INFORME Vrs 4
Diseño de Open Pit según alternativas alternativas de explotación
“
”
Proyecto Pachapaqui De
: ERSI 4D SAC
Para : TWP Sudamerica ABRIL 2012
Índice
1.1 Introducción
2
1.2 Reservas Minables
2
1.3 Consideraciones Consideracio nes para Proyectar Proyecta r el costo de producción
4
1.4. Planeamiento de Mina, El modelo de Bloques 3D y Proyecto Minesight
5
1.4.1Planificacion 1.4.1Pla nificacion de Minas, El modelo de bloques 3D 1.4.1.1Campos 1.4.1.1Camp os de Trabajo 1.5 Limites de Pit Económicos, Plan de mina
5 5 7
1.5.1 Introducción
7
1.5.2 Ángulos de Talud del Pit
7
1.5.3 Costos de Minado y Proceso del CF
9
1.5.4 Manejo de sensibilidades
9
1.6 Detalle del diseño de Pit 1.6.1 Selección de Fase CF
10 11
1.7 Programa de Producción
12
1.8 Ancho de camino de transporte
13
1.8.1 Ancho de Berma Variable
14
1.8.2 Altura de Bancos
14
1.9 Resultado del Diseño
14
1.10 Selección de Equipo de Carguío y acarreo para mina
15
1.11 Programa de Produccion
16
1.11.1 Introducción
16
1.11.2 Programa Criterios
16
1.12 Variacion del topografia de pits
17
1.12.1 Alternativa 5 000 t/dia 1-15años
17
1.12.2 Alternativa 5 000 t/dia 1-3años
18
1.13 Manejo de Desmonte
22
1.13.1 Introducción
22
1.13.2 Parámetros del Proyecto
22
1.14 Flota de Extracción
23
1.15 Requerimientos de Personal de minas
26
1
1.1 Introducción En la evaluación de alternativas de explotación de la mina Pachapaqui se evalua la alternativa de que el método de explotación sea a Tajo Abierto. El proyecto considera en este estudio un nivel de alcance preliminar por lo que se utilizo el Recurso Mineral Medido, Indicado y Inferido. El Planeamiento completo de la mina de propiedad de ICM Pachapaqui está basado en un trabajo hecho con MineSight ® un software que está bien probado en la Industria minera. Esto incluye el modelo de recurso, optimización de pit, diseño de pit detallado y planificación de producción optimizada. Además de la información geológica utilizada en el modelo de bloques, otros datos utilizados en la planificación de mina incluye los parámetros económicos, datos de costos de minado derivados de estimaciones de proveedor e históricos, parámetros de diseño de inclinación de taludes en base a estimaciones geotécnicas, recuperaciones metalúrgicas y el proyecto se diseña con costos de planta . Toda la moneda en este informe es en $US. TWP Sudamerica en un estudio preliminar ha definido las siguientes alternativas: 1. Toda la explotación durante la vida de la mina sea por Open Pit hasta un nivel cercano a 3850 ( por definir) 2. Explotar por Open Pit hasta un nivel cercano al 4250 y de ahi en adelante se trabajara con mineria subterranea
1.2 Reservas Minables El dia lunes 16 de abril se nos alcanzó las fórmulas de Znequivalente y NSR actualizados con lo que se tuvo que realizar un nuevo reporte de reservas. Se examinaron diferentes escenarios para la Optimización, considerando diversas sensibilidades, para valorizar el Proyecto y tomar decisiones de tipo financiero. Reserva Minable con Zneq Probado-Probable-Potencial 1,200,000.000
8.00
7.00 1,000,000.000 6.00 800,000.000 5.00 e j a l e n o T
o i d e m o 4.00 r p q e n Z
600,000.000
tonelaje zneq
3.00 400,000.000 2.00 200,000.000 1.00
0.000
0.00 +5
+4
+3.5
+3
+2.5
+2
+1.5
+1
+0.8 +0.75 +0.7 +0.65 +0.6 +0.55 +0.5 +0.4 +0.3 +0.2 +0.01 ley de corte Zneq
2
También se realizó el análisis para una ley equivalente aplicando la dilución Reserva Minable con Zneq diluido Probado-Probable-Potencial 1,400,000.00
8.00
7.00
1,200,000.00
6.00 1,000,000.00 5.00 o
d i u l i d o i d 4.00 e m o r p q e 3.00 n Z
800,000.00 e j a l e n o T
600,000.00
tonelaje zneq
400,000.00 2.00
200,000.00
1.00
0.00
0.00 +5
+4
+3.5
+3
+2.5
+2
+1.5
+1
+0.8 +0.75 +0.7 +0.65 +0.6 +0.55 +0.5 +0.4 +0.3 +0.2 +0.01 ley de corte Zneq
Esta evaluación realizada para ICM Pachapaqui es preliminar en la naturaleza e incluye recursos inferidos, los recursos así no son adecuados para considerarlos en la de reserva de mineral.
