Plan minero y cálculo de equipos

UNIVIERSIDAD DE SANTIAGO DE CHILE

Diseño y Planificación Proyecto Mina Macumba

Proyecto Cielo Abierto

TAMAYA CONSULTING

04/07/2012

Resumen Ejecutivo

Previo a la planificación minera es necesario tener un diseño operativo de las fases, que en particular para la Mina Macumba son 5 fases, en el cual, la fase 1 es la que contiene la mayor cantidad de reservas mineras de cobre en forma de óxidos en casi su totalidad, por el contrario, la fase 5 es la que contiene mayor cantidad de reservas mineras de cobre en forma de sulfuros. Cabe destacar que la ley crítica de diseño para los óxidos es 0.24 % y 0.41 % para los sulfuros, sin embargo, para la planificación minera se usaron las leyes de corte marginales, que para el caso de los óxidos es 0.25 % y 0.56 % para los sulfuros.

La planificación minera se creó de tal manera que el stripping sea lo más breve posible con el objetivo de llegar lo más rápido posible al mineral, que para la Mina Macumba representa 57 Millones de toneladas a un ritmo de extracción de 35 Millones de toneladas por año, teniendo una duración de 19 a 20 meses.

Considerando el diseño de las fases, una vez realizado el prestripping, se debe empezar a explotar primero la fase 1 en conjunto con las fases 2 y 3, debido a que las fases 2 y 3 se pueden interpretar como expansiones de la fase 1, pero para el primer año de operación de la mina se debe remover una gran cantidad de estéril en la fase 1 y una menor medida de estéril en la fase 4, con una extracción de 1.12 Millones de toneladas de mineral de óxido de cobre, en consecuencia, el ramp up es de 1 año de duración.

Entre el Año 2 y Año 6 se tiene una alimentación a plena capacidad de la planta de oxido de cobre (Lixiviación), por el contrario, la planta de sulfuros empieza a operar desde el Año 4 con gran holgura en la operación hasta el Año 6.

En el Año 7 y Año 8 hay una gran cantidad de manejo de mineral de cobre tanto en la forma de óxido como de sulfuro, en el cual las plantas de concentración no son capaces de procesar todo el mineral, por lo tanto, hay una gran cantidad de manejo de mineral hacia el stock, dejando para el Año 9 y Año 10 el envío de mineral de óxido y sulfuro de cobre hacia las respectivas plantas de concentración a plena capacidad.

Los equipos de carguío son 2 palas hidráulicas (TEREX RH 120-E), 2 cargadores frontales CAT 994 y 1 cargador frontal CAT 993-C.

La flota de camiones necesaria para poder mover todo el material planificado, va desde 14 camiones en el prestripping hasta 19 camiones como peak en el último año de operación en la mina, con una camión de reserva, por lo tanto, se deberá invertir 20 camiones mineros del modelo modelo CAT 992-C de 123 toneladas métricas de capacidad.

Los equipos de apoyo se calcularon por fórmulas empíricas y estudios comparativos.

Contenido

Resumen Ejecutivo.............................................................................................................................2

Introducción.......................................................................................................................................4

Diseño Fases.......................................................................................................................................5

Cubicaciones......................................................................................................................................7

Plan Minero......................................................................................................................................10

Plan Resumido..............................................................................................................................19

Plan Detallado..............................................................................................................................21

Dimensionamiento de flota..............................................................................................................25

Equipos de Carguío.......................................................................................................................25

Equipos de Transporte.................................................................................................................26

Perforadoras................................................................................................................................28

Equipos de apoyo.........................................................................................................................29

Conclusiones y Recomendaciones....................................................................................................30

Anexos..............................................................................................................................................31

Cubicaciones................................................................................................................................31

Introducción

El presente entregable tiene como objetivo establecer la planificación de largo plazo para el proyecto de Mina Macumba a partir del diseño de fases. El proyecto se encuentra en una etapa de estudio de pre – factibilidad correspondiente al estudio de ingeniería conceptual, con una duracion de aproximados 10 años hasta la obtención del último cátodo de cobre.

El diseño de fases para esta etapa se considera como un input de entrada sobre los cuales se realiza la cubicación de material banco a banco para cada una de las 5 fases involucradas, es decir, determinar la cantidad de mineral y estéril junto a la ley media asociada.

El yacimiento considera minerales de óxidos y sulfuros secundarios, con lo que la planificación debe considerar este escenario, de manera tal que se deben definir dos leyes de corte, que por la envergadura del proyecto, el cálculo de las mismas se realiza mediante análisis marginal usando el criterio de Vickers, asegurando la obtención del máximo beneficio económico.

Entonces como resultado se tiene el plan minero, que de manera sencilla se resume como el “donde y en que cantidad se debe explotar por período”.

Diseño Fases

De acuerdo a lo solicitado por el cliente, se tomaron las siguientes consideraciones.

