CAMIONES REQUERIDOS:

PRODUCCIÓN REQUERIDA POR HORANro CAMIONES = --------------------------------------------------

PRODUCCIÓN CAMION POR HORA

FLOTA TOTAL:

# CAMIONES REQUERIDOSTAMAÑO FLOTA = ---------------------------------------

% DISPONIBILIDAD

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NUMERO DE CAMIONES POR PALA60 * CICLO TRABAJO CAMION

Nro CAMIONES POR PALA = -------------------------------------------- +1 CICLO PALA * N° PASES

INDICES DE DISPONIBILIDAD Y UTILIZACIÓN DE EQUIPOS EN TAJOS ABIERTOS

DISPONIBILIDAD MECANICA (D.M.) Mide el tiempo que el equipo está mecánica y eléctricamente operativo.

Es el índice que evalúa la eficiencia del mantenimiento. Muestra el porcentaje para ser usado. Su formula es:

HP – (MP + RME) * 100DM = --------------------------------------

HP

HORAS DISPONIBLESDM = --------------------------------------

HORAS PROGRAMADAS

HP : Horas Programadas para operar el equipoMP : Horas de mantenimiento preventivoRME : Horas de reparaciones mecánicas y eléctricas

DISPONIBILIDAD DEL EQUIPO (DE)Mide el tiempo de trabajo que realiza el equipo. Es el rendimiento de la operatividad. Descontando las demoras fijas. Su formula es:

HP - (MP + RME + DO + OD) * 100DE = -----------------------------------------------------

HP

HORAS DE OPERACIONDE = ----------------------------------------

HORAS PROGRAMADAS

DO : Demoras operativas (accidentes, derrumbes, traslado, equipo)

OD : Otras demoras (falta repuestos, herramientas y charlas de seguridad)

UTILIZACIÓN EFECTIVA DEL EQUIPO (UE)Es el rendimiento neto de la Operatividad del equipo. Llamado utilización neta ó real del equipo. Su formula es:

HP – (MP + RME + DO + OD + DF) * 100UE = -------------------------------------------------------

HP

HORAS TRABAJADASUE = -------------------------------------

HORAS PROGRAMADAS67

DF : Demoras fijas (ordenes, marcación tarjeta, vestuarios, refrigerio, etc)

COSTOS DE PRODUCCIÓN EN LOS TAJOS ABIERTOS

COSTOS DE TRANSPORTE POR CAMIONES:Los rubros más influyentes en los costos de transporte por camiones son:

COSTO POR LLANTAS 40% COSTO DE MANTENIMIENTO 30% COSTO DE LUBRICANTES Y COMBUSTIBLES 20% LABOR Y OPERADOR 10%

COSTOS DE EXPLOTACIÓN A CIELO ABIERTOEn la Revista “MINING” Nov. 1996, por JOHN CHADWICK en el artículo sobre “Carga y Transporte a Cielo Abierto”.

CATERPILLAR informa que ha llevado a cabo los estudios por todo el mundo, en una diversidad de explotaciones mineras, generalmente muestran que “LOS COSTOS DE EXPLOTACIÓN A CIELO ABIERTO” pueden descomponerse en :

ARRASTRE 40% SOSTENIMIENTO 25% CARGA 20% PERFORACIÓN - VOLADURA 15%

COSTO TOTAL DE PRODUCCIÓN EN CIELO ABIERTO:Tomando como base los costos suministrados por CINCO (5) Minas a Cielo Abierto de USA se ha podido confeccionar el siguiente gráfico de porcentajes de costos aproximados:

RUBROS PORCENTAJE- VOLADURA 25%- CARGUIO 10%- TRANSPORTE 34%- CHANCADO 2%- EQUIPOS AUXILIARES 7%- SERVICIOS AUXILIARES 4%- GASTOS GENERALES 18%

TOTAL COSTOS DE PRODUCCION 100%

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Diseño de Tajos Superficial (1)

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