Reserva Probado+Probable+Potencial Ley diluida
GRADEGROUP
ZNEQ%
Volume
Density
Tonnage
CU
ZN
AG
PB
NSR
ZNEQ
M**3 x 1000 T per M**3
T x 1000
%
%
gr/t
%
$/t
%
Tonnage
T x 1000
CU
ZN
AG
PB
NSR
%
%
gr/t
%
$/t
ZNEQ
%
+5
4 ,2 73 .5 00
3 .1 0
1 3, 25 0. 98 1
0 . 42 3 .2 7 4 7. 08 1 .0 6 6 0. 45
6 .9 1
1 4, 57 6. 08 0 .3 8 2 .9 7 4 2. 80 0 .9 7 5 4. 95
6 .2 8
+4
6 ,5 42 .8 75
3 .1 0
2 0, 25 8. 53 1
0 . 39 2 .8 5 4 1. 26 0 .9 0 5 3. 07
6 .0 6
2 2, 28 4. 38 0 .3 6 2 .5 9 3 7. 51 0 .8 2 4 8. 24
5 .5 1
+3.5
8 ,1 11 .2 50
3 .0 9
2 5, 07 1. 61 9
0 . 38 2 .6 2 3 8. 29 0 .8 1 4 9. 16
5 .6 2
2 7, 57 8. 78 0 .3 4 2 .3 8 3 4. 81 0 .7 4 4 4. 69
5 .1 1
+3 10 ,1 08 .2 50
3 .0 8
3 1, 17 8. 90 0
0 . 35
2. 39
35 .2 8 0 .7 3 4 5. 09
5 .1 5
3 4, 29 6. 79 0 .3 2 2 .1 7 3 2. 07 0 .6 7 4 0. 99
4 .6 8
+2.5 12 ,8 16 .5 00
3 .0 7
3 9, 38 7. 30 0
0 . 32
2. 14
32 .3 0 0 .6 6 4 0. 68
4 .6 5
4 3, 32 6. 03 0 .2 9 1 .9 4 2 9. 37 0 .6 0 3 6. 99
4 .2 3
+2 17 ,0 45 .6 25
3 .0 5
5 2, 03 0. 82 5
0 . 28
1. 84
29 .0 6 0 .5 8 3 5. 54
4 .0 6
5 7, 23 3. 91 0 .2 5 1 .6 8 2 6. 42 0 .5 2 3 2. 31
3 .6 9
+1.5 24 ,6 53 .6 25
3 .0 2
7 4, 36 0. 24 4
0 . 23
1. 52
24 .8 3 0 .4 8 2 9. 39
3 .3 6
8 1, 79 6. 27 0 .2 1 1 .3 8 2 2. 57 0 .4 3 2 6. 72
3 .0 5
+1 4 5, 56 5. 00 0
2 .9 4
1 34 ,1 16 .1 56
0 .1 6 1 .0 9 18 .1 3 0. 33 2 0. 98
2 .4 0
1 47 ,5 27 .7 7 0 .1 4 1 .0 0 1 6. 48 0 .3 0 1 9. 08
2 .1 8
+0.8 6 4, 38 4. 37 5
2 .9 0
1 87 ,0 16 .1 30
0 .1 3 0 .9 2 14 .8 3 0. 26 1 7. 25
1 .9 7
2 05 ,7 17 .7 4 0 .1 2 0 .8 3 1 3. 48 0 .2 4 1 5. 68
1 .7 9
+0.75 7 0, 49 8. 25 0
2 .9 0
2 04 ,1 10 .2 61
0 .1 2 0 .8 7 14 .0 5 0. 24 1 6. 38
1 .8 7
2 24 ,5 21 .2 9 0 .1 1 0 .7 9 1 2. 78 0 .2 2 1 4. 89
1 .7 0
+0.7 7 7, 43 2. 87 5
2 .8 9
2 23 ,4 33 .9 55
0 .1 1 0 .8 3 13 .2 9 0. 23 1 5. 51
1 .7 7
2 45 ,7 77 .3 5 0 .1 0 0 .7 5 1 2. 08 0 .2 1 1 4. 10
1 .6 1
+0.65 8 5, 92 0. 37 5
2 .8 7
2 46 ,9 41 .6 60
0 .1 1 0 .7 8 12 .4 7 0. 21 1 4. 59
1 .6 7
2 71 ,6 35 .8 3 0 .1 0 0 .7 1 1 1. 34 0 .1 9 1 3. 27
1 .5 2
+0.6 9 4, 49 6. 25 0
2 .8 7
2 70 ,7 63 .0 16
0 .1 0 0 .7 4 11 .8 0 0. 20 1 3. 79
1 .5 8
2 97 ,8 39 .3 2 0 .0 9 0 .6 7 1 0. 73 0 .1 8 1 2. 54
1 .4 3
+0.55 1 04 ,0 28 .0 00
2 .8 6
2 97 ,1 26 .5 22
0 .1 0 0. 70 1 1 .1 5 0. 19 1 3. 01
1 .4 9
3 26 ,8 39 .1 7 0 .0 9 0 .6 4 1 0. 13 0 .1 7 1 1. 83
1 .3 5
+0.5 1 15 ,8 19 .1 25
2 .8 5
3 29 ,5 85 .6 78
0 .0 9 0 .6 6
10 .4 3 0 .1 7 1 2. 18
1 .3 9
3 62 ,5 44 .2 5 0 .0 8 0 .6 0
1 .2 7
+0.4 1 44 ,0 38 .0 00
2 .8 3
4 07 ,1 88 .6 32
0 .0 8 0 .5 7
9 .1 2 0 .1 5 1 0. 61
1 .2 1
4 47 ,9 07 .5 0 0 .0 7 0 .5 2
8 .2 9 0 .1 3
9 .6 4
1 .1 0
+0.3 1 83 ,8 91 .3 75
2 .8 1
5 16 ,3 87 .1 86
0 .0 7 0 .4 9
7 .7 5 0 .1 2
9 .0 1
1 .0 3
5 68 ,0 25 .9 0 0 .0 6 0 .4 4
7 .0 4 0 .1 1
8 .1 9
0 .9 4
+0.2 2 40 ,7 35 .9 99
2 .7 9
9 .4 8 0 .1 6 1 1. 07
6 71 ,5 10 .2 38
0 .0 6 0 .4 0
6 .4 3 0 .1 0
7 .4 3
0 .8 5
7 38 ,6 61 .2 6 0 .0 5 0 .3 7
5 .8 5 0 .0 9
6 .7 5
0 .7 7
+0.01 3 97 ,6 96 .8 72
2 .7 6 1 ,0 99 ,2 25 .4 14
0 .0 4 0. 27
4 .2 0 0. 06
4 .8 7
0 .5 6
1 ,2 09 ,1 47 .9 6 0 .0 3 0 .2 4
3 .8 2 0 .0 6
4 .4 2
0 .5 1
Total 3 97 ,6 96 .8 72
2 .7 6 1 ,0 99 ,2 25 .4 14
0 .0 4 0. 27
4 .2 0 0. 06
4 .8 7
0 .5 6
1 ,2 09 ,1 47 .9 6 0 .0 3 0 .2 4
3 .8 2 0 .0 6
4 .4 2
0 .5 1
3
RESERVA PROBADO+PROBABLE Ley diluida
GRADEGROUP
ZNEQ%
Volume
De nsity
Tonna ge
CU
ZN
AG
PB
M**3 x 1000 T per M**3
T x 1000
%
%
gr/t
%
AU ZNEQ
gr/t
%
NSR
ZNEQ
Tonna ge
CU
ZN
AG
PB
$/t
%
T x 1000
%
%
gr/t
%
AU ZNEQ
gr/t
%
NSR
ZNEQ
$/t
%
+5
4,168.750
3.10
12,905.394 0.42 3.27 47.13 1.06 0.01 6.26 60.43
6.90
14,195.93 0.38 2.98 42.84 0.96 0.00 5.69 54.93
6.28
+4
6,395.500
3.09
19,779.144 0.39 2.85 41.24 0.90 0.01 5.45 53.03
6.06
21,757.06 0.35 2.59 37.49 0.82 0.00 4.95 48.21
5.51
+3.5
7,924.375
3.09
24,471.469 0.38 2.62 38.24 0.81 0.01 5.02 49.13
5.61
26,918.62 0.34 2.39 34.76 0.74 0.01 4.57 44.67
5.10
+3
9,835.875
3.08
30,317.431 0.35 2.40 35.24 0.73 0.01 4.60 45.13
5.16
33,349.17 0.32 2.18 32.04 0.66 0.01 4.18 41.03
4.69
+2.5
12,355.250
3.07
37,957.494 0.32 2.15 32.31 0.66 0.01 4.16 40.87
4.67
