MATERIA DISEÑO MINERO OFICIAL

UNIVERSIDAD DE SANTIAGO DE CHILE FACULTAD DE INGENIERIA DEPARTAMENTO DE MINAS

ASIGNATURA : INGENIERIA DE DISEÑO MINERO. PROFESOR : EDUARDO CONTRERAS M. ALUMNO : ANTONIO ICETA BAEZA.

 NEGOCIO MINERO. MINERO. La actividad minera es un negocio que genera divisas ( ganar dinero ) Comienza con una idea y termina con una faena en producción o en operación. La mayoría de los proyectos que se c onocen están en esta Etapa Final.

Faena en Producción

IDEA Esta tiempo se subdivide en 3 grandes Fases: 1- Fase de Estudios. (Preliminares) 2- Fase de Diseño o de Inversión. 3- Fase de operación o Producción.

La idea de querer participar en esta actividad minera o proyecto minero nace de alguien (Inversionistas) que mira esta actividad minera y se fija que es alta% rentable. Para ver que sustancias se pueden explotar se hacen estudios y se ve cuales son las necesidades y demandas de las diferentes sustancias Mxs. En el mundo. Siempre existe demanda de Sustancias Mxs. (producto fresco) independiente del reciclaje. Existe un Riesgo: Económico, Geológico y País (Político). Como en Chile el principal Mx es el Cu supongamos supongamos que este grupo de de empresas lo que quiere explotar es Cu. Dado que las mayores Reservas Reservas de Cu del mundo se encuentran en Chile se elige elige este país. Además se debe observar también las circunstancias circunstancias que rodean la actividad. Chile tiene un cordón dorado en los Andes que cubre los mayores yacimientos de Cu del mundo. Se busca que estén dadas las condiciones, que exista una política que permita la explotación (Chile (Chile las tiene). A la Empresa Transnacional (Inversionistas) (Inversionistas) le interesa que el dinero que van invertir invertir sea recuperado. Invertir en Minería Minería es Riesgoso (Riesgo Económico porque el precio no se mantenga en el tiempo, que no se encuentran las sustancias que buscamos). Debe existir tranquilidad y estabilidad  política, una política política ambiental acorde. acorde.

Problemáticas: 1- La minería requiere de mucho capital, para poder invertir  requiere de grandes grandes inversiones. inversiones. CODELCO para poder invertir requiere requiere de Asociaciones. P.e: ABRA ( Codelco 49 % de acciones acciones y 51 % Socios ). 2- Negocio Totalmente riesgoso. a) Asociado a un riesgo Geológico (Patrones  Suposiciones).  b) Riesgo Técnico ( Información Información Técnica ). c) Proyecto mal evaluado. d) Riesgo Político ( País )  Inestabilidad Inestabilidad política. 3- Proyecto de larga duración, es decir, 6  –  10  10 años de estudio más). Etapa cara y prolongada.



requiere de mucho tiempo ( 6 a 10 años para Proyectos grandes y avances un poco

4- Realización de infraestructura ( caminos, construcciones, energía ) [ 2 a 6 años ]. 5- Su caracterización  los productos metálicos son indestructibles indestructibles ( se reciclan ).  es altamente contaminante  Impacto ambiental ( Ruido, Polvo ) y visual



Aumento del costo del Proyecto. Proyecto.

Negocio: Para poder trabajar en este negocio, hay que tener una mina, c omo se obtiene esta: a) Herencia. b) Comprar derechos (Patentes). c) Arrendar. d) Descubrirla ( lo más complicado )

 Exploración.

Exploración: Existen 2 tipos: Burda y Científica. 1- Burda: [ Pequeño minero –  minero  –  Cateador  Cateador ]  ( Intuición, experiencia, ojímetro  Trabaja en cierto sector )  Pirquinero, Apir (transporta mineral en sus espaldas). Pallaqueo (agrupación de minerales). minerales). Categoría de mineral: mineral: [ Pinta (lo de mejor ley) ; Despinte (Ley Intermedia) ; Cola de mono  ]. 2- Científica: La que se imparte en la Universidad

 se basa en

experiencias de Pirquineros.

Razones para Invertir en Chile: - País tradicional de Cobre. - Primer productor de cobre a nivel mundial (25 %). - 30 % de reservas de cobre a nivel mundial. - Estabilidad económica y política. - Tradición minera. - Legislación minera y ambiental ( normativas claras y estables ).

La Minería requiere de grandes capitales para poder funcionar. Se hace una serie de estudios ( Exploración Científica): Científica): Comienza en el país de origen. 1- Estudios de oficina o gabinete. Se estudian todos los aspectos antes mencionados. mencionados. Los realiza un grupo multidisciplinario multidisciplinario (Abogados (Abogados , geólogos). Se estudian mapas, planos, antecedentes generales (estudios)  Dinero y Tiempo. Tiempo. Se analiza la situación del país, si vale la pena hacer estudios del país, si se puede llegar a tener una faena en producción. Pueden haber estudios previos realizados por otras empresas. Se revisa informaciones que en algún instante permiten decidir si conviene seguir adelante.  Decisión: [ detener o continuar continuar ] o [ Requerir más información ]. Estudios

$, T, A Más Información. Detener

T: Tiempo. $ : Dinero. A: Área de estudio o Barrido.

?

Continuar 2- Estudios Satelitales (Prospección Satelital). Analizo fotos satelitales de las zonas potenciales de contener depósitos minerales. Restrinjo las áreas de búsqueda. Alcance: Normal% lo que se busca son depósitos minerales. Según Geólogos acumulaciones anómalas de sustancias Mxs, no es necesaria% un yacimiento. Yacimiento: Es todo depósito mineral que tenga un valor económico. No todo Yac. Puede transformarse en una faena en producción, al entrar en  producción hablamos hablamos de Mina. Lo que se busca son Depósitos Minerales que se pueden al final transformar en Mina. DEPOSITOS MINERALES

 

YACIMIENTO

 

MINA.

Debo recurrir a especialistas. En cada una de estas Etapas en estudio se deben ir tomando decisiones. Mientras más avanzamos a parte de transcurrir más tiempo, gastamos más dinero (US$), pero el grado de información que vamos obteniendo es mayor  disminuye el Riesgo . Si la Prospección Satelital aconseja seguir adelante  Se va al país en estudio. En el país el barrido del área de interés tiene que ser más detallado, esto se ha ce con una Prospección Aérea (más tiempo y dine ro). 3- Prospección Aérea. En avión o helicóptero. Se equipan para hacer estudios desde el aire de ge ofísica; Magnetómetro cuando buscamos Yac. De Fe, equipos gravimétricos que detectan diferencias de densidad. Se hacen barridos longitudinales espaciados a una cierta distancia. Se obtienen Fotos Aéreas. Por asociación con otros Mxs se puede establecer la presencia de Cu. Una vez terminada la Prospección Aérea debo tomar nuevamente una decisión. Se hacen Estudios de Pre  –   Factibilidad (Estudios Técnico  –  Económicos) que se hacen para tomar la decisión. Son estudios de carácter general que persiguen dar respuestas rápidas ( no son muy precisos, tienen altos errores, son poco confiables, errores del orden de 40  –  60%  60% debido al grado de información que se tiene) Si todo va bien paso a la Etapa de ir a Terreno. 4- Estudios Superficiales de Terreno. Para llegar a estos estudios en terreno no es ir y llegar al terreno, se incorpora gente conocedora de la zona (Baquedanos) a parte de los profesionales. Estudio de sectores específicos dentro del área. Alcance: Entre etapa y etapa se debe visualizar lo que viene adelante, por lo que hay que asignar presupuestos ( ese es el presupuesto que hay que manejar ). - Mapeos de Superficie (geólogo)  Mapeos Geológicos. - Estudios Geoquímicos (Laboratorio (Laboratorio químico móvil, móvil, para determinar la presencia de trazas del elemento que se busca o bien elementos asociados al mineral. Se hacen análisis químicos de las plantas, aguas buscando presencia de minerales). - Estudios geofísicos geofísicos (electromagnéticos). (electromagnéticos). Todo esto ha significado un mayor tiempo y por lo tanto mayor dinero, pero se reduce el área de barrido. Se busca detectar anomalías geológicas (zonas). Si se decide no seguir adelante, la información que se ha recopilado se guarda por si algún día existe otra empresa interesada en comprar esta información o en asociarse (así se recupera algo de la plata gastada).

5- Estudios del Subsuelo. En la anomalía que se decidió, era la que importaba, se efectúan estudios de la corteza terrestre, mediante: - Sondajes Exploratorios [ con recuperación de polvo ( costo: 50  –  60  60 US$ ) o testigos ( costo: costo: 80 US$ ) ]. - Labores Mineras (Piques, Socavones, Catas, Calicatas). Catas: piques de poca profundidad, no más allá de 10 m Calicatas: zanjas como trincheras. Se requiere más dinero y tiempo, decrece el área de estudio. Cuando se llega a esta etapa, el Estudio de Pre –  Pre  –  Factibilidad  Factibilidad que se ha hecho no tiene un error superior al 50% , pues esta Etapa es muy cara porque 1 m de sondaje cuesta alrededor de US$ 80, el metro de un Socavón (depende de la sección y el terreno, por que si existen problemas de agua) US$ 250, un Pique US$ 400 por metro.

Pre –  Factibilidad  Factibilidad cada vez más detallados (de mayor precisión), porque esto conlleva a la A medida que se pasa hacia esta Etapa se hacen Estudios de Pre –  Estimación de Reservas (Recursos). De los 5 puntos vistos deriva la : ESTIMACIÓN DE RECURSOS. 6- Estimación de Recursos (tanto en cantidad como calidad) (Tn  –  Ley  Ley ). Me permite determinar cuanto mineral tengo y de que calidad. - De los recursos establezco las reservas geológicas (con un cierto Tn y Ley), según una cierta ley de corte geológica. - Existe más de una ley de corte [ separa el estéril y mineral ]: 1- L.C. Geológica: Límite entre la estimación de recursos y las reservas geológicas. 2- L.C. de Planificación. 3- L.C. Operacional. Estimación Recursos

Reservas Geológicas

Reservas Extraíbles

Reservas Explotables.

Después de esta estimación de reservas se puede determinar si se esta ante la presencia o no de un yacimiento (depósito mineral con un valor económico). Para que este depósito Mx se torne en Yacimiento Yacimiento las reservas geológicas deben ser económica% rentables. rentables. Todo esto es válido para una gran minería, algunos casos son válidos para la mediana minería. Los Ejecutivos de la Empresa fijan la ley que me interesa interesa sacar (ley de corte geológica) observando observando que sucede afuera ( en otras minas, actual% la tecnología permite tratar leyes muy bajas 0,13%). Para determinar si es un yacimiento o no debe hacerse un Estudio de Factibilidad . Además de un estudio técnico  –  Económico  Económico se requiere un estudio Financiero. Las Empresas solas no son capaces de seguir adelante con lo que viene, por el alto costo, por lo que hacen estudios financieros para conseguir a un tercero, para que los financie (Estudio financiero error de un aprox. 30%, son más precisos). Aquí hay que pensar en el Met. De Explotación, Explotación, si se va a tener Planta, en incorporar socios. De los Recursos que determinamos en la Estimación de Reservas me va importar una pequeña fracción que corresponde a las reservas geológicas  Establezco una frontera (Ley de Corte Geológica) la cual la establece la Empresa de acuerdo a lo que acontece en ese instante en el mercado y pensando en lo que podría ocurrir. En algunos casos se incorporan socios en la medida que se avanza en estas Etapas. Para seguir con la Fase sgte se requieren capitales JOINT VENTURE (se juntan 2 o más empresas que arriesgan cierto % de capital capi tal para Invertir en este  Negocio Minero). Minero). Si pensamos que se cuenta con los capitales suficientes podemos empezar con la Etapa de Diseño . Dentro de la Etapa de Diseño existe lo que se llama la Ingeniería Conceptual (se le agrega má s información y se reduce la incertidumbre), es un estudio de Factibilidad o Viabilidad en donde están claros los aspectos gruesos del Proyecto, la cuantía de los Recursos, definido el Met. De Explotación, de donde se van extraer los recursos básicos (agua, E. Electrica), todo esto se empieza a cuantificar. Tiene un grado de error importante 30  –  40  40 % El proyecto todavía se puede morir. Se hacen las primeras pruebas metalúrgicas, se hacen pruebas pilotos a nivel BATCH (de laboratorio). Es el Primer estudio importante que se hace en esta Fase de Inversión. Son poco las minas en Chile que han seguido este camino (Exploración Científica ciento %), pues ya había una explotación pequeña previa% allí. Por ejemplo: Escondida. Etapa de Exploración equivalente equivalente a 7 años, se gastaron US$ 90 mill. en exploración y ubicación. Los 2 primeros años se efectuaron 25 km de sondaje. Existían 200 m de sobrecarga (material esteril). Existe además una Ley de Corte para establecer las Reservas Explotables o extraíbles (Ley de Corte de Planificación). Un estudio de Pre –  Pre  –  Factibilidad  Factibilidad tiene un gran % de error, permite tomar la decisión de Inversión. El Estudio de Factibilidad general% se hace cuando se requiere incorporar a terceros. General% las Inversiones mineras son de alto costo. Todo el capital que se va en estas Etapas se llama Capital de Riesgo. Las Instituciones Instituciones financieras financieras no prestan dinero para capital de riesgo, pues existe un riesgo muy grande de no encontrar lo que se busca. Entonces se hacen los JOINT VENTURE. De cada 1000 depósitos Mxs uno se torna Yacimiento, y de cada 100 Yacimientos uno llega a ser Mina, por lo tanto de cada 100 mil depósitos Mxs uno llega a ser mina. Se debe hacer un Estudio de factibilidad lo más interesante posible si es que se quiere incorporar a terceros. Se establecen los aspectos fundamentales  para los cuales son las las Reservas, cual es el M. de explotación, explotación, cual es la forma de tratamiento. tratamiento. Surge una primera decisión de Inversión. Empieza la segunda Etapa de diseño (o de implementación del Proyecto o de Ing. Conceptual ). Que el Proyecto sea rentable significa que el VAN > 0

Depósitos Mxs IDEA

PERFIL Decisión Inicial

ING. CONCEPTUAL

ING. BÁSICA ING. DE DETALLE

de Invertir

Construcción Decisión definitiva

de Invertir

Arranque y Prueba de Componente

Puesta en Marcha (Marcha Blanca) Puesta en Producción.