La fase 1 se procedió a realizar con una duración de 3 años, debido a que en el primer diseño este tuvo una duración de 6 anos y se diseño según la pit shells económicas de la última fase, pero cumpliendo con la restricción de 3 años por fase, con los siguientes parámetros:

En la fase 2 se cumplieron los mismos parámetros, pero con una duración de 2 años, este duro menos ya que si se realizaba en 3 años el rajo solo tendría tres fase y estas serian de grandes dimensiones, por lo cual se diseño para dos años :

tabla2 parámetros de diseño fase2 / Imagen2 referencial de la fase

En la fase 3 y 4 se realizo el mismo procedimiento, respetando el tiempo de 2 años para cada fase, cabe destacar que este y las fases anteriores están en la cota más baja de pit óptimo, por lo cual en la fase 5 se saca el último material económicamente extraíble, con los siguientes parámetros:

Parámetros de diseño Parámetro valor unidad

Angulo talud banco 70 gradosAltura banco 10 mBerma banco 5 m

Desacople 30 mAngulo global 45 grados



Desacople 30 mAngulo global 44 grados

Tabla3 parámetros de diseño fase3 y 4 / Imágenes3 y 4 referenciales de cada fase

En la fase 5 se realizo una profundización del rajo, para sacar el mineral que no fue sacado en las fases anteriores, pero esta fue más selectivo, por lo cual el ángulo de talud global baja considerablemente, con los siguientes parámetros

Tabla4 parámetros de diseño fase 5 / Imagen5 referencial de la fase

A modo de resumen se muestra la siguiente imagen con las fases del rajo Macumba, y con los volúmenes asociados a cada fase



Desacople 30 mAngulo global 42-45 Grados



Desacople 30 mAngulo global 35-37 Grados

Imagen6 vista de fases de mina Macumba

Imagen7 vista en planta fases a partir de los solidos e Imagen8 vista isometrica

Cubicaciones

Con el diseño de fases realizado, es necesario generar las cubicaciones de las mismas. Estas se realizan sobre los volúmenes de material relativos a cada fase.

El objetivo de la cubicación es obtener la cantidad de material sobre y bajo cierta ley de corte, discriminando el material que es considerado como mineral y el considerado como estéril. Como primera aproximación se efectúa el cálculo de leyes críticas, tanto para minerales de óxidos como para minerales de sulfuros secundarios. Los parámetros económicos de entrada para el cálculo se resumen en la tabla5.

Parámetros Económicos OXIDOS SULFUROS SECUNDARIOSCosto Mina US$/t 1.2 1.2Costo Lixiviación US$/t 3.9 6.7Recuperación proceso % 72 65Costo Venta US$/lb 1.16 1.16Precio metal US$/lb 2.5 2.5

Tabla5: Parámetros económicos

Usando la relación planteada se obtienen las leyes críticas para óxidos y sulfuros.

LEYES CRÍTICAS (%)OXIDOS 0.24SULF. SEC. 0.41

Tabla6: Leyes criticas

Ahora bien, asumiendo que el presente entregable corresponde al paso previo a la evaluación económica (y financiera) del proyecto Mina Macumba, la consultora TAMAYA recomienda establecer una política de leyes de corte marginal, que garantice la extracción de mineral que genere el máximo beneficio económico.

Para el cálculo, se utilizan los mismos parámetros económicos, incluyendo esta vez los costos fijos estimados de la operación. Se considera en esta etapa de ingeniería aceptable la estimación de

dichos costos, equivalentes al 10% de los Costos Directos de la operación. Se muestra la expresión que permite el cálculo de ley de corte marginal, considerando como proceso limitante (en tiempo) la planta de procesamiento. Es importante señalar que es necesario definir dos leyes de corte en el

problema.

gCi=c+ f

C

( s i−ri )∗γ i

LEYES DE CORTE MARGINAL (%)OXIDOS 0.25SULF. SEC. 0.56

Tabla7: Leyes de corte marginal, según Vickers

Mediante el software VULCAN se realizan las cubicaciones de material por banco. El reporte total se muestra en la sección anexos y permite el detalle de cada fase por banco, entregando la cantidad de mineral y estéril (oxido, sulfuro, o ambos casos según corresponda).

La tabla8 resume los datos de las cubicaciones por fase, según los distintos tipos de material. Esta información es el primer paso para la planificación, ya que permite comenzar a dimensionar y estimar la magnitud del proyecto, asociando los tonelajes a los equipos y velocidades de extracción recomendables para Mina Macumba. Junto a esto, se obtiene de manera directa la capacidad que debe albergar el/los botadero/s, asumiendo que ser generara de estéril y sobrecarga.

Tabla8: Resumen de cubicación por fase

FASE 1 FASE 2 FASE 3 FASE 4 FASE 5 TOTAL

ton 14,585,157 8,265,855 5,373,292 3,067,829 0.00 31,292,132ton 2,712,875 2,298,407 916,661 537,283 7,423,086.53 13,888,313ton 1,077,822 1,427,462 5,270,209 9,958,687 4,137,955.44 21,872,136ton 46,079,385 33,286,827 30,561,941 28,096,196 0.00 138,024,348ton 45,503,887 21,061,522 24,911,095 32,537,457 4,712,576.84 128,726,538

CUBICACIÓNOXIDOS

SULFUROSSECUNDARIOSOXIDOS CON SS

SOBRECARGA LASTREESTERIL

Las dimensiones del botadero que asegura la capacidad del estéril mas sobrecarga son: 1368 X 1125 m2 de área basal y 250m de altura, con un ángulo de 37°, bancos de 10m con bermas de 5m.

Imagen9: Botadero de torta

Plan Minero

Previo a indicar el plan minero correspondiente a Mina Macumba, es necesario recordar los input de entrada que restringen la planificación. Estas son las capacidades de movimiento de material desde la mina y de procesamiento de mineral, de 35MTPA y 9.6 MTPA respectivamente, de las cuales 6MTPA corresponden a la capacidad de procesamiento de óxidos, y 3.6MTPA de sulfuros secundarios.