41,753.24 0.30 1.96 29.37 0.60 0.01 3.78 37.16
4.25
+2
16,114.500
3.05
49,208.025 0.29 1.88 29.14 0.58 0.01 3.66 36.00
4.11
54,128.83 0.26 1.71 26.49 0.53 0.01 3.33 32.72
3.74
+1.5
22,095.000
3.02
66,830.444 0.24 1.57 25.40 0.50 0.01 3.11 30.49
3.48
73,513.49 0.22 1.43 23.09 0.45 0.01 2.83 27.72
3.17
+1
35,454.625
2.97 105,292.444 0.18 1.19 19.84 0.38 0.01 2.38 23.23
2.65 115,821.69 0.16 1.08 18.03 0.35 0.01 2.16 21.12
2.41
+0.8
45,581.250
2.94 134,106.412 0.15 1.02 17.16 0.33 0.02 2.04 19.92
2.28 147,517.05 0.14 0.93 15.60 0.30 0.01 1.86 18.11
2.07
+0.75
48,797.000
2.94 143,220.425 0.14 0.98 16.49 0.31 0.02 1.96 19.08
2.18 157,542.47 0.13 0.89 14.99 0.29 0.01 1.78 17.35
1.98
+0.7
52,361.125
2.93 153,292.968 0.14 0.94 15.81 0.30 0.02 1.87 18.24
2.08 168,622.26 0.12 0.85 14.37 0.27 0.01 1.70 16.59
1.89
+0.65
56,304.125
2.92 164,422.487 0.13 0.89 15.13 0.29 0.02 1.79 17.41
1.99 180,864.74 0.12 0.81 13.76 0.26 0.01 1.62 15.83
1.81
+0.6
60,762.375
2.91 176,963.118 0.12 0.85 14.45 0.27 0.01 1.70 16.56
1.89 194,659.43 0.11 0.77 13.14 0.25 0.01 1.54 15.06
1.72
+0.55
65,585.750
2.90 190,480.999 0.12 0.80 13.79 0.26 0.01 1.61 15.74
1.80 209,529.10 0.11 0.73 12.53 0.23 0.01 1.47 14.31
1.64
+0.5
71,069.625
2.90 205,807.761 0.11 0.76 13.11 0.24 0.01 1.53 14.91
1.70 226,388.54 0.10 0.69 11.92 0.22 0.01 1.39 13.56
1.55
+0.4
83,623.125
2.88 240,841.223 0.10 0.68 11.82 0.22 0.01 1.37 13.32
1.52 264,925.35 0.09 0.62 10.75 0.20 0.01 1.24 12.10
1.38
+0.3
99,467.625
2.86 284,949.597 0.09 0.59 10.54 0.19 0.01 1.20 11.73
1.34 313,444.56 0.08 0.54
1.22
9.59 0.17 0.01 1.09 10.66
+0.2 120,831.374
2.85 344,159.652 0.07 0.51
9.24 0.16 0.01 1.04 10.08
1.15 378,575.62 0.07 0.46
8.40 0.15 0.01 0.94
9.16
1.05
+0.01 167,889.747
2.83 474,576.400 0.06 0.38
7.09 0.12 0.01 0.78
7.57
0.87 522,034.04 0.05 0.34
6.44 0.11 0.01 0.71
6.89
0.79
Total 167,889.747
2.83 474,576.400 0.06 0.38
7.09 0.12 0.01 0.78
7.57
0.87 522,034.04 0.05 0.34
6.44 0.11 0.01 0.71
6.89
0.79
1.3 Consideraciones para Proyectar el Costo de Producción Se consideran un cierto número de factores estableciendo una minería apropiada y costo de procesamiento, siguiendo los estándares de ICM Pachapaqui. Tamaño de recurso: El proyecto se ha considerado con el manejo del 50% de la reserva y el 50% restante más allá del período de reembolso proyectado. Para una mina de metales básicos, se necesita una vida mínima de 15 a 20 años, en cuanto a cualquier cosa más allá de este valor muestra una contribución insignificante al Valor Neto Presente (NPV) del proyecto, por lo que es necesario tener el retorno de capital de inversión del proyecto con reembolso de 3 a 5 años. •
Costos unitarios: Generalmente los costos unitarios de operación son más bajos utilizando el mayor equipo posible. •
Limitaciones operacionales: Consideraciones prácticas con respecto al número de fases requeridas en la operación para lograr un ratio de producción en relación a la geometría del pit. •
Limitaciones de construcción: El tamaño físico y el peso máximo de equipos y envío pueden determinar el tamaño máximo de unidades disponibles. •
Performance financiera del Proyecto de Inversión: Generalmente se pueden usar altos ratios de producción con el fin de reducir los costos unitarios de operación. Esto hace que sea necesario altos niveles de capital en la inversión para lograr altas productividades. •
Los costos de producción más elevados generalmente logran una recuperación del capital mas rápido mejorando el NPV del proyecto. •
4
Determinar el costo de producción óptimo es un ejercicio iterativo. Considerando los factores citados se ha seleccionado un costo de producción para 50,000 tpd (mineral + desmonte) como la línea base para el diseño del Proyecto y los costos. Las rentabilidades son mejoradas significativamente con una productividad más elevada y después de probar productividades diferentes, el alcance del estudio ha llegado a un óptimo de una producción de 10,000 tpd.