Mina en Operación

Yacimiento. Disminuye la Incertidumbre. Aumenta: Información y dinero ($) Puede que se esté frente a un Yac. Pero hay que ver cual es su Rentabilidad. EL PERFIL Es la Primera Etapa del Proyecto Ingenieril. Se estudian todos los aspectos que podrían influir en que este proyecto se transforme en mina. Error > 50% (a lo menos 50%). El Perfil puede ser un estudio conceptual o de Pre  –  Factibilidad  Factibilidad (no de Factibilidad). Se hacen los mismos estudios que se mencionaron. ETAPA DE DISEÑO. -Ing. Conceptual: Se toman los mismos aspectos que se tomaron en la decisión inicial de invertir pero más detallado (Error 35  –  50%).   50%). Se deben hacer: 1- Estudios de Mercado. - Proyecciones de precio (como esta el precio en el mercado y que es lo que se espera en el futuro). - Potenciales compradores y sus demandas. - Productos a comercializar (que voy a vender: Concentrados Cátodos; en el caso del Oro: Oro amalgamado, metal dove, oro fundido). 2- Estimación de Reservas. A medida en que avanzaba estimaba las probables reservas del Yacimiento y lo que se debe hacer es asegurarse de las reservas que existen (estimarlas con mayor precisión). Se hacen mallas más cerradas, para a finar la estimación de reservas. 3- Geología y geomecánica del yacimiento. Por ejemplo: Litología. 4- Sistema de Explotación (Tamaño de la Explotación). En base al estudio de mercado se debe establecer: - Tasas de producción que sean rentables (ritmo de producción que voy a seguir). - Vida del Yacimiento (Vida útil económica). - Alternativas de Explotación (M. de Explotación). - Establecer una secuencia gruesa de la explotación, es decir rajo o Subterránea. - Equipos necesarios. Todas estas cosas se pueden haber tocado en forma más general en el punto de dec isión Inicial de Invertir. 5- Procesamiento de la mina. - Alternativas de tratamiento (flotación, lixiviación). - Se ven los detalles de la Planta (empezar a descomponerla no verla como un todo, por ejemplo la planta de chancado, de molienda). - Se empiezan hacer las primeras pruebas metalúrgicas (BATCH) a escala de laboratorio (Por ejemplo tamaño de las pilas, gastos de ácido). - Costos involucrados. Cuando se esta en la Ingeniería Conceptual se tiene que hacer pruebas metalúrgicas. General% se analiza otra mina que procese el m ismo Mx (una faena similar), para ver como se podría procesar el mineral. 6- Infraestructura del Proyecto. Todo lo que permite hacer funcionar el proyecto. - Caminos.  –  Tipos  Tipos de Energía (agua y electricidad). - Comunicaciones. - Materiales e insumos (por ejemplo Petróleo). - Campamento. - Condiciones ambientales. - Mano de Obra. Existen Proyectos hoy en día que siendo económicamente explotables no son rentables por problemas de Energía. 7- Externalidades. Aspectos que no están directa% involucrados al Proyecto, pero lo afectan. - Situación política del País (Estabilidad o inestabilidad política). - Marco legal: - Laboral. - Dimensión y Tributación (Impactos). - De Impactos Ambientales. 8- Financiamientos. De donde va salir el financiamiento, si la empresa tiene dinero no hay problema, pero si no tiene siempre va tener que estar preocupa del financiamiento.

Cada uno de estos Estudios tiene: - Un estudio técnico. - Económico. - Financiero. Un proyecto puede ser técnica y económicamente factible, pero financieramente No. Cada uno de estos Item están totalmente acabados, permitimos que tengan un orden de Error del 30  –  40%. Luego viene una Ingeniería Básica, orden de error: (15 –  25%). Se realizan mejores estimaciones. Se reduce la malla en los sectores más interesantes. Se tiene ya determinado el Método de Explotación. Hacemos pruebas a escala piloto en el lugar (lo m ás probable es que los resultados no sean iguales). Hacemos los mismos estudios anteriores. Si la Ingeniería Básica aconseja seguir adelante entramos a Ingeniería de Detalle (o Ing. de Detalle e Implementación). Cuando un proyecto llega a la Ingeniería de detalle es que practicamente la decisión de inversión se ha determinado definitivamente. Un proyecto que ha llegado a la Ing. de Detalle casi nunca muere. Error bajo: (5  –  10%). La idea es ir haciendo esto paulatina%, por que cada vez se invierte más dinero. En la misma cosa, pero más detallado. Si la decisión esta clara se pueden empezar a hacer las primeras adquisiciones de equipo y las primeras contrataciones de personal. Entonces pasamos a la Construcción del Proyecto. Si es un proyecto a rajo abierto empiezan los primeros movimientos de material. Se hacen las Infraestructuras necesarias del Proyecto. Después de la Construcción viene el Arranque y las Pruebas de componentes (Pruebas de las plantas, como están funcionando los equipos por componentes, en forma parcial, y en la mina se esta extrayendo el material, pero en poca cantidad). Se empieza a preparar Stock. Luego viene la Puesta en Marcha (Marcha Blanca). La planta y la Mina empiezan a trabajar para ver si todo funciona bien. Esto toma bastante tiempo (un par de meses). Luego se logra la Tasa de Producción que se estima que sea la más conveniente y se pone entonces la Puesta en Producción. Se dice que están en producción cuando se alcanza la Tasa de producción estimada del Proyecto. Cualquiera sea el tipo de mina, Subterránea o Rajo, tenemos que distinguir 4 Etapas durante el ciclo de una mina: 1- Exploración. 2- Desarrollo: - Acceso. - Subdivisión del Yac y desarrollo lateral (se va hacia los lados)  Unidades Básicas de Explotación (UBE) : Bloques, paños. - Servicios auxiliares : Aire comprimido, agua, energía eléctrica, ventilación, fortificación, drenaje. 3- Preparación. 4- Explotación.  No existe un límite extricto entre ellas, por ejemplo al comenzar el desarrollo no significa que la exploración se acabo, la exploración no se termina hasta que el proyecto se acabe. La Exploración no es sólo importante al inicio de la mina (cuando se esta buscando), sino que además juega un rol importante durante la vida de la mina.

Desarrollo: Conjunto de actividades cuyo fin es accesar a los sectores de interés del yacimiento, hacer accesible el Yacimiento, y además subdividir el Yacimiento, tal que nos permita tener pequeños sectores que vamos a atacar. El desarrollo se preocupa de cómo accesamos la mina. Se preocupa de todos aquellos trabajos que permitan accesar el Yacimiento. P. Ejemplo:

UE1

UE2

Además se empieza a subdividir la mina, la cual depende del M. de Explotación que se va utilizar. Subdivide de manera de ir generando las Unidades de Explotación (UE), que en el caso que fuese un manto se denominan Paños y en caso de un cuerpo masivo Bloques. Las UE se hacen por Mx. En el caso de un manto lo más probable es que los paralelepípedos nos queden acostados, y en el caso de un Yac. Masivo las UE nos van a quedar verticales o casi verticales. A la vez se tienen que ir equipando las Galerías con todo lo que sea necesario (habilitar galerías), p.e con Aire comprimido. Las UE se van generando desde afuera hacia adentro. Una vez que tenemos desarrollado, se pasa a la Preparación que consiste en los trabajos en la UE. Es el desarrollo de las UE. Una vez terminada la  preparación empieza la Explotación, Arranque del Mx de esa unidad correspondiente. Se delinea el Yacimiento, se determinaran sus recursos, de esos recursos se pasa a lo que son las Reservas Geológicas y de estas se pasa a lo que son las Reservas Explotables. Con estas Reservas Explotables se diseña un M. de Explotación, un Plan Minero y luego de una Evaluación.  B = I –  C (Beneficio). RECURSOS: Es cualquier sustancia Mx que tenga parte (indicios) del Mx que ando buscando.

Ley de Corte Geológica Recursos -------------------------------- 

Ley de Corte de Diseño. Reservas Geológicas

----------------------------- 

Reservas explotables.

0,3% Se establece una L.C Geológica, la establecen los ejecutivos de la Empresa dependiendo de las expectativas que tienen o tengan del negocio. No fija lo que es o no comercial hoy en día. P.e si interesa todo lo que es mayor o igual a 0,3% , tal vez no tenga interés económico hoy en día, pero más adelante si; de acuerdo a lo establecido bajo 0,3 % Cu son Recursos y, sobre Reservas Geológicas. Las Reservas Geológicas son un subconjunto de esos recursos. La Ley de Corte de Diseño si toma en cuenta aspectos económicos y me señala lo que me va a dar Utilidades y lo que no. Las Reservas Explotables son un subconjunto de las Reservas Geológicas. La Ley de Corte de Diseño obedece a parámetros técnicos –  económicos, define lo que vamos a llamar Mx y lo que llamaremos Estéril. La Ley de Corte Geológica define lo que es comercial, pero proyectándose a futuro. Después aparece la Ley de Corte de Planificación. Durante el ciclo de una mina se dan las sgtes Etapas: 1- Explotación.  Durante la Etapa Exploratoria se llega a descubrir un Yac. y se constituye una Mina. 2- Desarrollo. 3- Preparación. 4- Explotación. 2- Desarrollo: - Accesos Principales. - Subdivisión del Yac. para generar las Unidades Básicas de Explotación (UBE) (Paño en caso de un Manto o Bloque en Yac tipo masivos o veta). - Desarrollo Lateral (hay que crear UE). - Habilitación de labores con servicios auxiliares ( Fortificación de galerías, drenaje, aire c omprimido). Todo esto se ve más claramente en una Labor Subterránea. Una vez dividido el deposito en UE tenemos que empezar a trabajar en estas UE y esto es pa rte de la Preparación. 3- Preparación: Trabajos necesarios para que esta Unidad quede en condiciones de Explotación, depende del M. de Explotación. - Trabajos necesarios. - Implementar galerías (en la UE) con elementos necesarios. Todo esto se hace en la UE p.e en un Block Caving construcción de embudos. El desarrollo sería el nivel de producción en el B. Caving . En el desarrollo subdividimos. El desarrollo se hace en toda la mina, la Preparación sólo en la UE. 4- Explotación: Arranque, carguío y transporte del Mx para alcanzar una tasa de producción pre – establecida (esto es importante).  No se esta en la Etapa de explotación mientras se alcance una tasa de producción pre-establecida ( TPA, TPM, TPD ). Cuando una mina esta en producción estas Etapas están juntas (se traslapan), va a estar en exploración, desarrollo, preparación y explotación a la vez. Es bueno ir realizando Sondajes (Exploración) para ir mejorando la estimación de reservas de la mina.  Nunca una etapa debe pillar a la otra pues si esto acontece no voy a poder seguir explotando a mi ritmo (no se puede seguir explotando).

Tn/mes

Aumento de Tasa de producción. Tasa de Producción -------------------------------------------------Esto no debe ocurrir (disminución). Tiempo. Periodo de Pre-Producción ---------------- Periodo de Producción. -----Interesa que el Periodo de Pre-Producción sea el mínimo posible (en cada faena minera debe reducirse al máximo). Llega un instante en que se logra la Tasa de Producción y la idea es mantenerse ahí. Este punto separa lo que se llama Periodo de Pre-producción del Periodo de Producción. A veces la mina no esta en condiciones y a veces las leyes no son las que se pensaban (se sobreestimo las Leyes). Una buena holgura es de unos 3 meses pues hay eventualidades. Se debería tener Mx para estar sin producción durante 3 meses. Para aumentar la Tasa de Producción quizás sea necesario comprar más equipos. El Periodo de Pre-Producción es importante definirlo en tiempo. El gráfico se complica más si le pongo fino, porque ya no sólo son Tn/mes sino que además Tn/ley. En el Periodo de Pre-Producción no tengo Utilidades, sólo Costos (se esta invirtiendo).

Florear la mina, para cumplir con los finos sacamos los sectores con mejores Leyes (pero trae problemas). Estas Etapas siempre van a coexistir. El periodo de Producción hay que establecerlo muy bien. ¿ COMO SE ESTABLECE LA TASA DE PRODUCCIÓN ? Tasa de Producción: Ritmo de explotación a que vamos a someter la mina.  No es extraño que las faenas tengan Tasas de producción variables en el tiempo. Para esto, hay que distinguir distintas situaciones:

 Tasas de Producción variables.