A partir de las cubicaciones es posible inferir la gran sobrecarga de lastre que existe, y que restringe el acceso a mineral. Dado esto, se considera un periodo de pre – Stripping de 1.6 años, que permite descubrir el mineral de la fase 1 y bajar el lastre de las fases 2 y 3, siendo capaz de remover en este periodo 57Mton de sobrecarga. Este periodo se considera suficiente para la construcción de la infraestructura necesaria para la operación, junto a la construcción de la planta de procesamiento de óxidos.

Imagen10: Foto Pre - Stripping

Así entonces, el movimiento de material estéril – sobrecarga de lastre – tiene una duracion de aproximados 1.6 años y ataca fundamentalmente la fase 1 hasta despejar mineral y removiendo lastre de las fases 2 y 3. Para el período 1 se logra la extracción de 1.1Mton de óxidos de la fase 1 – ramp up –, mientras se remueve en desarrollo la sobrecarga de lastre de la fase 4.

Imagen11: Foto año 1. Vista en planta de mina y botadero

Imagen12: Foto año 1. Mina y Botadero con el estéril acumulado hasta el año1

Para el año 2, se logra la extracción de mineral de óxidos desde la fase 1 capaz de colmar la capacidad de planta de óxidos al extraer poco mas de 6Mton, dejando en stock el exceso. A su vez, se sigue removiendo estéril desde la fase 2.

Imagen13: Foto año 2. Mina más botadero con el estéril acumulado al año 2.

En el año 3, se extrae mineral de oxido desde la fase 1 y fase 2 en menor cantidad, logrando cumplir la capacidad de lixiviación, dejando en stock el material diferencial. De igual manera, con la capacidad disponible se desarrolla la fase 3 removiendo sobrecarga de lastre.

Imagen14: Foto mina año 3.

Para el periodo 4, se extrae el ultimo banco netamente de óxidos desde la fase 1, y dos bancos (2370 y 2360) desde los que se obtiene tanto mineral de óxidos como de sulfuros secundarios (1.1Mton), que serán estoqueados hasta lograr la cantidad necesaria para empezar su procesamiento. Además desde la fase 2 se continua extrayendo mineral de oxido explotando 5 bancos. Con la capacidad disponible se desarrolla la remoción de lastre desde la fase 4, logrando bajar 5 bancos.

Imagen15: Foto año 4. Énfasis en explotación de medio banco.

Imagen16: Foto año 4. Mina más botadero con estéril acumulado a la fecha.

El periodo 5 sigue la misma lógica, explotando la fase 2 bajando 4 bancos (de los cuales el último entrega tanto oxido como sulfuro que es estoqueado junto al material del año anterior), pero haciendo énfasis en la explotación de la fase 3 permitiendo bajar 9 bancos de mineral de oxido que permiten colmar la capacidad de óxidos, estoqueando el diferencial.

En este año, se debe considerar el inicio de la construcción de la planta de procesamiento para sulfuros secundarios, ya que el stock permite una puesta en marcha aceptable para el año 6, procesando 1.5Mton de sulfuros hasta lograr en el año 7 su pick de procesamiento de 3.6MTPA.

Imagen17: Foto año 5

Imagen18: Foto año 5.

El año 6 es de especial importancia, ya que tempranamente se pone en marcha el funcionamiento de la planta de lixiviación de sulfuros secundarios con el material desde STOCKSS. La explotación de mineral corre por parte de las fase 2 y fase 3 (ambos casos de óxidos mas sulfuros). Finalmente, con la gran capacidad disponible es posible remover todo el estéril restante desde la fase 4, bajando 5 bancos. Desde este momento, todo el mineral ha sido descubierto.



En el año 7, ambas plantas de procesamiento estan al tope de capacidad, logrando estoquear los minerales de óxidos y sulfuros. La explotación durante este periodo es dinámica ya que se trabaja en las 4 fases, permitiendo consumir completamente la fase 1, fase 2, y fase 3 desde las que se obtiene óxidos mas sulfuros, y generando una explotación grande en la fase 4 logrando consumir los últimos 7 bancos solo de óxidos, luego desde este momento, se ha agotado el mineral de oxido, dando paso solo a la explotación de óxidos mas sulfuros secundarios desde las fase 4 y 5.

Imagen21: Foto año 7. Botadero con material acumulado a la fecha.

Imagen22: Foto año 7 con botadero.

Año 8 corresponde al último año de producción de mina, ya que con la capacidad disponible es posible consumir el restante de la fase 4 y la fase 5 por completo (9 bancos). Se genera un STOCKOX de 8Mton de óxidos y 4.4Mton de sulfuros. Luego, permite el procesamiento durante el periodo 9 a plena capacidad de procesamiento en ambos casos, para dar paso al año 10 como ramp – down.

Imagen23: Foto año 8. Pit Final operativo. Vista planta.

Imagen24: Foto año 8. Pit Final operativo.

Imagen25: Foto año 8. Pit Final operativo.

Estas decisiones se basan en lo poco recomendable de fomentar una re – inversión de aumento de capacidad para los últimos años que eviten solo el procesamiento de mineral y no la explotación desde la mina.

Imagen26: Foto año 8. Pit final operativo junto a botadero final de torta.

Plan Resumido

El plan de producción resumido que se confeccionó define el mineral de oxido a chancado por período, su ley asociada y el cobre fino mina que se obtiene del mineral por año, especificaciones que se replican en los sulfuros. Además se detalla el estéril movido y los stocks de óxidos y sulfuros.