1.4 Planeamiento de Minas Modelo de Bloques 3D Con los servicios de ERSI4D han clasificado datos de Pachapaqui, Para formar un proyecto en MineSight, qué forma la Base de la planificación de mina para el 2012 Alcance del Estudio. Se inicializa el proyecto de MineSight llamado "Pachapaqui_abril2012" creando un archivo pcf (pch10.dat) y el archivo proyecto (pch.prj). Las dimensiones de proyecto y modelo son: Geometria PCF Pachapaqui rot
315
origen
size
número bloques distance
x
275425.614
5
629
3145
y
8900170.31
5
450
2250
z
3500
5
360
1800
total bloques
101,898,000
1.4.1 Planeamiento de Minas E l modelo en Minesi g ht . TWP ha suministrado un Modelo de Bloques 3D (3DBM) para el proyecto de ICM Pachapaqui. El 3DBM fue preparado por ERSI 4D SAC (ERSI4D) y contiene los siguientes Campos: X; Y; Z; Rock Clase Proporción de topo • • • •
C3 (Znequivalente% con formula 16/04/2012)
•
Se ha importado el 3DBM suministrado por TWP en un MineSight 3DBM en "mblock" para planificación de mina. Este 3DBM incluye artículos adicionales utilizados en el planeamiento de minas. 1.4.1.1 Campos de trabajo
Se presentan los campo "mblock", su origen y descripciones más abajo: • ZN (%) • PB (%) • AG (gramos/ton) • CU (%) 5
• AU (gramos/ton) • C2 ($/t) (NSR) • C3 (%) (Zn equivalente)
ROCKT categorizacion de litologias Valor de entero que representa tipo de roca del modo siguiente: 1 - Brecha 2 - Mantos totales 4 - Brecha B 6 - Caliza skar 103 Manto Matter 104 Manto Intermedio 105 Manto Esperanza 108 Manto Providencia 8 Veta Amelia 7 Zona Sinchi Roca •
CATE Categorización por tipo de Recurso Artículo de clase de entero que representa clasificación de confianza de existencia del modo siguiente: 1 - Medido 2 - Indicado 3 - Inferido •
DENSI (tonelada/ m 3 ) Gravedad específica •
ZNEQ (C3) Zn equivalente, calculado en base a los precios proyectados de cotización de los metales involucrados y a la recuperación metalúrgica de los mismos. •
Zn equivalente = Zn% + 1.07xPb% + 2.60xCu% + 0.03x Ag gr/t PERC Porcentaje de la topografía hacia abajo •
6
1.5 Límites de Pit E conómicos , Plan de Mina 1.5.1 Introducción El límite de pit económico está proyectado utilizando las rutinas de optimización del pdippr de MineSight que están basadas en el algoritmo Cono Flotante (CF). El algoritmo de CF corre contra el Modelo de Bloques 3D, evaluando los costos y ingresos de los bloques en conos potenciales de pits. La rutina utiliza costos de entrada, precios, ángulos de inclinación de taludes totales y se expande hacia abajo y hacia afuera. Los casos adicionales son Incluido en el análisis para evaluar las sensibilidades de parámetros de diferentes alternativas del proyecto. El límite de pit económico es determinado para cada área de pit utilizando datos de la mina que prevé el Modelo de Bloques 3D descrito anteriormente, y Archivos (GSF) de Superficie de MineSight Gridded creado para cada área de pit. Los pits de CF consiguientes son conservados en GSF llamado pit.
1.5.2 Ángulos de Talud del Pits Los ángulos de inclinación de pit están basados en el estudio "Evaluación Geomecanica del Minado" preparado por DCR Ingenieros SRLtda. e indican que son accidentados en el área del pit. Para el alcance actual del estudio preliminar solo se ha considerado ángulos de 40° , 45° y 50° Para los taludes. Eligiendose el de 40° por las condiciones geomecánicas existentes
archivo waste overburden mining radio SG SG SG ton cota fondo ton Ag precio slope ton mineral S/R Zneq% Zn% Pb% Cu% S cost cost cost base ore waste OVBN desmonte de pit des+mineral gr/t s37
4
4
20
50
3.0
2.4 2.4
1
40 50,467,770 294,800,649 5.84
4090 345,268,419 2.68 1.10 24.29 0.43 0.15
s38
4
4
20
50
3.0
2.4 2.4
1
45 74,061,367 424,987,397 5.74
3925 499,048,764 2.75 1.22 21.52 0.40 0.18
s39
4
4
20
50
3.0
2.4 2.4
1
50 85,093,451 417,045,525 4.90
3890 502,138,976 2.70 1.21 20.72 0.38 0.18
7
Zneq vs Slope 2.76 2.74 2.72 2.70
q e n Z
2.68
zneq
2.66 2.64 2.62 40
45
50
Slope
SR Vs Slope 6.00 5.80 5.60 5.40 R / 5.20 S
SR
5.00 4.80 4.60 4.40 40
45
50
Slope
Tonelaje Vs Slope 90,000,000 80,000,000 70,000,000 60,000,000 e j a 50,000,000 l e n o 40,000,000 T
Series1
30,000,000 20,000,000 10,000,000 0 40
45
50
Slope
8
1.5.3 Costos de Minado y Proceso de CF Costo de desbroce y movimiento de desmonte, trabajo que realizara un contratista se ha estimado en 4 $/ton, costo total de minado + procesamiento entre 17.5 y 20 $/ton 1.5.4 Manejo de S ensibilidades Los límites de pit económicos están basados en el costo actual y asunciones de precio de los metales, para ser aplicados a ~20 años de vida de mina. Desde estos los parámetros económicos son estimaciones, la sensibilidad del último pit económico tiene la necesidad de ser evaluada. Se hace esto variando los parámetros económicos en serie de casos. Se utilizan los pits anidados en estos casos también para elegir pit pushback o fases. Para cada caso a probar se determinan las series de pits anidados de CF manteniendo costos de minado constantes y variables los precios estimados.
archivoS
wast overburde min in radio SG ton cota fondo ton SG waste SG OVBN precio slope base S ton mineral S/R zneq% cost cost cost base ore desmonte de pit des+mineral
s34
4
4
20
50
3
2.4
2.4 0.6 50 s0
s31
4
4
20
50
3
2.4
2.4 0.75 50 s0
s1
4
4 20.0
50
3
2.4
2.4
s32
4
4
20
50
3
s33
4
4
20
50
s35
4
4
20
50
291,100
526,588 1.81 4305*
Zn%
ag gr/t
pb%
cu%
ton*zneq
817,688
2.468
0.8079
39.3566
0.324
0.1269 7184.34
50,520,814 198,191,505 3.92
4005 248,712,319
2.742
1.3108
25.1728
0.466
0.1672 1385280.7
1 50 s0
68,030,721 340,593,639 5.01
3925 408,624,360
2.649
1.3041
22.8815
0.433
0.1885 1802133.