1- Faenas Mineras Pequeñas. Tienen su mina y van a vender a terceros la mena.

MINA

3eros: Contratos o Convenios.

RUN OF MINE ( Mena bruta tal como sale de la mina )

Como establecer la Tasa de Producción: a) Una vez que la mina tenga una capacidad de producción limitada por la mina (Vendedor). Establece a través de c ontratos escritos o convenios (en algunos casos hasta verbales) con terceros que es capa z de producir una cierta cantidad de Tn por mes. Tiene limitaciones en cuanto a su mina (la conoce poco), tiene problemas económicos (no tiene plata o no quiere invertir más). En este caso la Tasa de Producción puede estar limitada por la capacidad de producción de la mina (vendedor).  b) Que la capacidad de producción este limitada por el poder comprador. Puedo producir más de lo que son capaces de comprarme. Puedo producir mucho, pero estoy limitado por los que me pueden comprar (Planta). 2- Faena Minera Mediana.  Normalmente tiene la mina y esta alimenta la Planta.

MINA

Tm = ? Ta

Rp

PLANTA

La

Tn Concentrado

La planta tiene una capacidad instalada y le va exigir a la mina cierto Tonelaje. La Planta le fija la Tasa de producción a la Mina. Es normal que la mina trabaje 6 días / semana y la planta 7 días / semana. En cuanto a la Recuperación de la planta y a la Ley de alimentación (La) a la Planta. Tm = (Ta * 7 ) / 6 (tn/día)

Tm: Ton mina.

Tm > Ta

Por lo tanto la Planta es la que restringe. 3- Faena Minera de gran importancia (Tipo CODELCO).

Rp

MINA

Ton mena

PLANTA

Ton Concentrado

FUNDICIÓN

FINO

O ELECTROREFINACION.  Necesito ciertas Ton de fino, porque existe una política gerencial de la Empresa que necesita cierto Fino. Conociendo este Fino se sabe lo que la planta tiene que entregar. La Unidad final va a definir la Tasa de producción de la Mina. 4- Proyectos Nuevos. Existen varios criterios: a) REGLA DE TAYLOR: ( en una Etapa de Ing. de Detalle no sirve, si en la Etapa de Perfil o Ing. Básica ). Formula Empírica, que señala que la vida del Yac. es directa% proporcional a la Raíz cuarta de las Reservas de mena que posee el Yacimiento.

Vida del Yacimiento (Años) = 0,2 * 4  [ Reservas de mena contenidas en el Yacimiento (Ton) ] Son Reservas Demostrada, o sea, medidas e indicadas ( no inferidas ). Regla de TAYLOR, tal como se usa hoy en día:

Vida del Yacimiento (Años) = 6,5 * 4  [ Reservas de mena (Millo de Ton) ] * (1+- 0,2) 0,2: Ponderación del Error +- 20%. Esta Formula nos permite un Rango. Ejemplo: Reservas Demostradas = 200 Mton Vida Yac (Años) = 6,5 * 4  [ 200 ] * (1+- 0,2)  Resultados ------- 19,56 años = 20 años 24,44 años = 25 años (promedio) El Proyecto debería moverse es ese Rango ( 20  –  30 años ), la vida útil del Yacimiento.

29,33 años = 30 años.

Por lo tanto, La Tasa de Producción (Ton / año) = [ 200 Mton / 25 años ] = 8*10 6 Ton / año. Con 20 años   10*106 Ton / año. Con 30 años   6,4*106 Ton / año. me muevo con mi Tasa de Producción entre 6 y 10 mill.   b) BRIAN MACKENZIE. 1- Minería subterránea. Tasa de Producción (Tn/año) = 4,22 * ( Reservas Mena (Tn) ) 0,756 Esto es válido para un Rango de Tasas (Rango de aplicación) entre 50.000 y 6 mill (Ton/año). Si se sale de este rango la Formula no sirve. 50.000 < Tasa anual de Mx < 6*10 6 (Tn / año) 2- Minería a Cielo Abierto. Tasa (Tn/año) = 5,63 * ( Reservas Mena (Tn) ) 0,756 50.000 < Tasa anual de Mx < 30*10 6 (Tn / año). c) LOPEZ JIMENO (Formulas para distintos Mxs). Los equipos necesarios se determinan al final una vez que se tiene definido la Tasa de producción. Estas formulas Empíricas son una aproximación del problema, a veces funcionan dependiendo del tamaño del Yac. d) CRITERIO ECONÓMICO. Manera en que se debiera establecer la tasa de producción de un proyecto. (manera más conveniente).

VAN ------------------------

tratar de buscar este punto, el mejor VAN.

Tasa de Producción Óptima.

Tasa de Producción (Tn/año)

Hacer esto es mucho más largo, requiero más antecedentes (más largo). Si la Tasa de producción es 6 mill esta va a tener un cierto precio (I 1), pero sacar esos 6 mill va a tener un costo ( C 1). B1 = I1 –  C1  Voy a tener un VAN ( si lo hago con 10 mill tengo otro VAN ). El criterio económico requiere más trabajo, es la forma más conveniente de establecer la Tasa de producción. Para distintas Tasas de producción se establece el VAN que se tendrá (es como analizar diferentes Proyectos).  T1 – VAN1 T2 – VAN2 Ton – VANn -------  escoger la tasa optima de acuerdo al VAN optimo. Se trabaja en un Rango de Tasa de producción y se establece para cada rango un punto, luego se grafica y se determina con la precisión que se quiera una curva representativa estableciéndose una Tasa optima. Esto significa estudiar distintos Proyectos. Para cada periodo se establece un Flujo de Caja (Fc) Flujo de caja: Ingresos –   Costos.

(+)

Fci Tiempo.

(-)

0

1

2

3

4

5

................................................... n

Se llevan todos los F.C al año cero, para poder sumar cosas iguales. Los F.C dependen de la Tasa de Producción que fijamos y el VAN va a ser función de los F.C, por lo tanto el VAN va a ser función de la Tasa de Producción. n VAN =  [ F.CJ / (1+ i ) J J: periodo j. J=0

i : Tasa de Interés o tasa de descuento o Tasa de Costo Alternativo, es distinto al interés, p.e si tengo en el banco 1000 y el interés es de un 2% gano 20, eso es el interés, lo que se gana o se pierde, es una cantidad de dinero. Cuando se determina el F.C necesito determinar los Ingresos. Los Ingresos son función de la Tasa de Producción.

Ingresos ( Tasa de producción en material fino * Precio ) - Costos Operacionales Utilidad Operacional - Depreciación +- otros 1 Utilidad antes de TAX - TAX

Por lo tanto el F.C es función de la Tasa de producción. Se Tiene un F.C para cada periodo y actualizando ese F.C obtengo un VAN1. Para una Tasa de Producción (T1) tengo un VAN1, para la otra Tasa de Producción (T2) un VAN2 y así sucesivamente Se hace una relación Tasa de Producción / VAN y se busca entonces el Proyecto óptimo. TAYLOR probable% se mueva en un Rango y no determine la Tasa Optima. El Criterio Económico es el que tradicional% se emplea, significa que tengo que hacer varios Proyectos. El VAN es uno de los criterios económicos que se utilizan para ver si un Proyecto es rentable o no.

 obtención de la curva.

Siempre que se estudia un Proyecto se utilizan varios Criterios Económicos (VAN, TIR, IVAN). Por lo general en los Proyectos mineros el VAN y el TIR no llegan a ser contradictorios (llegan a la misma conclusión).

LA TASA DE COSTO ALTERNATIVO Sale de otro Proyecto, p.e poner la plata en el banco o bien puede ser cualquier otro Proyecto. Es más fácil pensar que otro Proyecto en poner la plata al banco, pero en Bancos Internacionales (Banca Internacional), pues los Proyectos se trabajan en monedas duras, p.e: Marcos, dólares o Yen, monedas poco fluctuantes. Existen Tasas conocidas como la LIBOR (tasa que me darían si pongo la Plata en la Banca Internacional) o PRIME. Varían entre un 5  –  8%. Entonces uno toma una de estas Tasas de referencias y a esto se le carga un % por Impuesto, más un % por seguro y más un % de Riesgo. P.e : 6% (Tasa Base o Referencial) + % TAX + % Seguro + % Riesgo = 8% Las Tasas De Costo Alternativo que se manejan en las Empresas Mineras son de un 8 a 12%. Si el VAN =0 significa que este proyecto gano lo mismo que ganaría si hubiese puesto la plata en la Banca Internacional (Banco). VAN = 1000 gano 1000 unidades monetarias más que poner la plata en el banco. (Proyecto alternativo). Tengo que considerar también en cuanto tiempo voy a ganar esa plata. Si VAN = 1 ¿ estoy dispuesto a perder tanto tiempo y arriesgar tanto dinero, para ganar una Unidad monetaria ? La misma pregunta se hace para VAN = 1000 , en este caso la respuesta es más difícil. El inversionista es quien tiene que decidir. P.e: Inversión Inicial (I)= 100 mill. VAN = 1000 ¿ ? decisión. Hay un riesgo muy alto involucrado. P.e: en un Proyecto minero tengo las Reservas estimadas, pero se sabe que nunca las reservas están completamente aseguradas. En cada cambio de flujo (Cambio de signo) tengo una TIR, pero como general% los F.C de los Proyectos Mineros son de tipo (*) tengo una sola TIR. La TIR supone que los F.C se van reinvirtiendo a esa Tasa, lo cual nadie me asegura. La TIR normal% se saca, porque la exigen. ¿ Qué significa que la TIR sea = a un 30% ? El IVAN toma valores mayores o menores que 1. IVAN = 1 significa que por cada peso invertido recupero 1 IVAN = Índice de Rentabilidad. Cuando se tiene que pedir plata a la Banca existe otro Indice que interesa el PAYBACK (Periodo de Recuperación en años). Eso le interesa mucho a las Banca. Periodo en el cual se recupera la Inversión. P.e: Inversión Inicial = 100 y en el periodo 4,5 se recupera la Inversión. Puede ser que el Proyecto sea muy atractivo desde el punto de vista del VAN, TIR, IVAN pero si el periodo de rec uperación es muy largo a los ba nco no le interesa (el Proyecto deja de ser atractivo). El periodo de recuperación en minería es largo (general% 5 años), por ello los bancos no invierten en ella. La Depreciación no es Utilidad ni costo, es un manejo financiero contable. Es para recuperar el valor de un bien ( de un equipo p.e), pues los bienes tienen una vida útil. La ley permite cargar una cantidad, para poder recuperar el valor original de ese bien, p.e un camión que dure 5 años. La idea es que vaya descontando de Impuesto durante 5 años, para en ese periodo lograr recuperar la inversión y poder reemplazar el equipo o si se acaba el Proyecto  poder recuperar la plata que tenía al comienzo por concepto de equipos. Flujo de Caja: es una cantidad de dinero que uno maneja en una especie de caja chica, es la suma de lo que entra y sale de mi bolsillo en un periodo determinado. Al final de la V. útil del bien quede en las condiciones iniciales o pueda reemplazar el equipo. Depreciación = [ Costo del equipo – Valor residual ] / V. útil (1) V. Residual = 0 (normal%). Supongamos que el proyecto dura más que la vida útil del equipo, entonces tenemos que definir una V. útil económica. La Vida útil es la vida útil económica (No física). La V. útil económica normal% la define el servicio de Impuestos Internos (SII). Teniendo la vida útil depreciamos, pero en Chile se permite un Tipo de Depreciación que es la de tipo lineal, en donde se aplica la ecuación (1). El S.I.I habla de una V. útil normal y de una V. útil acelerada. La Depreciación Acelerada utiliza la V. útil acelerada la cual corresponde a 1 / 3 de la V. útil normal (el N° e ntero más próximo). Cuando se tiene un Proyecto los F.C más halla de los 20 años no tiene mayor importancia. Los de mayor importancia son los de los primeros 10 años,  p.e: Año 1 100 / 1,1 = 90,9 si tengo un F.C = 100 aquí equivale a 90,9 Año 2 100 / (1,1) 20 = 14,8 si tengo un F.C = 100 influye menos.