TOTAL 1 2 3 4 5 6 7 8OXIDO - CHANCADO ton 1,120,800 6,005,824 6,021,969 6,093,168 6,571,473 6,310,082 6,944,308 14,096,642

% CuT 0.69 0.89 0.81 0.76 0.76 0.88 0.84 0.86

COBRE FINO DE MINA ton 7,763 53,414 48,984 46,389 49,824 55,464.29 58,676 121,282SULFURO SECUNDARIO - CHANCADO ton - - - - - 1,388,095 3,547,738 7,960,370

% CuT - - - - - 1.23 1.01 1.11

COBRE FINO DE MINA ton - - - - - 17,045.32 35,964 88,335WASTE ton 33,873,831 28,985,843 28,971,121 27,728,480 28,055,568 28,538,490 23,117,740 10,253,424STOCK OXIDO ton - 5,824 21,969 93,168.41 571,473 310,082 944,308 8,096,642STOCK SULFURO SECUNDARIO 1,130,604 257,491 130,919 78,657 4,360,370TOTAL MATERIAL ton 34,994,631 34,991,668 34,993,090 34,952,252 34,884,533 34,979,491 34,470,978 32,310,436TOTAL COBRE FINO DE MINA ton 7,763 53,414 48,984 46,389 49,824 72,510 94,640 209,617OXIDO COBRE FINO PROCESADO ton 7,763 53,363 48,805 45,679 45,491 52,739 50,697 51,622SULFURO COBRE FINO PROCESADO ton - - - - - 17,045 36,493 39,949MOVIMIENTO TOTAL tpd 99,985 99,976 99,980 99,864 99,670 99,941 98,489 92,316REM 30.2 4.8 4.8 4.6 4.3 3.7 2.2 0.5

PLAN MINERO DE LARGO PLAZO

En la siguiente tabla se muestra la alimentación anual de mineral oxidado a la planta de óxidos, considerando la ley media anual de cada período.

1 2 3 4 5 6 7 80

1

2

3

4

5

6

7

0.00

0.10

0.20

0.30

0.40

0.50

0.60

0.70

0.80

0.90

1.00

Plan Produccion Oxidos

Extr

acció

n O

xido

s (M

Ton)

% CuT

Período

La siguiente tabla indica el estéril a remover, considerando el mineral de óxidos enviado a la planta, junto al estéril removido.

1 2 3 4 5 6 7 80

5

10

15

20

25

30

35

40

0.00

0.10

0.20

0.30

0.40

0.50

0.60

0.70

0.80

0.90

1.00

Esteril - Alimentación OX por periodo

PROCESAMIENTO OX (Mton) ESTERIL (Mton) LeyMedia CuT (%)

La tabla resumen detalla el estéril a mover, los minerales oxidados enviados a planta y los sulfuros enviados a la planta en períodos anuales (se debe considerar que hay mineral oxidado y sulfurado que es enviado a stock).

1 2 3 4 5 6 7 80

5

10

15

20

25

30

35

40

0.000.100.200.300.400.500.600.700.800.901.00

Esteril - Alimentación LIX por periodo

LIX_OX (Mton) ESTERIL (Mton) LIX_SS LeyMedia CuT (%)

Plan Detallado

A continuación se presenta el detalle de movimiento de material (estéril más mineral) de cada fase por cada año de proyecto.

1 2 3 4 5 6 7 833,377,876 14,153,589 8,053,211 5,730,626 - - 2,564,439 -

- 20,838,079 12,793,796 15,080,690 8,448,265 1,241,989 3,861,438 -

- - 14,146,083 4,664,526 26,436,269 10,001,568 4,858,830 -

1,616,755 - - 9,476,411 - 23,735,934 23,186,270 16,036,817

- - - - - - - 16,273,619

4

MOVIMIENTO DE MATERIAL DE CADA FASE POR PERIODO

FASESPeríodos

123

5

El plan minero detallado define para cada período, cada fase a explotar, detallando el banco a extraer, su mineral (diferenciando entre óxidos y sulfuros aquellos bancos que contengan ambos), la ley media de dicho mineral y el estéril removido de cada banco.

Período Fase Banco Ore (Ton) % CuT Waste (Ton)2510 2,400 0.52 7,276,5822500 19,200 0.47 6,692,5452490 43,200 0.38 5,991,4092480 192,000 0.66 4,557,4572470 350,400 0.71 4,097,0412460 513,600 0.73 3,642,0422640 0 0.00 378,4122630 0 0.00 576,5782620 0 0.00 807,0302450 684,718 0.97 3,194,2772440 1,403,123 1.10 2,260,9852430 1,956,096 0.90 1,478,8952420 1,961,887 0.70 1,213,6072540 0 0.00 3,913,9182530 0 0.00 4,299,0072520 0 0.00 4,642,7282510 0 0.00 4,496,9982500 0 0.00 3,485,4282410 1,907,842 0.68 1,008,5932400 1,956,351 0.82 721,7742390 2,106,225 0.94 352,4272500 0 0.00 817,5692490 0 0.00 4,145,8402480 0 0.00 3,409,5222470 24,000 0.36 3,168,6812460 27,552 0.57 1,200,6312560 0 0.00 3,573,0032550 0 0.00 3,660,6562540 0 0.00 3,526,3162530 0 0.00 3,386,107