2.4
2.4 1.25 50 s0
93,896,670 671,550,355 7.15
3805 765,447,025
2.516
1.2659
21.3864
0.394
0.1821 2362440.2
3
2.4
2.4 1.5 50 s0
100,682,514 833,468,801 8.28
3765 934,151,315
2.475
1.253
20.9031
0.385
0.1787 2491892.2
3
2.4
2.4 0.5 50 s0
Sensibilidad con respecto al precio del Zn 1,000,000,000
2.8
900,000,000
2.75
800,000,000
2.7
700,000,000
2.65 o i
300,000,000
d e m 2.55 o r p 2.5 q e n 2.45 Z
200,000,000
2.4
100,000,000
2.35
e j 600,000,000 a l e 500,000,000 n o T 400,000,000
2.6
0
tonelaje zneq
2.3 0.6
0.75
1
1.25
1.5
Precio Zn $/lb
9
Límites de Pit económicos
Variación del tonelaje de mineral variando el costo total considerando fijo el precio del metal archivoS s7 s6 s1 s5 s2 s4 s3
waste cost overburden minin g cost radiobase SG ore SG waste SG OVBN precio slope metodo base S ton mineral 4 4 25.0 50 3 2.4 2.4 1 50 cono flotante s0 60,310,320 4 4 22.5 50 3 2.4 2.4 1 50 cono flotante s0 64,256,842 4 4 20.0 50 3 2.4 2.4 1 50 cono flotante s0 68,030,721 4 4 17.5 50 3 2.4 2.4 1 50 cono flotante s0 76,885,296 4 4 15.0 50 3 2.4 2.4 1 50 cono flotante s0 83,405,471 4 4 12.5 50 3 2.4 2.4 1 50 cono flotante s0 90,712,374 4 4 10.0 50 3 2.4 2.4 1 50 cono flotante s0 95,930,314
Figura
ton desmont S/R 271,093,481 306,042,730 340,593,639 417,414,327 495,408,790 609,030,578 720,524,523
4.49 4.76 5.01 5.43 5.94 6.71 7.51
ta fondo de ton des+mi zneq% Zn% ag gr/t pb% cu% 3945 331,403,801 2.717 1.3298 23.8369 0.448 0.185 3930 370,299,572 2.692 1.322 23.3672 0.442 0.1887 3925 408,624,360 2.649 1.3041 22.8815 0.433 0.1885 3900 494,299,623 2.575 1.2869 21.9533 0.41 0.1848 3875 578,814,261 2.527 1.2635 21.5899 0.4 0.1821 3825 699,742,952 2.513 1.2603 21.4596 0.395 0.1819 3790 816,454,837 2.507 1.2654 21.2428 0.391 0.181
Tonelaje Mineral Vs Costo Total
Tonelaje mineral Vs Costo Total 120,000,000 100,000,000 l a r 80,000,000 e n i m 60,000,000 e j a l e n o 40,000,000 T
Series1
20,000,000 0 25.0
22.5
20.0
17.5
15.0
12.5
10.0
Costo Total $/ton
Se observa que los costos mayores a 20$/ton no influyen demasiado en el tonelaje de mineral
1.6Detalle del dis eño de Pit ERSI 4D ha completado diseños de pit demostrando la viabilidad de acceder y minar los recursos económicamente explotables de ICM Pachapaqui. Los diseños son desarrollados usando el software MineSight ® , ángulos de inclinación de pit según consideraciones geotécnicas discutidos anteriormente, estándares regulados para anchos de caminos, y anchos mínimos de mi nado para lograr una operación eficaz para el tamaño de equipo de minado elegido para el proyecto.
10
1.6.1 Selección de Fase de CF Se utilizan los pits de CF discutidos previamente para evaluar alternativas para determinar el límite de pit económico y el mejores pushback o fases empezar trabajo de diseño detallado en los pits de CF proporcionan una guía geométrica y concepciones detalladas de pit. Entre los detalles será la adición de Caminos y acceso de banco, supresión de las áreas de mineral faltas de sentido práctico con un ancho menos que el mínimo, y asegurando el talud del pit, las recomendaciones geotécnicas.
Para cos to Total de 20$/tn C on una producci ón de 10000t/dia mineral periodo archivoS
waste overburden mining radio SG SG SG cota fondo ton Ag precio slope ton mineral ton desmonte S/R Zneq% Zn% Pb% Cu cost cost cost base ore waste OVBN de pit des+mineral gr/t
año1
s43
4
4
20
50 3.0
2.4
2.4
1
40 3 ,820,687
año5
s44
4
4
20
50 3.0
2.4
2.4
1
año10 s45
4
4
20
50 3.0
2.4
2.4
año20 s37
4
4
20
50 3.0
2.4
2.4
21,623,032 5.66
4445
25,443,719
2.14 0.73 25.71 0.33 0.1
40 17,385,388 1 09,423,667 6.29
4285 126,809,055
2.34 0.88 25.18 0.36 0.1
1
40 36,003,727 2 18,868,853 6.08
4175 254,872,580
2.66 1.07 25.67 0.43 0.1
1
40 50,467,770 2 94,800,649 5.84
4090 345,268,419
2.68 1.10 24.29 0.43 0.1
Pits con una producc ión de 5,000 t/dia mineral periodo archivoS waste cost
overburden mining radio SG SG SG ton cota fondo precio slope ton mineral S/R Zneq% Zn% Ag gr/t Pb% Cu% cost cost base ore waste OVBN desmonte de pit
año1
s46
4
4
20
50
año5
3.0
2.4
2.4
1
40
1,985,819 10,465,996 5.27
4475
2.01 0.67 24.63 0.31 0.10
s47
4
4
20
50
3.0
2.4
2.4
1
40
8,436,044 55,716,431 6.60
4385
2.32 0.85 26.59 0.34 0.12
año10 s44
4
4
20
50
3.0
2.4
2.4
1
40 17,385,388 109,423,667 6.29
4285
2.34 0.88 25.18 0.36 0.12
año15 s48
4
4
20
50
3.0
2.4
2.4
1
40 25,616,794 165,493,098 6.46
4235
2.59 1.01 26.26 0.40 0.14
Ley cut off El valor de cut off utilizado en esta Evaluación Preliminar es 2.5 % de ZNEQ Dilución La dilución de minado se considera que no será mayor a 10% Pérdidas de minado Se estiman pérdidas de minado a 3%. esto representa bloques mineralizados aislados que sí probablemente no se recupere, las pérdidas asociaron con selectividad del mineral de minado en 7.5m bancos versus el 5m bloques elevados utilizados en el modelo de recurso y ocasionalmente carretadas mal dirigidas. Un bloque nuevo el modelo basado en sobres de grado menos restringidos puede contener mineralización adicional eso compensaría las pérdidas por minado. 11
1.7 Programa de Producción Se resume el programa de producción de mina basado en cantidades del Cuadro siguiente:
Case base : Programa de Producción de mina Considerando 2 años de pre-minado Para producción de 10 000t/dia mineral Para costo total de 20$/t
periodo ton mineral ton desmonte S/R
ton Zneq% Zn% des+mineral
Ag gr/t
Pb% Cu%
año1
3,820,687
21,623,032
5.66
25,443,719
2.14
0.73
25.71
0.33
0.11
año5
17,385,388
109,423,667
6.29
126,809,055
2.34
0.88
25.18
0.36
0.12
año10
36,003,727
218,868,853 6.08
254,872,580
2.66
1.07 25.67
0.43
0.14
año20
50,467,770
294,800,649 5.84
345,268,419
2.68
1.10 24.29
0.43
0.15
Curva Tonelaje Ley Zn equivalente 140,000,000
3.00
120,000,000
2.50
100,000,000 e j a l e n o T
2.00
80,000,000 1.50 60,000,000 1.00
40,000,000
q e n Z
mineral desmonte total Zneq
0.50
20,000,000 0
0.00 0
5
10
15
20
25
años
Para producción de 5000t/dia mineral (considerando 1 año de pre-minado) periodo ton mineral
ton desmonte
S/R
ton Zneq% Zn% Ag gr/t Pb% Cu% año des+mineral
año1
1,985,819
10,465,996 5.27
12,451,815
2.01 0.67
24.63 0.31 0.10
1
año5
8,436,044