Me conviene, ojalá , poder hacer depreciaciones aceleradas, pero el S.I.I no lo permite, tengo que hacer declaraciones justificadas para que lo permita,  p.e: que el proyecto dure menos que la Vida útil del equipo. La Tasa de impuesto depende de cómo este constituida legalmente la Empresa. La Legislación establece que si se tienen Utilidades negativas estas se pueden arrastrar hasta años en que se produzcan Utilidades positivas. Cualquier Proyecto puede mejorarse notoriamente si se trabaja con dinero prestado (Prestamos). El proyecto se puede financiar con capital propio o bien con capital propio más un préstamo. Si se hace con capital propio voy a tener un cierto VAN para el proyecto, puede mejorar significativa% si se trabaja con plata prestada (dependiendo de la tasa). Si la Tasa del Préstamo es menor que la Tasa de Costo Alternativo del proyecto, ojalá se pueda financiar el proyecto completa% con puro  préstamo. Generalmente nos encontramos con que la tasa de Costo alternativo es menor que la tasa del Préstamo. La Tasa de colocación del Banco es la que usamos como de costo alternativo, pero el Banco cuando presta plata utiliza la Tasa de Captación. Ocurre a veces que por políticas gubernamentales los gobiernos hacen prestamos con una Tasa baja, p.e: ofreciendo garantías, franquicias, prestamos  blandos. El préstamo se puede pagar a cuotas iguales a partir de una determinada fecha, las cuales incluyen intereses. CF = P * [ (1+i)n * I / (1+I) n – 1 ] P: Préstamo. Los prestamos pueden tener lo que se llama un periodo de gracia. Otra forma de pagar el préstamo es a través de la Amortización de la deuda, mientras que los intereses se pactan sobre el saldo insoluto. Pago la cuota más los intereses correspondientes al valor inicial, pero en la cuota sgte pago la cuota más los intereses sobre el saldo insoluto. CUOTAS IGUALES + INTERES SALDO INSOLUTO. Cambia el Interés: P.e: pido 100  1 mes 10 + 10 = 20 ( 10 + 10 %) 2 mes 10 + 9 = 19 (10 + 10 % saldo = 90) y así sucesivamente. Otra forma es que pague toda la deuda al final (el valor del préstamo + los intereses correspondientes). Cuando la Tasa del préstamo es menor que la tasa de costo alternativo me conviene pagar al final del periodo o dilatar el préstamo Pero si la Tasa del préstamo es mayor que la tasa del Costo a lternativo me conviene pagar lo antes posible.  No existe ninguna Institución que preste el 100%.

 Préstamo

blando.

Cuando hay tomar decisiones en un Proyecto hay que considerar aquellos aspectos relevantes, para la toma de decisiones y deja r de lado los irrelevantes. Esto tiene importancia en lo que se llama los Costos relevantes y los Costos irrelevantes o sepultados. Costos Evitables V/S Costos Inevitables o Sepultados o Irrelevantes. Los Costos Sepultados se tiene la tendencia a introducirlos en el proyecto, p.e: si fabrico 1000 zapatillas y sólo vendo 500, y tenía presupuestado venderlas a 3 y el costo es 2. las 500 que me quedan, ya pasadas de moda, me ofrecen comprarlas en 0,5. Me olvido del costo, ese es un costo sepultado, no encuentro a nadie que me pague más, es un buen proyecto vender las zapatillas a 0,5. Caso Minero: tengo lo que pienso que es una mina. Estimo Reservas, hago caminos, instalo electricidad, todo esto me genera un costo, p.e: 30, pero ahora tengo que hacer el proyecto, p.e: Rajo abierto y gano 10 (100 en ingresos y 90 en gastos, 100 – 90) Si no hago el proyecto igual voy a perder 30  hago o no el proyecto. Si lo hago, no debo meter cosas que ya pasaron. ¿ Como tomar una decisión ante un Yacimiento de hacerlo a cielo abierto o subterránea ? tenemos un cuerpo mineralizado, la explota a cielo Abierto o subte. Si esta cerca de la superficie no dudo en hacerlo a C.A. Si esta muy profundo dudo.  No hay cifra para saber si lo exploto a C.A o Subte, p.e: Escondida tenía 200 m de sobrecarga. Todo depende de la calidad y cantidad del Yacimiento. La tendencia natural es que fuese a C. Abierto. ASPECTOS TÉCNICOS QUE REFLEJAN PORQUE ES MEJOR C. ABIERTO. 1- Dilución –  Selectividad –  Recuperación. -Dilución: tendencia del estéril a mezclarse con el Mx. A veces se prefiere no extraer producto de la dilución. -Selectividad: tendencia que tiene un método de escoger que lugares arrancar y que lugares no. -Recuperación: cuanto extraigo del oque hay realmente. No hay ningún método que permita recuperación del 100%. Estos 3 parámetros son mucho mejores en C.A que en Subterránea, son más fáciles de controlar. En un Yacimiento a C.A podemos tener recuperaciones de 90  –  95 % (R and Pillar = 60 % recuperación), pocos métodos permiten tan alta recuperación. 2- Condiciones de trabajo. -Parte climática, p.e: en el país los rajos están en la Alta cordillera, no trabajan por un par de meses al año, pero el resto del año las condiciones son mejores gral% en un Rajo que en Subte, sobretodo en los niveles superiores. En invierno es más riguroso en un Rajo (se mojan equipos). Las condiciones más graves son en las faenas a R.A que se encuentran en la alta cordillera. -Habitad de Trabajo: en minas Subte, estamos en condiciones cerradas (oficinas, comedores dentro de la mina). Las condiciones no son muy agradables. Bajo ese punto de vista es mucho mejor el rajo. En mina subte si la ventilación no es muy buena vamos a respirar polvo y gas. -Riesgo de accidente: es más alto en una mina subterránea. Accidentes que ocurren a Cielo Abierto: que se caiga un camión, que un camión aplaste a una camioneta (supervisor o jefe de turno), que al vaciar el camión en un botadero se vaya hacia atrás. Subterránea: posibilidad de planchoneo principal% en lugares de producción, posibilidad de incendios por talleres para reparación de equipos y almacenaje de combustible, si hay agua en la mina posibilidad de inundaciones, concentración de gases en lugares en que no se haya explotado. 3- Energías [ E. Eléctrica –  agua –  aire comprimido ] Es un aspecto muy relevante en la explotación de una mina. Hay que analizar el consumo, su distribución y su rendimiento. -El aire comprimido es la energía más cara que existe. Comprimir el aire es caro y el rendimiento es muy bajo. Se ahorra de 8 a 10 veces operar (accionar) un equipo electrica% que con a ire comprimido. -La E. Eléctrica es la que más se utiliza. El costo de energía por Tn producida es más bajo en una mina a C. Abierto. En una mina Subte el voltaje de la energía que llevamos por los cables no puede ser muy alto (alto voltaje es más barato, pero se necesita reducir el voltaje mediante transformadores). En una mina C.A se lleva el voltaje alto hasta práctica% el equipo.

- en lo que se refiere al agua en minas subte se está obligado a perforar con agua (regulado por la Ley), en C.A basta que los equipos tengan captadores de polvo y se utiliza agua para regar caminos. Cada día el aire comprimido se utiliza menos. 4- Mecanización. Cada día avanza más. Tanto la mina subte y de superficie se ha tratado de mecanizar lo más posible. Lo más caro es la mano de obra, entonces al reducirla abaratamos costos. La mecanización es más alta en minería de superficie. Con la aparición del carburo de tungsteno los costos de perforación se redujeron notoriamente. En minería Subte con la aparición de la perforación hidráulica se logran mejores rendimientos comparado con los equipos de aire comprimido, estos equipos ya son electrohidráulicos, le dan una mayor potencia (p.e: jumbos hasta de 4 brazos). Los diámetros de perforación que se utilizaban en minería subte han cambiado (6  –  8 Pulg). En C.A también los equipos han mejorado notoria% , p.e: estratalogar (dispositivo que va reconociendo los estratos). Mayores diámetros de perforación,  p.e: Escondida = 14 Pulg (en C.A la rotación principal que se utiliza en la perforación es la rotaroria). -Carguío y Transporte: es el cuello de botella de toda mina. Los principales problemas que se tienen hoy en día en las minas son en carguío y transporte,  principal% en minería Subte. ¿ Se es capaz de absorber un aumento de la Producción ?. Hoy en día con la instalación de chancadores móviles (C.A) y al interior mina (Subte), el problema se ha alineado significativa%. -Aumento de capacidad de camiones y balde de palas. En Subte incorporación de L.H.D y camiones de ba jo perfil. -Incorporación de la robotización de los equipos. - La mecanización es más alta en una Mina a C.A. - el problema en una mina Subte es la estrechez de las labores. 5- Productividad  Ton/ H-d ; Ton/ H-m ; Ton/ Hombre-año. Ton/ LHD-día ; Ton/ LHD-año.  No es lo mismo que la Producción. Una mina puede tener una alta producción, pero una baja productividad. La Producción se mide en: Ton/día ; Ton/mes o Ton/año. P.e: 180000 tpd [ 180 Ktpd = 180 Katones por día ]. Mina A (Chuqui) 180 ktpd 650 kt fino/año 7000

ROM Producción Dotación

Mina B (Escondida) 125 ktpd 900 kt fino/año 2000

Chuqui remueve más material. Aquí hay un problema de fino. La productividad esta midiendo los recursos involucrados para obtener esa producción (hombres o equipos). Se puede calcular la productividad de la mina o de fino también, pero en la de fino entran las leyes. Productividad ROM: 180 / 7000 = 26 Ton/ H-día Chuqui: 125 / 2000 = 62 Ton/ H-día. Al comparar productividad hay que hacerlo entre 2 cosas comparables (2 faenas parecidas). La productividad es engañosa. Hay una productividad directa y otra indirecta. -es dotación directa o no, hay contratistas y personal propio. -Directa considera recursos directa% involucrados en esa producción (en la mina). -Indirecta considero a todo el personal (p.e: secretarias). En una mina pueden haber distintas secciones, p.e: El Teniente o comparar turnos en una misma sección. -la productividad en C.A es mayor que en Subterránea.

Productividad involucra los recursos que están comprometidos en esta producción.

80 C. Abierto Productividad (Kt/H-año) 30 Subterránea. 25

4 Decada. 60

70

80

90

100

A pesar que la minería subterránea a tenido un gran aumento de productividad, la minería a C.A , sigue siendo mucho más ventajosa , desde el punto de vista de la productividad. 6- Costos de Operación (mina). Contemplamos la extracción del Mx como del esteril. Los costos de operación de minería C.A se mueven entre 0,8 a 3 US$ / Ton, Subterránea de 4 US$ / Ton , hacia arriba, llegándose a encontrar hasta 20 US$ / ton (el Block Caving es el método de E xplotación más barato). 1 Ton = 2200 lb 7- Inversión Inicial .

Al hacer un proyecto este ítem tiene un papel preponderante. La inversión inicial en C.A es mucho más alta que en Subterránea. La Inversión inicial  puede dar vuelta la balanza de la decisión tomada, para explotar a C.A y se explota en forma subterránea. Costo alto para remover sobrecarga.

Supongamos que de acuerdo a nuestros estudios se ha establecido que más o menos esta es la forma del cuerpo mineralizado.

Y

X B>0

Traza Pit Final.

B>0 Dibujo: - Me encierra una cierta cantidad de Mx y de Esteril. - El Pit Final es una envolvente tridimensional. Es el mejor Pit para las condiciones que tengo hoy en día. El problema es decidir cómo explotarlo, a C.A o Subterránea. Por lo señalado en las clases pasadas queremos explotarlo a C.A, puesto que el c uerpo es de cierta magnitud. Hoy en día cualquier deposito, para representarlo en forma computacional se lleva a lo que se llama Modelo de bloques ( gran paralelepipedo subdividido en pequeños bloques, cada uno con sus respectivas características ). Teniendo el Modelo de bloques vamos a determinar el Pit Final, mediante Sofware o Programas computacionales..

Vamos a establecer que ya hemos determinado el Pit Final y vamos a determinar la Traza del Pit final  ( es la unión de las patas de los bancos).

El Pit Final: establece todo aquel material que es económicamente explotable ( que me genera beneficios) envolvente tridimensional de todo lo que me genera  beneficios.

Todo lo que esta fuera del Pit Final no da beneficio, es cero. Este Pit final lo determino para hoy en día, para un instante determinado que es hoy, mañana puede ca mbiar, es variable en el tiempo. Para determinar este Pit final necesito Parámetros Técnicos y Económicos. -Parámetros Técnicos, p.e: el ángulo de talud del Pit Final (p.e: 45°, pues un valor conservador), pero no c onozco estos valores en forma exacta, pueden cambiar en el tiempo (tanto los parámetros técnicos y económicos). Toda esta información la alimento (la ingreso) a un programa computacional y me determina el Pit Final. El Pit Final es dinámico, cambiante en el tiempo. El pit final es la situación que voy a tener al final de la vida de la mina, si es que se cumplan estas condiciones, p.e: en 25 años en los cuales pueden  pasar muchas cosas, subir y bajar los precios, mejorar el ángulo de talud. Todo lo que esta dentro de la Traza como Mx, lo vamos a tener que extraer. Una vez diseñado el Pit final, determino cuanto Mx (X) y cuanto estéril (Y) hay en este Pit Final y, con esto determino una Razón estéril  –  mineral.  Razón de remoción Global o Total  ( R G ) ( Overall Stripping Ratio ). R G = Y / X General% se expresa en base a Tn /Tn o m3/m3 si las densidades son muy parecidas, pero normal% no son muy parecidas, entonces se expresa en Tn/Tn. Esta razón nos indica cuantas Ton de estéril tenemos que remover del rajo, para extraer (remover) una Tn de mineral. P.e: R G = 6 ó 6 / 1 ó 6:1  para remover una Ton de mineral tengo que remover 6 Ton de estéril. En total 7 Ton de material.  Normalmente no es menor que 1.