PLAN MINERO DETALLADO: FASE/BANCO

1

2

3 2

1

3

1

4

1

2

2380 1,488,115 0.91 679,6192370 639,663 0.762370 384,913 1.352360 273,823 0.792360 745,691 1.242460 39,648 0.57 1,727,7382450 77,235 0.53 2,786,6592440 139,986 0.51 2,602,7882430 808,834 0.71 1,859,7962420 1,276,352 0.76 1,303,7812410 1,349,513 0.67 1,108,3612520 0 0.00 3,243,0572510 0 0.00 1,421,4692610 0 0.00 1,107,8232600 0 0.00 1,496,6222590 0 0.00 1,704,0732580 0 0.00 2,329,7972570 0 0.00 2,838,0962400 1,512,777 0.69 2,343,3542390 1,547,101 0.82 2,171,6592380 1,462,857 0.79 2,038,4562370 681,606 0.812370 257,491 0.922510 0 0.00 1,737,3512500 0 0.00 3,088,0582490 48,000 0.46 2,953,7812480 49,226 0.71 2,745,8862470 41,449 0.78 2,703,5522460 31,811 0.78 2,662,9042450 2,414 0.50 2,640,3972440 74,331 0.55 2,525,4132430 375,176 0.71 2,199,7692420 744,725 0.73 1,812,0252360 312,394 0.812360 67,466 1.132410 950,118 0.73 1,577,1462400 1,304,330 0.80 1,203,1512390 1,751,712 0.94 741,8932380 1,947,152 0.962380 63,452 1.332560 0 0.00 3,134,0232550 0 0.00 3,290,6412540 0 0.00 3,381,8082530 0 0.00 3,490,7922520 0 0.00 3,560,5032510 40,800 0.61 3,592,3742500 3,576 0.43 3,241,418

845,589

673,213

1,894,795

862,128

462,614

5

2

3

6

2

3

4

4

1

2

3

4

2350 142,379 0.902350 861,191 1.052340 21,958 0.752340 721,080 1.022350 203,293 0.902350 212,196 1.252340 169,173 0.912340 567,051 1.302330 60,994 0.832330 1,194,202 1.342370 1,752,800 0.942370 307,573 1.052360 1,570,257 0.912360 545,637 1.042500 488 0.43 442,0122490 144,478 0.33 3,580,1452480 121,651 0.36 3,327,8312470 192,410 0.90 3,162,2062460 554,969 0.78 2,729,7592450 676,105 0.81 2,390,9702440 632,918 0.69 2,340,7162430 700,434 0.83 2,189,1792420 772,532 0.832420 164,288 0.962410 1,380,120 0.802410 47,025 0.902400 1,704,862 0.852400 65,551 0.912390 1,567,685 0.822390 18,992 1.102380 1,624,637 0.812380 66,846 0.912370 1,586,340 0.892370 99,059 0.842360 1,322,511 0.872360 75,524 0.772350 1,765,272 0.942350 585,547 1.062340 1,144,965 0.862340 498,694 1.082330 809,010 0.902330 534,856 1.192320 316,800 0.942320 1,768,869 1.212310 101,909 1.022310 1,353,958 1.092300 0 0.002300 1,124,966 1.042290 0 0.002290 1,070,289 1.072280 0 0.002280 313,293 1.312270 0 0.002270 172,615 1.16

862,949

1,053,173

248,296

1,896,441

1,143,960

754,396

651,792

480,664

317,282

296,313

622,664

808,457

507,796

310,036

721,205

476,089

257,233

434,267

719,422

347,029

236,790

37,785

24,307

8

4

5

7

1

2

3

4

Dimensionamiento de flota

Considerando los movimientos de materiales del presente plan y altura de los bancos, se han considerado para el carguío palas hidráulicas y cargadores frontales, mientras que para el transporte camiones de 123 toneladas métricas de capacidad.

Para el cálculo se empleó la definición de índices operacionales del método ASARCO, se supone una jornada de trabajo de 8 horas por día con tres grupos y 365 días de operación al año.

A continuación se entregan los resultados de los requerimientos de flotas de equipos:

Equipos de Carguío

Según la altura de los bancos (10 m) y movimiento de materiales se escogió un modelo de pala hidráulica (TEREX RH 120-E), y dos modelos de cargadores frontales (CAT), que se especifican a continuación:

TEREX RH 120-E CARGADOR CAT 994 CARGADOR CAT 993-K

Baldada (m3) 16.5 18 14

Densidad (ton/m3) 2.5 2.5 2.5

Esponjamiento 0.3 0.3 0.3

Tonelaje Baldada (ton) 31.7 34.6 26.9

Factor de Llenado 0.9 0.8 0.8

UT 0.83 0.72 0.72

DF 0.8 0.8 0.8

FO 0.75 0.72 0.72

Rendimiento (ton / hora efectiva) 1280 591 459

De acuerdo al rendimiento efectivo y movimiento de material por año se calcula la flota de palas y cargadores por año, como se muestra a continuación:

Pre Stripping Año 1 Año 2 Año 3 Año 4 Año 5 Año 6 Año 7 Año 8

TEREX RH 120-E 2 2 2 2 2 2 2 2 2

CARGADOR CAT 994 2 2 2 2 2 2 2 2 2

CARGADOR CAT 993-K 1 1 1 1 1 1 1 1 0

Equipos de Transporte

Debido a principalmente a la altura del banco (10 metros) y un movimiento de material en torno a los 35 MTPA, se consideraron camiones de carga 123 Ton métricas del modelo CAT 992-C. La flota necesaria para el proyecto son 19 camiones como máximo, sin embargo, siempre es necesario tener al menos 1 camión en reserva, por lo tanto, serían 20 camiones en total.