55,716,431 6.60
64,152,475
2.32 0.85
26.59 0.34 0.12
5
año10
17,385,388 109,423,667 6.29
126,809,055
2.34 0.88
25.18 0.36 0.12
10
año15
25,616,794 165,493,098 6.46
191,109,892
2.59 1.01
26.26 0.40 0.14
15
12
Curva Tonelaje ley Zneq 70,000,000
3.00
60,000,000
2.50
50,000,000 2.00 40,000,000
e j a l e n o T
1.50
q e n Z
30,000,000
total mineral desmonte
1.00
zneq
20,000,000
0.50
10,000,000
0
0.00 0
2
4
6Años
8
10
12
14
16
1.8 A ncho de Camino de Transporte
Para tráfico con pase dual se necesita un ancho de Camino de no menos de 3 veces el ancho del vehículo de acarreo mas ancho utilizado en el camino. En donde el tráfico es un sentido, se necesita un ancho de camino de no menos de 2 veces el ancho del vehículo de acarreo más ancho utilizado en el camino. Las banquetas deberían ser al menos 3/4 de la altura del mayor neumático en cualquier vehículo de acarreo en el camino A lo largo del filo de la Camino de acarreo donde quiera que un cambio o pase mayor que 3 m existe, las banquetas son diseñadas a 1.5:1 (H:V.) - Mayor Ancho Vehículo Total (CAT 797B) - Máxima Altura (59/80R63) de Neumático - Camino de Transporte mínima fuera de altura de berma - Ancho de Berma - Ancho de zanja - El camino doble de transporte de acarreo - El camino doble de transporte externo - El único camino de transporte de acarreo - El único camino de transporte externo - Pendiente/gradiente camino - Angulo de cara de banco - Angulo entre Rampas
9.8m 4.0m 3.0m 4.5m 4.5m 34.2 m 47.4 m 24.4 m 37.6 m 8 a 10% 70° 50°
13
1.8.1 A ncho de B erma Variable Se preparan diseños de pit de ICM Pachapaqui respetando ángulos de pared totales, un ángulo de talud del banco fijo (70 O ) y anchos de berma de seguridad variables con una 11m ancho mínima. Dónde las caminos de transporte se cruzan se diseñan bancos de seguridad, se toma en cuenta el ancho del camino de transporte hasta el ancho de berma seguro para el propósito de calculo el ángulo de pared interrampa máximo.
1.8.2 Altura de B ancos Las concepciones de pit de ICM Pachapaqui prevén minado de bancos de 15 metros en un acuerdo de bancos doble de modo que los bermas de seguridad de al menos 11m ancho separan verticalmente por 30 metros de elevación. El mineral será volado en bancos de 10m y podra ser extraído en bancos 5m para mejorar selectividad. 1.9 R esultados del Dis eño Se han utilizado el cono de Pit final de CF elegido como guías para el desarrollo de las concepciones de pit detalladas.
Topografia original y diseño de pit final
14
Vista 3D-Topografia original y diseño de pit final
1.10 S elecci on de E quipo de carg uio y acarreo para mina
Las costos de producción a ICM Pachapaqui, indicaron que de costo/ tonelada para la flota de palas de cable y camiones de acarreo están en los rangos de tamaño de la pala de cable de P&H4100XPB hecha coincidir con el camión Caterpillar 797B. Esta es también la combinación de cargador/ camión que proporciona el ratio de costo/ tonelada más bajo y podra ser utilizada en el acarreo de desmonte. Para transportar el material de desmonte en ICM Pachapaqui lo recomendable es que se utilice una flota veloz necesaria para la producción minado primario en el pit de de ICM Pachapaqui. Similarmente, los bajos costos/ tonelada de flota de palas hidráulicas y camiones como la pala hidráulica Terex O&K RH400 que coincidir con el camión 797B de Caterpillar . Se necesita una pala hidráulica para el carguio del mineral para mejorar selectividad, minimizar la dilución y minimizar factor de lleno de la cuchara incurrido como un resultado de tener el banco menor altura (7.5m) utilizado en minar el mineral selectivamente, el menor costo/ tonelada de la flota cargadores y camiones está en el rango de tamaño del Le Tourneau 2350 para cargadores que puede trabajar con el camión Caterpillar 797B. Se necesita un cargador como stand by para los cargadores de producción que están mecánicamente con desperfectos y para cargar material en los stockpile
15
1.11 Prog rama de Producción
1.11.1 Introducción Se desarrolló el programa de producción de mina con el Planificador Estratégico (MS SP) de MineSight, una herramienta de planificación de rango largo plazo en un tajo abierto. Lo utilizan típicamente para reproducir la producción durante la vida de la mina. El programa que maximizará el Valor Presente Neto Para una propiedad sometida a usar condiciones especificas y limitaciones, requisitos de producción anuales, consideraciones de funcionamiento de mina, precios de producto, recuperaciones , se utilizan capacidades de destino, realización de equipo y costes operativos determinar el óptimo programa de producción. Se presentan resultados de planificación en el período además de acumulado y incluye: • Las toneladas y leyes minadas en el período descompuesto por tipo de mineral, banco y minado. • Requisitos de camión y Pala en el período en número de unidades y número
de operativas horas • Las toneladas transportaron en el período a destinos diferentes (molino,
stocks y vertederos de pérdida )
1.11.2 Programa Criterios La configuración del programa de ICM Pachapaqui incluyó: • Las eficiencias de camiones están basadas en la eficiencia de operaciones de
equipo de 95%. Las horas de ciclo de transporte fueron estimado de simulaciones con el programa de FPC de CAT. Las simulaciones asumieron un operador del 90% Eficiencia, ninguno juntándose y ningún límite de velocidad. • Se puso la eficacia de operaciones de pala (RH400) hidráulica a 90% con un
ratio de 3.25 CAT797T • La P&H4100XPB utiliza eficacia de operaciones del 90% con un ratio de 3.03
CAT797T Se estiman Horas de transporte de ida y vuelta utilizando simulaciones del programa de FPC de CAT. Productividad Los cálculos utilizaron los criterios siguientes: Para todos los bancos en todos los pits que el transporte cronometra, se interpolan horas de regreso y consumo de combustible linealmente Basado en los programas de horas de transporte y regreso. Las horas de transporte y regreso fueron definidas con eficacia de operadores del 90%. Se utilizó tiempo de Carguío y Maniobra de 1.5 minutos.