Influye sobre R G la Tecnología (p.e: puedo tener ángulos de talud distintos). La Razón de Remoción Global es una relación de tipo geométrica, operacionalmente no sirve. Sirve para comparar distintos pit Finales, podría determinar distintos Pit finales.. sirve además como antecedente histórico. Supongamos que el Pit Final de la figura es el mejor y que la R G = 6. Me indica que en promedio durante la vida del Rajo tengo que extraer 6 Ton de estéril para extraer 1 Tn de Mx, pero esto es un promedio , pues no necesaria% al explotar se cumple esto. Conociendo la R G se sabía si esto se puede Explotar a C.A o no. Si se tiene un Yacimiento con R  G = 6 está en el límite, puede explotarse a C.A o subterránea. Tiene que haber una herramienta que permita decidir si esto es económica% rentable o no. Sea: Costo mina subte = costo explot. Subte / Ton de mena Costo mina superf  = Costo explot. Superf / Ton de mena. Costo Remoción = Costo Remoción / Ton de estéril. Estos Antecedentes (costos) los saco de algún lugar (miro para el lado). Tomo como referencia los valores en aquellos yacimientos mejores (tanto en C.A como Subte). debo considerar un Factor de Seguridad (pero ojo con los factores de seguridad, pues son representación de la inseguridad del contratista). Estos son valores estimativos. Cuando elijo un método subte la idea es evitar remover todo el esteril (de sobrecarga), indirecta% a atacar el mineral. En el Rajo la cantidad de sobrecarga a remover es significativa, no así en Subte que es despreciable. Los C mina Subte > C mina Superf  por Ton de mena. Si exploto esto en forma de minería de Superficie vamos a tener una Utilidad (U). Gano una utilidad U por cada Ton de mena. U = C mina Subte –  C mina Superf . Esto es considerando que en ninguno de los 2 necesito remover Estéril. En minería Subte, puedo despreciar el estéril que remueva, pues no es importante (Significativo), no así en minería a C.A. ¿ Cuántas Ton de estéril estoy dispuesto a remover (extraer) por Ton de mena en C.A ? estoy dispuesto a extraer: U = C remoción * J  Razón de Remoción Crítica o Razón de Remoción de Equilibrio. (J) (Break Even Stripping Ratio) J: Ton de estéril que estoy dispuesto a extraer por una Ton de mineral. C removido * J = C mina subte  –  C mina Superf.

J = [ C mina subte –  C mina Superf. ] / C remoción. Es la razón que nos va a decir cuántas ton de estéril nos va a tocar remover por cada Ton de mineral, para que me de lo mismo explotar a C.A o Subterránea. Ejemplo: con los siguientes valores: C mina Subte = 6,5 C mina Rajo = 1 J = [ 6,5 –  1 ] / 0,8 = 6,875

C remoción = 0,8

¿ Hago C.A o Subte ?

J es el máximo de unidades de estéril a remover a C.A (para hacerlo a Rajo).  Me conviene a C.A pues la R G = 6. Si la R G = 8 no me conviene a C.A  Subterránea. Por lo tanto si: J > R G



se hace por C. Abierto, lo mismo ocurre si fueran valores iguales.

OBS: Hay que tener cuidado cuando los valores están muy cercanos ( J = 6,875 ), p.e: R G = 6,5 ó R G = 6,9. Lo más probable es que siga siendo rajo, puesto que depende que tan finos estén tomados los datos (C mina Subte , C mina Superf., C Remoción ). Si los valores están muy cercanos y aún persiste la incertidumbre, lo mejor sería hacer un proyecto completo a C.A y uno completo Subterráneo y ver que sucede; Pero esto es una buena aproximación inicial. Comparamos la R G con la Razón de Equilibrio (J), para ver si es C.A o subterráneo. Hay que tener cuidado si es que tenemos cuerpos diferentes. 1

R G promedio No  malo. Criterio: Si R G < R J   Rajo.

2

R G 1

R G 2

ó R G 12

Si queremos incorporar los 2 cuerpos tenemos que hacer un Pit único, o bien puedo hacer un Pit independiente para cada uno de ellos y la R  G de cada uno de ellos la comparo con la Razón de Equilibrio (J). Puedo determinar hacer uno por C.A y otro por Subte o ambos por un método determinado. Cuando comparamos la R G con la R J y da como resultado que la R G es menor que R J  hacer un Rajo. CIELO ABIERTO. Cuando vamos a empezar esto vamos a tener un periodo de Pre-Producción. Debemos de preocuparnos de hacerlo lo más rápido posible con la menor inversión posible, porque estamos sacando (gastando) puro dinero. Sacamos estéril suficiente y exponemos una cantidad de Mx a la vista, que nos  permita trabajar unos 6 meses (a la mina). Remoción de Sobrecarga, no me preocupo de la Tasa de Producción. Este Período de Pre-Producción se acaba cuando estamos en condiciones de cumplir con la Tasa de Producción, y tenemos que dejar una cantidad de mineral a la vista., ¿Cuánto? Depende de cada Faena (periodos normales de Mx a la vista de 3 a 6 meses). A esta Etapa de Pre-Producción se le llama también Pre-Stripping (Remoción de sobrecarga). - Etapa de Pre –  Stripping . Hay formas de hacer este Pre-Stripping, podemos distinguir 3 formas: 1) Stripping (o descarpe) : Se ocupa en la parte superficial del terreno (suelos, rocas a lteradas blandas, rocas que se pueden mover facil%). El equipo que normalmente se emplea Bulldozer. Esta operación es muy económica. Cómo saber hasta donde usar Stripping: me posiciono sobre la superficie del terreno y hago estudios de propagación de la onda sísmica del terreno (del Subsuelo). Puedo hacer stripping hasta que la propagación de la onda sísmica no sobrepase los 450 m/seg . [ Vp < 450 m/seg ]

Otra forma es que se haga a ojo, lo cual no es poco frecuente. Stripping  remover material más superficial ( el que esté más encima ). Esta situación de Stipping es muy buena, p.e: en los Sa lares. También se puede usar para hacer esta operación de Stripping Traillas que es una hoja que se puede ir regulando para que se meta más o menos en el terreno y, el material removido se va depositando en una caja, la cual al llevarse se vacía el material. La trailla puede ser autopropulsada (mototrailla) o  puede ser arrastrada por otro vehículo. Se pueden utilizar también rueda de Caugilones, rueda con capachas que tienen dientes que se meten en el terreno y levantan el material a una cinta transportadora. Dragas o dragalinas (dragas más grandes), todos equipos que tienen un cucharón con dientes y que tienen la capacidad de introducirse en el terreno y arrastrarlos. Scraper (Slusher). Los Cargadores Frontales también podrían servir. Los más frecuentes son los 2 primeros [ Bulldozer - Traillas ]. 2) Llega un instante en que el Stipping ya no va a servir, entonces tenemos que hacer Ripping (ripiado o arañado). Se araña la tierra para soltarla y después se puede hacer un Stipping. El ripiado se puede hacer para una Velocidad de propagación de la onda sísmica 450 < Vp < 2000 m/seg. Bulldozer –  Ripper. Tractor –  Ripper (Tractor equipado con una batería de Ripper, más de 1 ó 2). Una vez ripiado puedo hacer Stripping. 3) Si ninguno de los anteriores funciona tengo que ir a la Perforación y Tronadura (Drilling & Blasting). Se aplica cuando la roca esta muy buena. Vp >= 2000 m/seg. El ir de 1) a 3) aumenta el costo. El Pit Final va ocurrir a lo mejor en 30 años, más entonces tengo que hacerlo por Etapas. Tengo que realizar el desarrollo del Rajo en forma adecuada. La idea no es tampoco dejar mucho mineral a la vista (p.e: para unos 5 años). Supongamos que el periodo de Pre-producción se llega a una situación, como la siguiente: Y’ Fin Fase. X’

Y X Y*

X*

Se puede Hablar en este momento de Razón de remoción Global. R G = [ Y’ / X’ ] Pero esto sola% como antecedente histórico de lo que ya ocurrió, pero esto no tiene ninguna importancia. Aquí me sirve también la R G. La R G me podría también servir, para decir lo que me falta por Explotar. R G = [ Y* / X* ] Este R G no tiene gran utilidad, pero se puede usar. Una vez pasada la Etapa de Remoción se pasa al Periodo de Producción.  PERIODO DE PRODUCCIÓN . Hay que planificar la forma en que nos vamos a comer el Rajo (secuencia de Explotación), esto se hace, por medio de Fases (Planificación de Fases). Fases: Son Rajos intermedios que se hacen para alcanzar el Pit final. Dentro de un Pit, pueden haber muchas Fases (mínimo 3, dependen del número de tiempo que queramos dar a cada Fase, pueden durar varios años 2,3,5 años). Las Fases no se pueden comer rápidamente, entonces las Fases se subdividen en Expansiones: que son tajadas de los Pit intermedios (Fases). En un Rajo existen varias Expansiones en paralelo (en explotación). Existen faenas que no se complican con el termino de Fases y Expansiones, lo usan indistintamente. La Expansión: es la unidad básica de la explotación. Las minas se planifican en base a las Expansiones. Pueden existir Expansiones sólo en Estéril. Hay que Planificar las Expansiones, de tal manera que no se molesten operacional%, que los equipos puedan trabajar, que trabajen tranquilos. Las Expansiones se planifican de modo que el Rajo se desarrolle en forme económica y además, para que se c umpla con la Tasa de Producción. En un Rajo se trabaja con varias Expansiones simultanea%. Supongamos que se va a planificar una Expansión (ver mono). Esta expansión va a comprometer una cierta cantidad de mineral X y de Estéril Y. Cuando se planifica la Expansión se compromete parte de mineral y de estéril, entonces se puede hablar de una  Razón de Remoción.  Razón de Remoción Instantánea. ( R I ) R I = Y / X  (Ton/Ton). Corresponde a una Razón operacional que permite determinar las Ton de esteril a remover, para obtener una Ton de Mx comprometido en una Expansión. Representa una cantidad de material Estéril (unidades) que necesito remover por cada unidad de mena (mineral). La R I es una herramienta de planificación, dependiendo de la planificación que haga, voy a tener una R  I. El mejor R I es aquel que maximiza el valor  presente de las utilidades futuras (quiero maximizar el negocio, quiero que las Utilidades sean las mejores, pero estas Utilidades son a futuro). Busco R I que me generen las má ximas Utilidades.

Todo lo que esta dentro del Pit Final me genera utilidades. La idea es postergar la remoción de estéril en el tiempo, pues así gano plata ( ¿Pero hasta donde la puedo postergar ? ). Esta R I compromete un periodo de tiempo, entonces puedo planificar R I muy buenas por un cierto periodo de tiempo , pero puedo irme embotellando y llegar un momento en que sólo pueda hacer una expansión en estéril (sacar puro estéril). Lo ideal sería que en la expansión pudiese sacar puro mineral. Un buen planificador es aquel que permita, con la disponibilidad de equipos que tenga, un desarrollo armónico del rajo. La R I es una herramienta que se aplica a la producción. En cada instante o momento de la vida del Rajo, puedo sacar una R I y una función económica de beneficio. U = I –  C Utilidad por Ton de mena, depende de lo que vamos a vender: Concentrado, fino o material ROM. Pensemos que vamos a vender Fino: U = L*R*P –  ( Cm + Ct + Cr + Cv + (Ce*R I ) ) : Función Utilidad, en cualquier instante de la vida del Rajo ( considerando una Expansión ). L: Ley R: Recuperación P: Precio por Ton de Fino. Cm: Costo por Ton de mena (Perforación, Carguío, Transporte) (US$ / Ton mena) Ct : Costo de Tratamiento por Ton de mena. Cr : Costo de Refinación (US$ / Ton fino) Cv: Costos Varios (p.e: fijos, comercialización, fletes y otros) Ce : Costo de Estéril (US$ / Ton Estéril). I =Ton Mx * Ley * Recuperación * Precio Ton Mx = 1 Ton P cu  = valor * 2204 Lb/Ton = US$/Ton ** NOTA: Para obtener las Utilidades de un Rajo, se deben determinar los Ingresos y Costos que tiene incidencia en el Proyecto. U = Ingresos –  Costos I =Ton Mx * L * Rt * P C = [ Ton Mx * Cm + Ton est.* Ce + Ton Mx * Cp + Ton fino * Cr-f + Cfijo ] Ton fino = Ton Mx * L * Rt Cfijo = Cf * N° años N° años = [ Ton Fino / Producción ] Estoy planteando una función económica en cualquier instante de la Vida del Rajo ( en cualquier Expansión ). Cuando estoy en la Expansión por cada Ton de mena cuánto estéril saque  R I. Tengo que planificar mi R I para que maximice esto (U). Tengo que ver al Planificar las Expansiones. 1) Se planifican las Expansiones pensando en que entregue la máxima Utilidad, pero la planta exige una cierta Ley de Cabeza ( un Rango en que se  pueda mover) y un cierto Tonelaje (como mínimo). 2) además se tienen que generar las máximas utilidades con el desarrollo de las Expansiones. 3) Desarrollo adecuado de la mina. Produciendo sin bajar la Tasa de producción fijada. Que tengamos desarrollada la mina. Se tiene que cumplir con todo esto. Además se tienen que introducir otras Expansiones, para pagar los costos que se generan con las Expansiones en estéril. Cada Expansión tiene su propio R I  Es una Razón netamente Operacional. Hay que hacerlo para cumplir con el Punto N°3. OBS: Cada mina es diferente a otra. Va llegar un instante en que en alguna zona me voy a estar acercando al Pit Final ( ¡ Cuidado ! ). Al ir trabajando tengo más información (mejores antecedentes) entonces, el Pit final se puede ir cambiando (mejorando), por ello el Pit Final se revisa  periódicamente (la ubicación de la Planta y la infraestructura de la mina se hacen según el diseño del Pit final Inicial). Al acercarme lo primero que pregunto es: ¿ El Pit final al cual me estoy acercando es el Pit final de Hoy ? Tengo que empezar a preocuparme. Llega un instante en que me pregunto hasta cuando sigo a C. Abierto, porque el mineral puede que siga más abajo. Entonces, tengo que empezar a determinar los límites del Pit final en forma más clara (más precisa). Trabajo el rajo hasta que encuentre Expansiones que me generen Utilidades. Si hago U = 0 (Fin Utilidades), puedo despejar R I  Razón de Remoción Económica o Razón de Corte. ( R I* o R E ).