El detalle del cálculo a modo de ejemplo, es para el pre - Stripping, no obstante, para los años operativos el input que va cambiando y va en aumento es la distancia de transporte, en cambio, los demás parámetros se consideraron constantes.

TEREX RH 120-

ECARGADOR CAT

994CARGADOR CAT 993-

K

Baldadas 4 4 5

T carguío (seg) 160 280 350

Distancia (km) 1 1 1

Velocidad Media IDA (km/hora) 18 18 18

T ida (seg) 200 200 200

T descarga (seg) 180 180 180

Velocidad Media REGRESO (km/hora) 26 26 26

T regreso (seg) 138 138 138

Tiempo Ciclo (horas) 0.19 0.23 0.25

Factor de Llenado 0.95 0.95 0.95

UT 0.75 0.75 0.75

DF 0.83 0.83 0.83

FO 0.85 0.85 0.85

Rend (ton / hora efectiva) 286.94 244.87 225.57

Con el rendimiento efectivo de los camiones se puede estimar la flota necesaria para cumplir con el plan minero. El detalle de la flota necesaria por año es la siguiente:

Pre -

Stripping Año 1 Año 2 Año 3 Año 4 Año 5 Año 6 Año 7 Año 8

TEREX RH 120-E 3 3 3 3 3 3 4 4 5

CARGADOR CAT 994 5 6 6 6 6 6 6 6 6

CARGADOR CAT 993-K 6 7 7 8 8 8 8 8 8

TOTAL 14 16 16 17 17 17 18 18 19

Perforadoras

La perforadora dada la geometría del banco es una perforadora de la empresa de Atlas Copco, cuyo modelo es DM25SP. Las especificaciones técnicas por catálogo son:

Modelo DM25SP

Diámetro Barreno (mm) 100

Velocidad de rotación (m/s) 0.36

RPM 0-100

Longitud Máxima Barrenado (m) 15

Cabe destacar que dado la velocidad de rotación y diámetro del barreno se puede estimar la frecuencia, en efecto, para este modelo es 69 RPM.

Para diseñar la malla de perforación, requiero de fórmulas empíricas. Las ecuaciones a utilizar son:

(1) pasadura+alturadel banco=3∗Burden(2) pasadura=0.3∗Burden

(3) espaciamiento=1.2∗Burden

Resolviendo las ecuaciones la malla de disparo es de 3.7 metros de Burden, 1 metro de pasadura y 4.5 metros de espaciamiento. A continuación se realizan los siguientes cálculos:

Tonelaje por tiro=3.7∗4.5∗10∗2.5=416.25 ton

tonelaje por metro barrenado=416.2511

=37.84 ton

Metros abarrenar por día=2534m

Se puede estimar la velocidad máxima de perforación mediante la siguiente ecuación:

Velocidad Máxima( mmin )=Profundidad del hoyo∗RPM∗1.4

1000=1.06 m

min

Velocidad Máxima=1530.14( mdía )

Vel ocidad teórica=1300( mdía )

Agregamos los índices operacionales:

1. DF = 0.752. UT = 0.83. FO = 0.85

Finalmente el número de perforadoras necesario para cumplir la producción es 4.

Equipos de apoyo

Se emplea formulas empíricas para determinar la flota necesaria de equipos de apoyo. Para el Bulldozer:

Bulldozers=Palas1.5

+ Perforadoras∗1.54

+ botaderos2

En donde las palas son solamente 2, las perforadoras son 4 y un sólo botadero de terraza. Por lo tanto la cantidad de Bulldozers necesario es 4, que será el modelo CAT D8N. El resto de los equipos auxiliares es por criterio experto, que se detalla a continuación:

1. 2 Motoniveladoras CAT 166.2. 2 Wheeldozer CAT 12243. 4 Camiones Aljibes.

Conclusiones y Recomendaciones

A partir del análisis expuesto se concluye que la capacidad de procesamiento no es la óptima, ya que la diferencia de tiempo entre el movimiento de material y lixiviación de mineral es aceptablemente amplio. Esto se explica debido a la gran cantidad de sobrecarga de lastre que tiene el depósito, lo que implica gran tiempo dedicado a la remoción del estéril para despejar el mineral.

De esto se tiene una evidente contradicción ya que aumentar la capacidad de planta significaría por un lado, terminar la lixiviación de mineral en menor tiempo, prácticamente a la par con el término de movimiento de material, mientras que por otro lado implica tener capacidad “ociosa” de procesamiento en los periodos iniciales del proyecto.

Ante esto se recomienda formular un nuevo plan minero, que considere el posible arriendo (leasing) equipos destinados netamente a la rápida remoción de sobrecarga, logrando un raudo destape de mineral para que una vez comenzado el periodo de producción se considere la capacidad propuesta en el presente estudio. Junto a esto se debe aparejar una inversión que permita un aumento de la capacidad de procesamiento.

También se concluye que no existe un contacto “duro” entre los minerales de oxido y sulfuros secundarios, con lo que la explotación y procesamiento no puede ser independiente, sino mas bien se debe lograr un conjunto armónico. De igual manera se recomienda analizar la posible instalación de una planta de flotación para la concentración de cobre desde los minerales de sulfuros secundarios, ya que de antemano se espera una disminución de los costos de procesamiento junto a una esperada mayor recuperación.