En el Planificador Estratégico se realiza la interpolación lineal de horas de ciclo de camión para todas las fases de todos los bancos a todos los destinos estimados. 16
1.12 Variación de la topografia de pits 1.12.1 alternativa 5 000 t/dia 1-15 años
Año 0
Año 1
Año 5
Año 10
Año 15
17
1.12.2 alternativa 5 000 t/dia 1-3 años Pit S46-Año 1
Vista Planta
Vista Isometrico
Vista Norte
18
Pit S61-Año 2
Vista Planta
Vista Isometrico Vista Norte
19
Pit S62-Año 3
Vista Planta
Vista Isometrico Vista Norte
20
Programa de Produccion para 3 Primeros años Acumulado
mineral con dilucion 10% archivoS
waste overburden mining radio SG SG SG ton ton ton precio slope S/R zneq% Zn% ag gr/t pb% cost cost cost base ore waste OVBN mineral desmonte des+mineral
cu%
tonelaje mineralacu
año
zneq%
Zn%
ag gr/t
pb%
cu%
s46
4
4
20
50 3.0
2.4
2.4
1
40 1,985,819 10,465,996 5.27 12,451,815 2. 014 0.6747 24. 6341
0 .313
0.102
1
2,184,401
1. 83
0.61
22. 39
0.28
0. 0
s61
4
4
20
50 3.0
2.4
2.4
1
40 3, 820,687 21,623,032 5.66
25,443,719 2. 142 0.7293 25. 7106
0.329
0.1115
2
4,202,756
1.95
0.66
23.37
0.30
0.1
s62
4
4
20
50 3.0
2.4
2.4
1
40 5, 247,849 32,809,077 6.25
38,056,926 2. 247 0.7827 26. 8836
0.336
0.1149
3
5,772,634
2.04
0.71
24.44
0.31
0.1
Programa de Produccion para 3 Primeros años – año por año
tonelaje por año archivoS
waste overburden mining radio SG SG SG precio slope ton mine2 ton desm2 cost cost cost base ore waste OVBN
Ley por año
mineral con dilucion 10% por año
ton tonelaje zneq% Zn% ag gr/t pb% cu% zneq% Zn% ag gr/t pb% cu% año des+min mineral
s46
4
4
20
50 3. 0
2.4
2.4
1
40
1, 985, 819 10, 465, 996 12, 451,815
2. 01 0.67 24. 63 0. 31 0. 10
2, 184, 401
1. 83 0.61 22. 39 0. 28 0.09
1
s61
4
4
20
50 3.0
2.4
2.4
1
40
1,834,868 11,157,036 12,991,904
2.28 0.79 26.88 0.35 0.12
2,018,355
2.07 0.72 24.43 0.31 0.11
2
s62
4
4
20
50 3.0
2.4
2.4
1
40
1,427,162 11,186,045 12,613,207
2.53 0.93 30.02 0.35 0.12
1,569,878
2.30 0.84 27.29 0.32 0.11
3
21
1.13. Manejo de Des monte 1.13.1 Introduccion Aproximadamente 170 millones m3de desmonte sera generado por el desarrollo del Pit. Manejo del desmonte mediante botaderos esta siendo identificado como un componente critico del Projecto dado por el volume de material a ser movido. Dos botaderos son propuestos en este tiempo, un botadero al lado norte que esta al norte del Pit y un botadero al sureste ubicado al sureste del Pit . 1.13.2 Parametros del Proyecto Parametros Para botaderos de desmonte • Talud total = 3:1; • Talud intermedio = 1.5:1; • Altura máxima de banco = 30m; • Densidad almacenada = 2t/m3;
Volumen Requerido A Pit de 10 000 tpd Pit hasta el nivel 3925 Volumen Desmonte Total = 142 millones m3, Volumen Roto = 170 millones m3
Volumen Requerido B Pit de 5 000 tpd Pit hasta el nivel 4245 Volumen Desmonte Total = 58 millones m3, Volumen Roto = 69 millones m3
22
1.14 Flota de E xtracción Operación de mina La mina está planificada para operar 24 horas/día durante 355 días/año con tripulaciones de dos turnos de trabajo de 12 horas con rotación de 14 días. Se esperan que diez días serán perdida por clima, cierres etc. La disponibilidad mecánica estimada de 78% a 89% para el equipo principal y esta en el rango 82-85% esto es estimado, cuando el equipo es para mantenimiento o estacionamiento 10.5 horas operativas que sera conseguido en la planificación de 12 horas tras bonificaciones para retrasos planificados tal como descansos, cambio de guardias y comprobaciones de arranque de equipo. Durante las 10.5 operativas horas en que los otros retrasos operativos no planificados se encontrarán, perdida de tiempo productivo por combustible, retraso en la voladura, etc, que reducirá eficacia operativa y productividad del equipo. La eficacia operativa varía de 83% (esto es una hora de 50 minutos) Para soporte de equipo a 95% para transporte.
Perforación El desmonte sera perforado en bancos de 15m por 311mm de diametro de perforadoras rotativas electricas en una malla de 8.2 x 8.2m. Se muestrea los cortes de Blasthole para propósitos de control de ley y para completar todo el minado se necesita cuatro perforadoras para desmonte y dos para mineral de 150mm de diametro. En adicion dos perforadoras de 311 de reemplazo son incluidas en la flota de adquisiciones. Une perforadora auxiliar de 150mm de diametro es incluida en el equipo para los taladros de precorte en las paredes limites del pit.
Voladura La mina podra utilizar carga repartida en el blasthole asumiendo 50% emulsión y 50% de ANFO, Podra ser usado para el inicio detonadores no electricos. Factor de potencia 0.15Kgpt para mineral y 0,3 Kgpt para desmonte
Carguio El carguio de desmonte podra ser con una pala electrica P&H 4100 y cuatro unidades puede ser requeridas para el carguio de desmonte El carguio de mineral puede usar pala hidraulica O&K RH400 que opera en bancos cortos de 7.5m Para mejorar selectividad de mineral. Considerando la vida total de mina una pala hidráulica de reemplazo es necesaria. Un Cargador de Le Tourneau L-2350 puede usar en los stockpile para el mineral chancado.