R I* = [ L*R*P - ( Cm + Ct + Cr + Cv ) ] / Ce = R E Esta inserto el billete (plata). Es el número máximo de unidades (Ton) de estéril que me conviene extraer económicamente por cada ton de mineral.  Número máximo de Ton de estéril que puedo extraer económicamente por cada Ton de mineral. Empiezo a revisar todos los R I y encuentro que todos son mayores que 6 (p.e: R I = 7). Cuando esto ocurre me estoy acercando a los límites finales del Pit final. R E es una señal de que me acerco a los límites finales del Rajo. A través de R E  puedo definir los límites del Rajo. Una vez que estamos trabajando en el Pit tenemos que planificarlo. Aparece la Razón de Remoción instantánea,  cantidad de estéril a remover para  poder remover una Ton de mineral. Hay que planificar también expansiones en Estéril. Cuando nos acercamos a una pared del Pit Final o en toda la mina, estamos acercándonos al Pit Final, comparo la Razón Instantánea v/s la Razón Económica en que el VAN = 0. Si la R I < R E hacemos la Expansión, sino No la hacemos. Existe otra forma de hacer esta cosa, mediante las Curvas Isorazones de Beneficio Nulo que consiste en graficar R E. R E = [ L*R*P - (Cm + Ct + Cr + Cv) ] / Ce Esteril.

R I 

P.e: 4 Expansiones

 3

 1

Mineral.

mineral  U > 0 Estéril  R I   Infinito.

Cada una de estas Expansiones va a tener un R I distinto, lo importante es que sea menor que R E. Tengo que preguntarme cómo es la Razón Instantánea con respecto a la Razón Económica (Número de unidades máximas que puedo sacar de estéril,  para dejar a la vista una unidad de mineral con un valor económico). Tengo que tener Expansiones en estéril y a la vez en mineral para cumplir con mi Tasa de Producción. Lo que no depende de mí es La Ley (la puedo controlar pero no mucho), es propia del deposito. El Precio tampoco, entonces R E puedo escribirla como: R E = [L*R*P]/Ce - C / Ce R E = K 1 *L*P –  K 2 K 1 y K 2 son ctes para un determinado periodo de Tiempo. Me doy un valor fijo para R E y, como tengo 3 variables y me quedan 2 (L y P) me doy un Precio y fijo L. P

L

P

P1 L1 P2 L2 . . . . Pn Ln

P’ P” P*

R E=6 R E=8 R E=2 R E=0

R E Fijo.

R E=10 R E = 9 R E = 7

L L2

L” L* L1 STOCK

L” : Ley media de la Expansión. Como fijo P (me lo doy) puedo hacer una familia de Curvas, esta familia de Curvas es lo que se llama Curvas Isorazones de Beneficio Nulo. Supongamos que trazo una Expansión, la cual según mi diseño va a tener un R I y además una ley media. Observo el mercado y determino que e l precio es P ” , entonces entro con P ” y la ley media de la Expansión L” y en algún punto se intersectan, supon gamos que corta en R E  = 7. La Pregunta es cómo es este R E con respecto a R I . Si R I < R E  que hago la Expansión. Esta es una aplicación. [ L” y P” ]  R E ? R I . Otras aplicaciones: -Supongamos en otro instante: [ R I = 8 , L” , P* ]  L* ? L”. Comparo el L* que obtuve con L” . Para hacer la expansión debe cumplirse que L” < L*  . -Tengo otra Expansión que va a tener un R I , L” y P’ , y vamos a suponer que esta expansión tiene R I = 9. L1: Ley mínima que me soporta la expansión, toda la Ley que esta sobre esta Ley la mando a Planta. L1 es la ley mínima que estoy dispuesto a mandar a planta. Qué hago con el material que esta bajo L2, lo mando a botadero, pues no genera Utilidad. El L2 me da un R E = 0, estoy dispuesto a remover Estéril. L2 no me va generar ingresos o beneficios, y entre L2 y L1 existe un rango que mando a Stock, siempre que me convenga, que en algún instante sea de interés Económico. Este raciocinio no es tan estricto, sino que hay que preguntarse lo siguiente: Supongamos que en la mina existen distintas Leyes. P.e: < L2 ; L1*L2 ; L1  – L2 ; > L1  situaciones posibles en el Rajo. Una vez que tengo el material tronado, la ley más alta es la que paga los Costos (en este caso p.e: más de 1%). Puede que haya leyes más bajas que L1 que vaya a la Planta.

L1 = 1% 0,6%

Supongamos que la ley de alimentación a la planta es de 1%. El material que esta sobre 1% , p.e: 2%, lo podría diluir con material de menor Ley (p.e: 0,9%). Si el material con Ley 0,8% paga los c ostos de la planta, si conviene mandarlo a la Planta (Concepto de Costos Sepultados), hay que ver los costos aguas abajo. Si pago los costos aguas abajo y me genera algo de Utilidad entonces conviene. Supongamos que hasta 0,6% paga los costos y esto es lo que se llama Mx Marginal.

L2 = 0,3% Supongamos que he establecido que sigue la mineralización hacia abajo, por lo que el rajo se ha ido profundizando y la Ley ha ido bajando, la pregunta que aparece es ¿ Cuándo ir a Subterránea ?. Cuando estemos llegando al final del Rajo, al Pit final, debe haber un instante en que determinaremos si conviene seguir con rajo o No, mientras gane  plata (me genere utilidades) conviene. U = L*R*P –  ( Cm + Ct + Cr + Cv + (Ce*R I ) ) : Utilidad a Cielo Abierto por Ton de mena. Si quiero ir a subterránea voy a exigir una Utilidad. U = U subte por Ton de mena, sino no me cambio. U subte = L*R*P –  ( Cm + Ct + Cr + Cv + (Ce*R I ) )

 Razón de Remoción Económica Límite. (R E Limite ) R I = [ L*R*P –  ( Cm + Ct + Cr + Cv + U subte ) ] / Ce = R E Limite Cuando se dé esta razón llegó el instante de pa sarse a Subterránea. El R E Limite tiene que ser menor que R E , que me define hasta c uando el rajo es rentable. P.e : R E = 8 y R E Limite = 7 Pero porque si en Rajo puedo llegar hasta 8 y es menor No sigo en Rajo, la razón es que R E = 8, ya no gano, tal vez con 7,5. me exijo una Utilidad, el Rajo me da una utilidad, pero tal vez no sea la que quiero como negocio, por eso R  E Limite = 7 me dice que con R E = 7 gano lo que quiero como Utilidad,  pero en subterránea, más que la Utilidad que gano con Rajo. El diseño de los Rajos esta muy ligado a lo que es la planificación minera. La Planificación: Es una de las funciones más relevantes en una Empresa. Es aquella función que nos permite alcanzar ciertos objetivos, mediante Planes, procedimientos, métodos. Toda Empresa tiene una misión que es la razón de ser de la empresa. Esta misión guía todo lo que se hace en la empresa. Para desarrollar esta misión se crean políticas y directrices que son orientaciones que debe cumplir la empresa, para alcanzar esta misión. Los Objetivos: Son los logros y metas que se quieren alcanzar. Para lograr estos objetivos o metas necesitamos planes de acción que se logran mediante los programas. MISION Políticas y Directrices.

Objetivos Estratégicos.

Planes de Acción. PROGRAMAS. En las Empresas Mineras las misiones más recurrentes son: 1- Maximizar el tiempo de permanencia (en el negocio). Significa máximo tiempo de operación. 2- Maximización de las Utilidades o de los Beneficios Netos (máx. las Utilidades, no significa máx. el VAN, pues no considera que estas Utilidades se  pueden obtener antes que la suma de las Utilidades en el Tiempo sean las mayores posibles) (máxima recuperación del Yacimiento). 3- Maximización del valor presente neto ( o sea, maximizar el VAN ). P.e: F0 F1 F2 F3 F4 Utilidad -5 2 3 7 10 = 17 -5 4 9 6 1 = 15  VAN : Si me interesa ganar plata rápido, me conviene este pues los Flujos son más altos en los Primeros años (por el lado del VAN). Al llevarlas al año cero estas pesan más. Si uno esta en la parte económica debiese preocuparse de maximizar (3). Maximizar el VAN no significa comerse todo el yacimiento. La mayoría de las Empresas mineras en Chile se han dado cuenta que al hacer la Planificación con Ley se les reducen las reser vas pero ganan más plata. Se establecen formas para lograr el punto (3).

El Objetivo Estratégico es lo que se conoce como  Plan Minero. Hay que hacer un Plan Minero que maximice el Van. Además este Plan Minero nos va a permitir identificar el origen del material, cantidad y calidad, y definir los tiempos que se necesitan, para lograr est a producción, como nos vamos a ir comiendo la mina, esto nos va a establecer los equipos que se requieren. Por lo tanto un proyecto minero siempre va a tener que evaluarse, ver cuál es su Factibilidad Económica. Hay que distinguir distintos Niveles de Planificación: 1) Conceptual: Fundamentalmente de tipo estratégica. En ella se hacen los delineamientos gruesos del negocio, se toman las macro  –  decisiones: cómo explotar este recurso geológico, Pit Final del Rajo (cuáles son los límites finales), se establece e n forma gruesa la rentabilidad del negocio. Se considera que nada es fijo, todo puede cambiar. 2) Operacional: Operación de muy corto plazo, faenas necesarias para la operación. Esta más c erca de la realidad, incluso el día a día.

Horizontes de Planificación: -  Planificación de Largo Plazo: Es de tipo Conceptual (5 años y más). -  Planificación de Mediano Plazo: Es de tipo Conceptual y Operacional (de 1 a 5 años). -  Planificación de corto Plazo: Es de tipo operacional (menos de 1 año).  NIVELES DE PLANIFICACIÓN. Hay 2 niveles de Planificación: 1- Conceptual (o estratégica). 1-

2-

2- Operativa.

Conceptual: es solamente de tipo estratégico. Establece las líneas gruesas de lo que va a ser la operación de la mina. Preguntarse que se va hacer con el recurso, el método de Explotación, cuál es Ritmo de Producción que se va emplear, cómo vamos a consumirnos estos recursos (de donde va a venir el material que va ir a la planta), políticas de Ley de Corte, se valora cuan conveniente es hacerla o no hacerla (variables de tipo económica). En general es de Largo Plazo. Establecer lineamientos gruesos. Operativa: Planificación más cerca de producción (de tareas diarias). Hay que adecuar la Planificación Conceptual a la realidad.

Horizontes de Planificación (Involucramos el Tiempo): Planificación de : Largo Plazo –  Mediano Plazo –  Corto Plazo.

La diferencia de ellas esta en el tiempo involucrado y si esta involucrada una Planificación Conceptual u Operativa. - Planificación de Largo Plazo: Mayor a 5 años, es de tipo conceptual. Se determina el Pit final estableciendo como vamos a ir comiéndonos las reservas que están dentro del Pit Final. Establecemos una secuencia gruesa de cómo nos vamos a ir comiendo estas reservas. Lo más probable es que determinemos una Unidad de Planificación que sea el año. P.e: El proyecto dura 40 años

0 1

 hasta el año 20

2

10

la planificación va a ser anual y después cada 5 años (Periodos Quinquenales).