Anexos

Cubicaciones

FASE 1 BENCH PRODUCT CUT TON_TOTAL

2600 WASTE 0 1,6532590 WASTE 0 621,4432580 WASTE 0 2,298,8472570 WASTE 0 4,700,3782560 WASTE 0 6,420,8202550 WASTE 0 7,601,2892540 WASTE 0 8,226,1642530 WASTE 0 8,329,9262520 WASTE 0 7,878,8642510 MIN_OX 0.52 2,4002510 WASTE 0 7,276,5822500 MIN_OX 0.47 19,2002500 WASTE 0 6,692,5452490 MIN_OX 0.38 43,2002490 WASTE 0.70 5,991,4092480 MIN_OX 0.66 192,0002480 WASTE 0.67 4,557,4572470 MIN_OX 0.71 350,4002470 WASTE 0.59 4,097,0412460 MIN_OX 0.73 513,6002460 WASTE 0.71 3,642,0422450 MIN_OX 0.97 684,7182450 WASTE 0.89 3,194,2772440 MIN_OX 1.10 1,403,1232440 WASTE 0.80 2,260,9852430 MIN_OX 0.90 1,956,0962430 WASTE 0.81 1,478,8952420 MIN_OX 0.70 1,961,8872420 WASTE 0.71 1,213,6072410 MIN_OX 0.68 1,907,8422410 WASTE 0.69 1,000,9172410 WASTE_OX 0.23 7,6762400 MIN_OX 0.82 1,956,3512400 WASTE 0.60 721,7742390 MIN_OX 0.94 2,106,2252390 WASTE 0.82 343,4472390 WASTE_OX 0.22 8,9812380 MIN_OX 0.91 1,488,1152380 MIN_SULF 1.43 45,0002380 WASTE 0 634,6192370 MIN_OX 0.76 639,6632370 MIN_SULF 1.35 384,9132370 WASTE 0 844,3812370 WASTE_SULF 0.53 1,2082360 MIN_OX 0.79 273,8232360 MIN_SULF 1.24 745,6912360 WASTE 0.67 669,9692360 WASTE_SULF 0.54 3,2442350 MIN_OX 0.90 142,3792350 MIN_SULF 1.05 861,1912350 WASTE 0.97 504,8882350 WASTE_SULF 0.56 2,907