23
Transporte Todo mineral, desmonte y material remanente puede usar camiones de CAT 797F con una carga útil de 345t. Sobre la vida de mina, la flota seria de 36 unidades. Ninguna unidad de reeemplazo.
Equipo de Soporte principal El equipo de soporte principal incluye: • Siete bulldozer incluyendo dos Cat D11R y tres Cat D10T y dos unidades
CAT 844H sobre llantas, sobre la vida de mina sera necesario dos unidades CAT D10T de reemplazo; • Tres motoniveladoras incluyendo dos CAT 16H y un CAT 24H . Para la vida total de mina se requerira cuatro unidades CAT 16H de reemplazo y dos unidades CAT 24H d • Un camión CAT 789C Para transporte de agua de capacidad 48,000gal.
Cuadro 1.14.1: Equipo de Flota de mina Produccion 10,000 tpd Preminado Año1
Año5
Año10-20
perforadora desmonte
2
3
4
3
perforadora mineral
1
2
2
2
pala PH4100
2
3
4
3
1
1
1
1
0
1
1
1
10
21
30
36
Motoniveladoras
2
3
3
3
bulldozers
7
7
7
7
Camiones de agua
1
1
1
1
20
20
20
20
pala hidraulica O&K RH400 Cargador L2351 Camiones CAT 797B
otras unidades de soporte
Cuadro 1.14.2: Equipo de Flota de mina Produccion 5,000 tpd Preminado Año1
Año5
Año10-15
perforadora desmonte
1
2
2
2
perforadora mineral
1
1
1
1
pala hidraulica O&K RH200
1
1
1
1
Cargador 994F
1
2
2
2
10
21
30
36
Motoniveladoras
2
2
2
2
bulldozers
4
5
5
5
Camiones de agua
1
1
1
1
20
20
20
20
Camiones CAT 785D
otras unidades de soporte
24
Costos de Inversion en Equipo de Flota principal - Producción 10,000 tpd
1 Perforadora rotativa para desmonte 300mm 2 Perforadora rotativa para mineral de 150mm 3 Pala PH4100 4 Pala Hidraulica O&K RH400 5 Cargador Frontal L2351 6 Camion CAT 797F 7 Motoniveladoras CAT 16H 8 Motoniveladoras CAT 24H 9 Bulldozer CAT D10T 10 Bulldozer CAT D11R 11 CAT 844H 12 Camion para agua CAT 789C 13 Camion para combustible CAT 789C 14 Equipos de servicios medianos
inversion/unidad cantidad total US$ 650,000 4 2,600,000 400,000 2 800,000 3 54,000,000 18,000,000 1 11,000,000 11,000,000 1 2,500,000 2,500,000 30 105,000,000 3,500,000 2 1,100,000 550,000 1 630,000 630,000 5 4,250,000 850,000 2 2,400,000 1,200,000 1 350,000 350,000 1 1,250,000 1,250,000 1 1,300,000 1,300,000 650,000 650,000 Inversion Total US$ 187,830,000 imprevistos + 10% 206,613,000
Costos de Inversion en Equipo de Flota principal - Producción 5,000 tpd
1 Perforadora rotativa para desmonte 300mm 2 Perforadora rotativa para mineral de 150mm 4 Pala Hidraulica O&K RH200 5 Cargador Frontal 994F 6 Camion CAT 785D 7 Motoniveladoras CAT 16H 9 Bulldozer CAT D10T 12 Camion para agua CAT 789C 13 Camion para combustible CAT 789C 14 Equipos de servicios medianos
inversion/unidad cantidad total US$ 650,000 2 1,300,000 400,000 1 400,000 8,000,000 1 8,000,000 2,000,000 2 4,000,000 2,500,000 30 75,000,000 550,000 2 1,100,000 850,000 3 2,550,000 1,250,000 1 1,250,000 1,300,000 1 1,300,000 650,000 650,000 Inversion Total US$ 95,550,000 imprevistos + 10% 105,105,000 25
1.15 R equerimientos de Pers onal de Minas
Se decidió que los requisitos de personal de mina sostuvieron el equipo de mina, producción programa y planes operativos. Los requisitos Para preproducción y los primeros 19 años son
Cuadro 1.15.1: Necesidad de Personal de mina - Producción 10,000 tpd Preminado Año1
Año5
Año10-20
Personal de supervision & te cnicos
Supervisor de operaciones
8
8
8
8
Supervisor de planeamiento y mina
18
18
18
18
Ingenieria de minas y topografia
16
16
16
12
4
14
14
8
46
56
56
46
Operadores de perforadoras
8
20
20
12
voladura
8
8
8
8
Operadores de palas
12
16
20
20
Operadores de camiones
36
76
100
84
Operadores de motoniveladoras
7
10
10
10
Operadores de cargadores
0
1
1
1
Operadores de camiones de agua
2
2
2
2
Operadores de camiones tanques
2
2
2
2
Operadores de bulldozers
10
10
10
8
Total fuerza de trabajo por horas
85
145
173
4
8
12
8
20
40
56
30
mecanicos equipo liviano
4
4
4
4
mecanicos
4
8
8
6
llanteros
3
6
7
5
soldadores
1
2
2
2
hombres de servicios varios
2
2
2
3
Total personal de manteniemto
38
70
91
58
Total personal
169
271
320
251
Geologia y control de leyes total Staff Fuerza de trabajo de operaciones
147
Fuerza de trabajo mantenimiento
electricistas mecanicos equipos pesado
26
Cuadro 1.15.2: Necesidad de Personal de mina - Producción 5,000 tpd Preminado Año1
Año5
Año10-15
Personal de supervision & tecnicos Supervisor de operaciones
6
6
6
6
Supervisor de planeamiento y mina
12
12
12
12
Ingenieria de minas y topografia
10
10
10
10
4
6
6
6
32
34
34
34
Operadores de perforadoras
4
10
10
10
voladura
8
8
8
8
Operadores de palas
8
12
12
12
36
76
100
84
Operadores de motoniveladoras
5
6
6
6
Operadores de cargadores
6
8
8
8
Operadores de camiones de agua
2
2
2
2
Operadores de camiones tanques
2
2
2
2
Operadores de bulldozers
6
6
6
6
77
130
154
2
4
4
4
20
20
20
20
mecanicos equipo liviano
4
4
4
4
mecanicos
4
8
8
6
llanteros
3
6
7
5
soldadores
1
2
2
2
hombres de servicios varios
2
2
2
3
36
46
47
44
145
210
235
216
Geologia y control de leyes total Staff Fuerza de trabajo de operaciones
Operadores de camiones
Total fuerza de trabajo por horas
138
Fuerza de trabajo mantenimiento electricistas mecanicos equipos pesado
Total personal de manteniemto Total personal
27