20

25

30

35

40

Quinqueneo o Trianuales. - Planificación de Mediano Plazo: Esta va incorporar (nos va a permitir) algo operativo. Contempla periodos de 1 a 5 años. Conceptual y operativa. - Planificación de Corto Plazo: Periodos de tiempo menores o iguales a 1 año. Es de nivel operativo. Depende de la Empresa, puede que considere de 5 años para arriba Largo Plazo y de 5 años para abajo Corto Plazo y no considera el Mediano Plazo. Esta es la tendencia actual, debido a que existen hot en día herramientas que facilitan la planificación (Software y habilidad del profesional), antes se hacia todo a mano. Cualquier cambio se hace más rápido. En el ejemplo se hizo un Plan de Largo Plazo de 40 a ños y de Corto Plazo de 1 año los primeros 20 años y de 5 años, los siguientes. Este Plan Grues o se hace más fino (Quinqueneo o Trianuales). Plan Quinqueneal o Trianual (Planificación de Mediano Plazo). Este Plan Quinqueneal se va a dividir en planes anuales de mucho más detalle y estos van a ser la alimentación de los planes de Corto Plazo. Estos Planes anuales los desgloso ahora en planes semestrales, trimestrales, mensuales, programas semanales, programas de extracción diaria. El corto plazo toma los planes de mediano plazo y afina planes de extracción diaria. Si existe mediano plazo tomo el largo plazo como base. En el corto plazo se va afinando cualquier nueva información que se tenga. El plan anual lo desgloso en meses. A medida que me acerco al final del mes correspondiente tengo que afinar el programa del mes siguiente, p.e: al acerca al final del mes de Septiembre tengo que afinar la programación del mes de Octubre, puede que los Indices operacionales de los equipos, ya no estén o se hayan incorporado nuevos equipos o ya no cuento con algunos equipos. El plan de Octubre lo tengo desglosado en semanas, tengo clara la primera semana de Octubre, pero al acercarme al final de la semana (día Viernes) debiese tener claro el Programa de la semana siguiente. El Plan Semanal de Producción no depende sólo de la mina, sino que también de los mecanismos. Cuando se afina el Plan semanal se hace una reunión con los de mantención de equipos, con geología. Hay una reunión que es sem anal, para afinar el Plan de la próxima semana, a pesar de ello todos los días hay un Jefe de Planificación de Corto Plazo que tiene que ver c omo marcha el plan de Planificación diaria, p.e: el día martes se planificó que la pala tenía que llegar hasta cierto sector, pero ¿Habrá llegado?, entonces que interiorizarse de que pasa con los equipos y los avances de los equipos, ver el asunto de la Ley, que sectores se han tronado y cuales No, para ver si los planes se están cumpliendo, es el responsable del día a día, ver que paso en los Turnos B y C, pues generalmente trabaja en el Turno A. Puede que se distorsione completamente la planificación de Corto plazo, pues al Planificar a largo Plazo se tenía otra realidad. La Planificación mensual hacia abajo es la que produce incendios que hay que apagar (por decirlo así), produce problemas. Hasta el mediano Plazo se puede ver como un negocio minero grande. En el corto plazo lo que más preocupa es la mina (es más operativo), lograr con las exigencias de producción. En subterránea es más complicada la Planificación. P.e: si la planificación la hice con un ángulo de talud de 45° y me di cuenta que tener ángulos de talud de 48° todo el Plan de largo plazo No me sirve, tengo que hacerlo todo de nuevo. También si cambia el Precio, se afinaron las Reservas; entonces al terminar el año, el Quinqueneo que sigue no es el mismo, pues incorpora al año siguiente y ya tengo que tener la Planificación del año siguiente. La Planificación es muy dinámica. Quinqueneo Sgte.

1

5

1er Quinqueneo.  Normalmente vamos a tener una Estimación de Reservas que nos va a permitir hacer lo que se llama Inventario de Bloques (este inventario recibió información de las Reservas, geología y de topografía y con esto se hizo el inventario de bloques). Este Inventario de bloques se tiene que valorizar.  El Inventario de bloques valorizado: Es lo que se conoce como el modelo económico, con éste se determinará el Pit Final. Para hacer el Inventario de bloques tenemos que incorporar ciertos parámetros económicos. Vamos a definir una función Beneficio y vamos establecer una Ley Critica de Diseño, la cual nos va a permitir establecer en el modelo económico una Ley crítica de Diseño, lo que es mineral y lo que es estéril (p.e: 1% lo que está sobre es mineral y bajo estéril). Lo que esta sobre le asigno un valor positivo y bajo negativo. Mediante un algoritmo optimizante en el modelo económico determinamos el Pit final. Determinado vamos a establecer una Estrategia de Consumo de Reservas que significa establecer las Fases y Expansiones. Determinadas estas Fases y Expansiones tenemos que establecer un Programa de Producción Preliminar ( Plan Minero Preliminar ). Este Plan Minero Preliminar lo establecimos primero Cubicando las Fases y, vamos a tener que establecer un Vector preliminar de leyes de corte (darnos leyes de corte iniciales que nos va permitir establecer un Plan Preliminar) y después vamos a tener que establecer Políticas de leyes de Corte que hoy en día se hace a través de Lane y a través de estas políticas de leyes de corte, hacemos un Programa de Producción optimizado. Ya establecidas las Fases y Expansiones, las c uales duran varios años, cubico estas Expansiones y establezco un vector de leyes de Corte, con esto hago una Programación de Extracción Preliminar Anual. Una vez logrado el programa de Producción optimizado tengo claro de donde sacar el material, y cuanta cantidad de mineral y de Estéril voy a tener. Puedo determinar el requerimiento de Equipos mina y determinar las necesidades de Botadero y, por lo tanto, diseñarlo (voy a saberlos cuando sepa cuanta cantidad de estéril voy a botar año a año).

Una vez que tengo los equipos, puedo hacer una Evaluación Económica. Si esta Evaluación no la encuentro interesante, puedo establecer otro Pit Final u otra Estrategia de Consumo de Reservas.

Etapas que se siguen en un Proceso de Planificación de Largo Plazo en un Rajo (nos muestra que es dinámico, va cambiando). RESERVAS

GEOLOGÍA

MINERALOGÍA TOPOGRAFÍA.

Inventario de Bloques - Parámetros Económicos. - Función Beneficio. - Ley Critica de Diseño. Modelo Económico - Algoritmo Optimizante. - Parámetros Operacionales. Determinación del Pit Final.

Estrategia de Consumo de Reservas (Fases y Expansiones) - Cubicación de Fases. - Vector Preliminar de Leyes de Corte. Programa Producción Preliminar (PMP) Algunas minas  pasan de este  punto al otro. Se saltan esto.

- Confección “ Fotos ” mina (realidad que tiene la mina año a año, a final del año). - Curvas Tonelaje –  Ley. Políticas de Leyes de Corte ( LANE) Va a tener que hacer un ciclo hasta que las Leyes varíen muy poco.

Basado en el Algoritmo de Lane.

- Vector Final de Leyes de Corte. Se supone que son las Leyes Finales óptimas. - Defino un Vector de Leyes de Corte p.e: (0.7,0.6,0.8 ...) Programa de Producción Optimizado.

Requerimiento de Equipos Mina.

Diseño de Botaderos.

EVALUACI N ECONOMICA La tendencia actual de las minas es hacer esto. Esto puede cambiar, porque cambian las Reservas o la Mineralogía. Incluso teniendo un Pit final determinado el establecer las Fases o las Expansiones sigue un criterio, pero hay que preguntarse si operativamente es posible hacerlo (p.e: las leyes no  permiten cumplir con la Ley de la Planta o hay que remover mucho estéril). Estrategia de Consumo de Reservas  se refiere a como voy a ir comiéndome el material. 1 2 3 4 En una planificación de largo plazo muchas veces se deja de lado que las cosas sean realizables, en una Planificación de corto plazo tengo que incorporarlos, p.e: que puedan acceder los Equipos. En C. Abierto, pero con mayor frecuencia se ve en Subterránea, que la Planificación de largo plazo y la Evaluación económica se aceptan, pero operacionalmente no se puede hacer. Los planificadores deben tener clara la realidad de lo que se esta planificando.  No conocer la realidad de lo que se esta planificando, lo único que hace es traer problemas. Estos problemas los tiene que ir solucionando el planificador de Corto Plazo. La Planificación es un proceso cíclico. INVENTARIO DE BLOQUES O MODELO DE BLOQUES. Es la representación del Inventario de Reservas que contiene el yacimiento o depósito. Lo que se intenta es tener una matriz tridimensional de la información del Yacimiento. Surge junto a la aparición del Software. Es fundamental en el Diseño y planeamiento de cualquier faena minera. Representa el Yacimiento que se quiere analizar, planificar, diseñar. Para ello la Zona que interesa estudiar se encierra en un gran paralelepipedo.

Y Si el origen estuviese ubicado a rriba “Z” es Negativo. X

S3

Z S2

S4

S1 H = 100 Y Z

B =100 X

I=1  I=10 Bloque 10 A 100 * 10 m = 1 Km

Se encierra la Zona que interesa del Yacimiento y todo el entorno a través de un gran paralelepipedo, el cual posteriormente se subdivide en bloques que se intenta que sean del mismo tamaño y donde cada uno de estos bloques unitarios represente lo más fielmente posible el sector que esta representado, estas subdivisiones o pequeños cuadrados o bloques se denominan Unidades Básicas de Cubicación (UBC).  Nos vamos a encontrar con bloques que van a ser material, es decir, Mineral y/o estéril y, también con una mezcla de aire. Nos van a interesar los  bloques en que exista material. Como nos interesa que un bloque cualquiera tenga atributos del sector en que está, le vamos a asignar dimensiones.

h UBC

UBC : Unidades Básicas de Cubicación.  b

a Para hacer esto requerimos de cierta información inicial:

Bloque o UBC : [ a * b * h ]

- Sondajes. - Topografía del Sector. - Mayor Información Geológica y Geomecánica. Otra información de Utilidad, para conocer la Zona de interés. (p.e: mapeos superficiales, labores exploratorias,...) - Parámetros Económicos (costo, precio). el Inventario de bloques se puede hacer tanto para un Yacimiento, como para uno que esta en producción. El primer problema al hacer el Inventario de bloques es el tamaño del cual se va hacer. Para darle las dimensiones al Paralelepipedo hay que conocer la Zona mineralizada. Se da una cierta holgura hacia los lados (A), porque al explotar el pit hay que considerar una cierta cantidad de estéril (se hace más grande); Idem para B. Para la Profundidad (H) se elige como base del gran pa ralelepipedo, hasta donde exista información (hasta donde llegan los Sondajes). Para la superficie se tiene que conocer la cota máxima de la topografía (de la superficie). Otro problema es subdividir el gran bloque en bloques más pequeños. Lo primero que surge es de qué tamaño hacemos los bloques. - En el caso de minas a R. Abierto la altura del bloque (h) se hace igual a la altura del banco. Es importante observar algo similar, tecnologías nuevas (equipos actuales son de cierta altura, entonces la Altura de los bancos esta determinada por la altura de estos). - “ a ” debiese ser exactamente igual a “b”, incluso hay un a tendencia de que a, b y h sean iguales. Hay una tendencia a que el bloque sea representativo de la Unidad que voy a Explotar (Altura del Banco). Los valores deben ser esteros y No fraccionados.

Factores que Influyen en las dimensiones del Inventario de Bloques ( a, b, h ): 1- Forma y dimensiones del depósito. El “a” debe ser un submúltiplo de “A”. 2- Variabilidad mineralógica, litológica y geológica. Este aspecto tiene gran relevancia, pero la información que tenemos es muy Básica (s ólo de Sondajes). Debiésemos intentar elegir tamaños de Bloque que nos representen de mejor manera esta variabilidad. 3- Horizonte de Planificación (para qué vamos a usar este modelo). Aquí se esta englobando todo el deposito, pero también puede ocurrir, que quiera hacer una planificación de Corto plazo y hago bloques de algunos sectores (sub –  bloques). Si tengo un horizonte de planificación que cubre un gran tiempo, podría tener bloques má s grandes (estoy considerando sectores más grandes). 4- Densidad de Muestreo. Es uno de los parámetros tal vez más importantes, porque nos va a permitir establecer esta variabilidad. Si los Sondajes están muy espaciados, la densidad de muestreo es baja, No puedo hacer bloques pequeños, pues la información no va a variar (sólo puedo hacer bloques grandes). Si la densidad de muestreo es alta, puedo hacer bloques pequeños (hay más información). 5- Tamaño y Selectividad del equipo de carguío.  No tengo claro el tamaño ni la selectividad del equipo de carguío. La idea es que el bloque sea del menor tamaño posible para que ojalá el equipo de una sola baldada me saque el bloque, pero es muy difícil. Debo tratar de incorporar esto del equipo de carguío especialmente si la planificación es de corto plazo (quizás de largo plazo no tiene gran relevancia). 6- Capacidad Computacional. Si el Inventario de Bloques es demasiado grande, el equipo computacional no será capaz de hacerlo o se demorará mucho, pues hay distintas variables: - 3 Variables en el bloque ( c oordenadas X, Y, Z) - Variables por concepto de Ley, p.e: Cu, Au, Ag, Mo, elementos contaminantes (supongamos 2) - Más una Densidad y más un valor Económico. Por lo tanto cada bloque tendría como mínimo unas 7 variables, p.e: si X=Y=Z= 100 bloques  7*10 6 ¿ Será conveniente hacer 100 bloques de 10 m cada uno ( 1 Km) ? Tal vez hasta con Bloques de 20 m. existen software que traen rebloques para disminuir el Tiempo (junta bloques más pequeños en uno más grande). 7- Experiencia del Planificador. - La experiencia señala que en Yacimientos o depósitos pequeños (producción no más de unos 5 Ktones /día = 5000 Ton/día), podemos hablar de unos 30 mil a 100 mil bloques y Tamaño m ás frecuente de los bloques es de 5*5*5, por lo tanto vemos que la Altura de los bancos = 5 m, entonces se van a usar equipos pequeños para Perforar (equipos OTH). En yacimientos de mediano y gran tamaño los equipos OTH van perdiendo eficiencia producto del aumento de la profundidad de perforación, más uso de barras. Por lo tanto se utilizan equipos DTH o ROTATORIOS. OTH Rotación.

DTH

ROTATORIA.

 No todos los equipos DTH se pueden transformar en Rotatorio. Martillo DTH

Tricono. Broca DTH

- En Yacimientos medianos tipo Andina en lo que es Rajo, Mantos Blancos; Producción 15  –  20 –  25 mil Ton/día. El rango fluctúa entre 100 mil a 500 mil Bloques. No es extraño encontrar bloques de 10x10x10; 15x15x12; 12.5x12.5x12; 15x15x16. La altura de banco ya esta del orden de los 10 m.