2340 MIN_OX 0.75 21,9582340 MIN_SULF 1.02 721,0802340 WASTE 0 310,036

FASE 2BENCH PRODUCT CUT TON_TOTAL

2580 WASTE 0 1,015

2570 WASTE 0 252,707

2560 WASTE 0 1,169,693

2550 WASTE 0 2,652,402

2540 WASTE 0 3,913,918

2530 WASTE 0 4,299,007

2520 WASTE 0 4,642,728

2510 WASTE 0 4,496,998

2500 WASTE 0 4,302,997

2490 WASTE 0 4,145,840

2480 WASTE 0 3,409,522

2470 MIN_OX 0.36 24,000

2470 WASTE 0.66 3,168,681

2460 MIN_OX 0.57 67,200

2460 WASTE 0.70 2,928,369

2450 MIN_OX 0.53 77,235

2450 WASTE 0.52 2,786,659

2440 MIN_OX 0.51 139,986

2440 WASTE 0 2,584,941

2440 WASTE_OX 0.25 348

2440 WASTE_SULF 0.36 17,500

2430 MIN_OX 0.71 808,834

2430 WASTE 0 1,858,075

2430 WASTE_OX 0.20 1,721

2420 MIN_OX 0.76 1,276,352

2420 WASTE 0.60 1,303,781

2410 MIN_OX 0.67 1,349,513

2410 WASTE 0.74 1,108,361

2400 MIN_OX 0.69 1,512,777

2400 WASTE 0 830,577

2390 MIN_OX 0.82 1,547,101

2390 WASTE 0 624,559

2380 MIN_OX 0.79 1,462,857

2380 WASTE 0 575,599

2370 MIN_OX 0.81 681,606

2370 MIN_SULF 0.92 257,491

2370 WASTE 0.51 955,697

2360 MIN_OX 0.81 312,394

2360 MIN_SULF 1.13 67,466

2360 WASTE 0.74 859,753

2360 WASTE_SULF 0.56 2,375

2350 MIN_OX 0.90 203,293

2350 MIN_SULF 1.25 212,196

2350 WASTE 0 720,918

2350 WASTE_SULF 0.51 287

2340 MIN_OX 0.91 169,173

2340 MIN_SULF 1.30 567,051

2340 WASTE 0 471,089

2340 WASTE_SULF 0.52 5,000

2330 MIN_OX 0.83 60,994

2330 MIN_SULF 1.34 1,194,202

2330 WASTE 0 257,233


2610 WASTE 0 1,419

2600 WASTE 0 285,909

2590 WASTE 0 1,100,600

2580 WASTE 0 2,246,220

2570 WASTE 0 3,291,774

2560 WASTE 0 3,573,003

2550 WASTE 0 3,660,656

2540 WASTE 0 3,526,316

2530 WASTE 0 3,386,107

2520 WASTE 0 3,243,057

2510 WASTE 0 3,158,820

2500 WASTE 0 3,088,058

2490 MIN_OX 0.46 48,000

2490 WASTE 0 2,953,781

2480 MIN_OX 0.71 49,226

2480 WASTE 0.69 2,745,886

2470 MIN_OX 0.78 41,449

2470 WASTE 0.97 2,703,552

2460 MIN_OX 0.78 31,811

2460 WASTE 0 2,662,904

2450 MIN_OX 0.50 2,414

2450 WASTE 0 2,640,397

2440 MIN_OX 0.55 74,331

2440 WASTE 0.86 2,525,413

2430 MIN_OX 0.71 375,176

2430 WASTE 0 2,199,769

2420 MIN_OX 0.73 744,725

2420 WASTE 0.69 1,812,025

2410 MIN_OX 0.73 950,118

2410 WASTE 0.66 1,575,222

2410 WASTE_OX 0.22 1,924

2400 MIN_OX 0.80 1,304,330

2400 WASTE 0.71 1,203,151

2390 MIN_OX 0.94 1,751,712

2390 MIN_SULF 1.49 7,941

2390 WASTE 0.91 733,953

2380 MIN_OX 0.96 1,947,152

2380 MIN_SULF 1.33 63,452

2380 WASTE 0.89 462,378

2380 WASTE_SULF 0.50 236

2370 MIN_OX 0.94 1,752,800

2370 MIN_SULF 1.05 307,573

2370 WASTE 0.89 403,170

2370 WASTE_SULF 0.43 31,097

2360 MIN_OX 0.91 1,570,257

2360 MIN_SULF 1.04 545,637

2360 WASTE 0.99 221,458

2360 WASTE_SULF 0.43 26,839


2640 WASTE 0 378,4122630 WASTE 0 576,5782620 WASTE 0 807,0302610 WASTE 0 1,107,8232600 WASTE 0 1,496,6222590 WASTE 0 1,704,0732580 WASTE 0 2,329,7972570 MIN_OX 0.48 21,6002570 WASTE 0 2,816,4962560 WASTE 0 3,134,0232550 WASTE 0 3,290,6412540 MIN_OX 0.85 21,6002540 WASTE 0 3,360,2082530 MIN_OX 0.55 4,8002530 WASTE 0 3,485,9922520 MIN_OX 0.67 2,4002520 WASTE 0 3,558,1032510 MIN_OX 0.61 40,8002510 WASTE 0.41 3,592,3742500 MIN_OX 0.43 4,0642500 WASTE 0.36 3,637,8302500 WASTE_OX 0.22 45,6002490 MIN_OX 0.33 144,4782490 WASTE 0.45 3,580,1452480 MIN_OX 0.36 121,6512480 WASTE 0.52 3,318,2312480 WASTE_OX 0.25 9,6002470 MIN_OX 0.90 192,4102470 WASTE 0.81 3,162,2062460 MIN_OX 0.78 554,9692460 WASTE 0.76 2,727,6342460 WASTE_OX 0.22 2,1252450 MIN_OX 0.81 676,1052450 WASTE 0.76 2,390,9702440 MIN_OX 0.69 632,9182440 WASTE 0.69 2,340,716

2430 MIN_OX 0.83 700,4342430 MIN_SULF 0.87 25,8072430 WASTE 0.68 2,163,2822430 WASTE_SULF 0.48 912420 MIN_OX 0.83 772,5322420 MIN_SULF 0.96 164,2882420 WASTE 0.78 1,896,3002420 WASTE_SULF 0.46 1412410 MIN_OX 0.80 1,380,1202410 MIN_SULF 0.90 47,0252410 WASTE 0.80 1,137,6362410 WASTE_SULF 0.34 6,3242400 MIN_OX 0.85 1,704,8622400 MIN_SULF 0.91 65,5512400 WASTE 0.67 722,7182400 WASTE_SULF 0.33 31,6782390 MIN_OX 0.82 1,567,6852390 MIN_SULF 1.10 18,9922390 WASTE 0.60 639,9422390 WASTE_SULF 0.20 11,8492380 MIN_OX 0.81 1,624,6372380 MIN_SULF 0.91 66,8462380 WASTE 0.66 465,5222380 WASTE_SULF 0.23 15,1422370 MIN_OX 0.89 1,586,3402370 MIN_SULF 0.84 99,0592370 WASTE 0.86 294,8622370 WASTE_SULF 0.31 22,4202360 MIN_OX 0.87 1,322,5112360 MIN_SULF 0.77 75,5242360 WASTE 0.96 249,4502360 WASTE_SULF 0.36 46,863


2350 MIN_OX 0.94 1,765,272

2350 MIN_SULF 1.06 585,547

2350 WASTE 0.98 612,571

2350 WASTE_OX 0.24 352

2350 WASTE_SULF 0.52 9,741

2340 MIN_OX 0.86 1,144,965

2340 MIN_SULF 1.08 498,694

2340 WASTE 0.76 805,718

2340 WASTE_SULF 0.55 2,739

2330 MIN_OX 0.90 809,010

2330 MIN_SULF 1.19 534,856

2330 WASTE 0.75 862,949

2320 MIN_OX 0.94 316,800

2320 MIN_SULF 1.21 1,768,869

2320 WASTE 0.79 1,050,670

2320 WASTE_SULF 0.56 2,502

2310 MIN_OX 1.02 101,909

2310 MIN_SULF 1.09 1,353,958

2310 WASTE 1.03 714,350

2310 WASTE_SULF 0.53 5,072

2300 MIN_SULF 1.04 1,124,966

2300 WASTE 0.79 335,346

2300 WASTE_SULF 0.47 11,683

2290 MIN_SULF 1.07 1,070,289

2290 WASTE 0 221,706

2290 WASTE_SULF 0.47 15,084

2280 MIN_SULF 1.31 313,293

2280 WASTE 0 37,785

2270 MIN_SULF 1.16 172,615

2270 WASTE 0 24,307

Plan minero y cálculo de equipos

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