- Yacimientos grandes, mayor a 500 mil bloques. Hay yacimientos que tienen hasta 3 millones de bloques o más (Chuquicamata, Escondida, Radomiro Tomic). Bloques de 20x20x10; 20x20x15; 20x20x20; 20x20x 30  Banco Doble. ** La Altura de Banco que más se utiliza en Chile como Banco Simple es 15 m. Una vez tenemos asignado esto tenemos que asignarle los Atributos al bloque. ¿ Qué Atributos ? , al menos: 1- Ubicación Espacial. 2- Topografía. Atributos. 3- Tipo de Roca y mineralización. 4- Densidad del material. h 5- Ley Media y Varianza (error) de Estimación. 6- Valor Económico. b 7- Tonelaje del material a 8- Otros ( RDQ, Parámetros Geomecánicos ). OBS: Si el bloque tiene varios tipos de materiales el tonelaje no se calcula en base a su densidad y dimensiones ( a x b x h x densidad ). 1) Ubicación Espacial (Puntos Medios). Para establecerla tengo que fijar el origen del sistema de coordenadas. Es fundamental conocer los detalles del software, uno de ellos es donde establece el origen, en general se encuentra en el extremo inferior Izquierdo. Cuando le asigno las coordenadas al bloque lo hago en el punto medio del bloque,  pero las coordenadas del origen están en un extremo, entonces hay que sumarle (Restarle) la diferencia que hay al centro del bloque. El software permite a cada bloque asignar las coordenadas de cada bloque. Los Software en general a las coordenadas le asignan un I, J. K (X, Y, Z)  p.e: I=1 (I=X). Entonces se pueden asignar como vectores unitarios. Otros Software utilizan un identificador que es función del I, J, K  f (I,J,K) Los manuales dicen como convertir esto (que a veces es necesario).

h

. b a

2) Topografía. El inventario tiene que cerrar toda la topografía. El Inventario sólo cubre desde la parte inferior que interesa hasta la cota más alta de topografía. 3) Mineralización y tipo de Roca. A partir de los Sondajes, de los muestreos y mapeos, vamos a tratar de construir El Modelo Geológico, que es una operación de tipo espacial en la cual el geólogo trata de sectorizar el yacimiento en volúmenes que tengan litologías similares. Supongamos que tenemos sectores en que existen distintos tipos de rocas (asociada al tipo de roca, puede haber una mineralización). S-2

S-3

S-1

S-4 x xx xxx x x

x x o oo oooo oooooooooooooo v v v v v v v v   v v v v v        v v v x x x x x x x x x x x x x x x x x

oo o o oooooooo oooooo v v v v  vvv    x x x

A este bloque le asigno esta litología. A este Bloque qué tipo de Roca le asignamos

 Hay que aplicar algún criterio.

El Geólogo divide el lugar en donde se va a hacer el Yacimiento en perfiles (Cortes). La Interpolación p.e: entre S-2 y S-3, puede ser cualquiera (geólogo). El geólogo usa todas las mejores herramientas para encontrar la mejor estimación. Luego teniendo esto se c onstruye el Modelo Geológico que son unidades que tienen acontecimientos geológicos similares. ** La Mineralización se asocia a la Litología  El tipo de mineralización se asocia a la litología de cada sector. 4) Densidad del Material  De acuerdo al tipo de Roca. 7) Tonelaje del Material  Se sabe el Volumen y la Densidad de los bloques y sectores. 8) Parámetros Geomecánicos  Se basan de acuerdo a la geología del sector. 5) Ley Media y Varianza (error) de Estimación. Las Leyes se tienen de acuerdo a los Tramos.  Ley Media de los Bloques (LB): parámetro muy importante (corresponde a la estimación de Reservas). Tengo que asignarle a cada bloque una Ley media. Tengo información de las leyes cada cierta distancia en el Sondaje (cada tramo es de distinta distancia).

. L B = ?

Tengo que dejar una distancia común, un SOPORTE, dejar las leyes a una misma distancia. Este procedimiento se llama REGULARIZACIÓN. REGULARIZACION

 

SOPORTE.

Estimación L B (ley media de bloque).  Regularización de Sondajes = [ L1 *e1 + L2 *e2 + L3 *e3 + ..................+ Ln * en ] / [e1 + e2 + e3 + ......+ en ] = [  (Li*ei) ] / [  ei ] 

Estéril L1 L2 L3

L r = [  (Li*ei) ] / [  ei ]

 Leyes

Regularizadas.

e : Espesor del Tramo = largo de la muestra.

Supongamos que ya regularizamos, con estas muestras regularizadas a cada bloque, le tendremos que asignar una ley media. Esta Estimación se puede hacer de muchas maneras. La idea es asignarle una ley media al bloque usando muestras que están dentro del bloque y otras que están fuera del bloque, en la vecindad. Se toman o consideran todas las muestras que tienen una cierta incidencia en el bloque.

Vista en Planta: x 2

x3 di=d2

.

1 x4

x6

x5

Los métodos para asignar esto son varios: - Tradicionales. - Estadísticos : el Inverso de la Distancia, en el cual establezco la L B como una estimación de tipo lineal. De todas las muestras que van a tener una influencia sobre el bloque multiplicado por un ponderador que es función del Inverso de la Distancia. Inverso de la Distancia: L B = [  pi * li ] /  pi pi = 1 / di u pi : Ponderador. n  (1/ di u * li ) L B= n : Número de muestras. n  (1/ di u ) u : varía entre 1 y 5, normalmente se usa 2.

si u =2



esto sería el Inverso de la Distancia al Cuadrado.

Si veo que la distancia tiene poco peso, le pongo un factor 1, si la distancia tiene mucho peso, puedo ponerle, p.e: un factor 4. la práctica muestra que un  buen Ponderador es 2. En este método surgen 2 posibilidades: 1) La distribución de Leyes supongo que es más o menos homogénea, entonces las leyes varían para todos lados igual. Luego, establezco un circulo de radio R, en el cual están las muestras que me interesan, esto es en planta, pero como es 3 dimensiones es una esfera. Existe una Isotropía (no existe anisotropía)  considero y determino una Esfera como vecindad  IVOR.

x2

x3

R

x1

Considero que el Bloque esta en el centro de esta esfera. Cuando esto se aplica se llama El Método de IVOR. (Se considera el Método de Inversa de la distancia).

x4

x6 x5

En la realidad la Distribución de Leyes c ambia en todas las d irecciones, entonces uno puede tener “u” direcciones. Para simpl ificar el problema se eligen 3 distancias (Radios) perpendiculares entre sí. Vamos a hablar entonces de una elipsoide. ANISOTROPIA  ELIPSOIDE DE REVOLUCION. El Método se llama GIVOR. ( Se Tienen varios R = R1, R2, R3 ). EL Problema es como calcular estos radios y las áreas de influencia. R2

R3

R1 Como establecer estos Radios: Bloque. 1) A “ojo” (dependiendo del tipo de mineral). Por experiencia. 2) Exigirle un Peso al Ponderador pi (técnica frecuente que el ponderador tenga un Peso >= 5%).

6 muestras

 p1  p2 p3  p6

% 3% ** X %  = 100%

P.e: 6 muestras

Todas las muestras que tienen menos de un 5% la echo  tengo que recalcular de la p1 a la p6, y me cambiaron los ponderadores. Va a llegar un instante en que no voy a tener ningún ponderador bajo 5%.

3) Usando Variogramas, que es la mejor forma (herramienta geoestadística). Variograma: ve como se distribuye la ley a una distancia determinada. Se define como yna función matemática que representa la variabilidad espacial de una variable o muestra. Si tengo que calcular el Variograma en la horizontal, p.e: en la dirección N-S, ¿ Qué muestras utilizo ?  N-S

.

 (h) = (1 / 2a)*  (li)2

Quiero calcular el variograma en la dirección N-S, en la Horizontal, y los Sondajes son verticales, las muestras están para abajo.

x

a

x

a

x

a

x

li = ( Xi –  Xi+h )

  Necesito primero determinar qué muestra utilizo.

 (2a)  (a) d a

2a

A=R (Alcance)

Quiero calcular el Variograma en la Vertical ¿ Qué muestras uso ? Las del Sondaje. ¿ Qué distancia uso ? Al pararse en una muestra se da un ángulo de barrido (Efecto lápiz) en 3 dimensiones.  p.e: El caso de una galería no Recta x x x x x x

x

x  N-S

 barrido

x

Me doy un ángulo de barrido pero, cuidado esto lo da el Software, por lo que hay que saber, si toma el ángulo completo o la mitad de este y, si es en sentido  positivo o negativo.

x

distancia También existe un efecto Linterna, que considera más muestras. x

x x

x

Luego hago esto en la vertical y en la horizontal. - Método Geoestadístoco ( Krigeage o Kriging ). Trato de encontrar los mejores ponderadores que tengo que asignarle a cada una de las Leyes que están en la vecindad que afecta al Bloque y, esto lo  (i * li) = L B tal que:  i = 1 (100%). hago según una de las estimaciones que determinó Kriging.

i : Peso de cada una de las muestras.  Krigeage: Establece la ley del bloque, mediante la mejor aproximación y permite determinar la varianza de estimación mínima  posible. 1 Establezco los Variogramas en 3 direcciones preferenciales, perpendiculares (ortogonales) entre sí. 2

 con

el menor error

3 Esto no es fácil, hay que empezar a probar para encontrarlas. Esto se hace en un Plano horizontal, se calcula 1, p.e, pero hay que empezarla a buscar hasta los 180° (probar). Después busco la perpendicular a esta y, teniendo estos 2 establezco una en la vertical. Pero no siempre la orientación  preferencial 1 esta en un plano, sino que puede encontrarse inclinado. LB = 1 *L1 + 2 *L2 + 3 + L3 Hago un sistema de Ecuaciones que me permita establecer los ponderadores i y las varianzas de estimación (el error) E.

VALORIZACIÓN O VALOR DEL BLOQUE. Debemos asignarle un valor económico al bloque. ¿ Cuál va a ser el criterio que vamos a utilizar, para Valorizar el Bloque ?. Se distinguen varias situaciones: - Se puede considerar el bloque como de mineral o de estéril. - En yacimientos en que las leyes son muy buenas, p.e: de Au, podemos considerar al bloque conformado tanto de mineral como de estéril. - Existen situaciones en que al bloque le asignamos una ley (al tener distintos minerales en el bloque). Se debe tener muy claro que persigue al valorizar el bloque. Condiciones o Reglas de Oro. 1- El bloque que este despejado 8se supone). 2- Cada bloque se considerará como que va ser extraído (necesidad de extraerlo). 3- se consideran sólo aquellos costos que detendrían la mina (C m , Cp). La idea es separar los COSTOS: Evitable y Inevitable.

FORMAS DE VALORIZAR UN BLOQUE. 1) Consideremos el caso en que el bloque es de Mineral o de Estéril. Rt = Rp * Rf

Rp

MINA

Tm , Cm

PLANTA

Rf Tp , Cp

FUNDICIÓN

Tf Pf C f-r

O ELECTROREFINACION. Te , Ce

[

]

C[]

Dependiendo de lo que va hacer la Planta va a salir un cierto producto. Cada Tonelada de estéril y mineral va a tener asociado un Costo por tonelada ( un Costo Unitario). Tm: Ton de mineral. Te: Ton de estéril. Tp: Ton de Proceso. Tf: Ton de material Fino. Rp: Recuperación de la Planta. Rf: Recuperación de material Fino. Cm: Costo mineral (US$ / Ton mx) Ce: Costo Estéril (US$ / Ton estéril). Cp: Costo de Proceso ( si está expresado en US$ / Ton mx en Cp uso Tm , si uso [ ] se complica (US$ / Ton [ ] ) ). Cf-r: Costo de Fundición –  Refinación ( US$ / Ton Fino ). Considera todos los costos necesarios para comercializar el producto, p,e: Costo marketing. Pf: Precio de material fino o producto final ( US$ / Ton fino).  1 Ton = 2204,4 Lb ( P cu = Valor * 2204,4 = US$ / Ton ). OBS: La planta de [ ] puede ser una Planta de Lixiviación o una planta de Flotación, por lo tanto, el proceso de purificación puede ser: SX  – EW (Fusión –  Refinación). Asociado a cada uno de los Tonelajes hay asociado un Costo Unitario. Me interesa valorizar el bloque y como estoy partiendo de la premisa , de que el  bloque es de Mx o de estéril, cuando lo valorice va a ser mineral o estéril. Me interesa aquel que me genere beneficio (B), entonces voy a considerar un  bloque de Mx. ¿ Cuál es el Beneficio que me produce (genera) el tratar un bloque de mineral ? :

L : Ley. B = I – C I = Tf * Pf C = Tm*Cm + Tm*Cp + Tf *Cf-r Rt : Recuperación Total del Proceso ( Rt = Rp*Rf ). B = [ (Tm*L*Rt) *Pf ] - [ Tm*Cm + Tm*Cp + ( Tm*L*Rt )*Cf-r ] B = [ (L*Rt*Pf ) - Cm –  Cp –  (L*Rt*Cf-r) ] * Tm B = [ L*Rt *( Pf – Cf-r ) - Cm –  Cp ] * Tm  Función Beneficio, para el caso que estamos planteando. Si es estéril  B = - Te * Ce Me interesa buscar aquellos bloques que me van a generar beneficio. Voy a tener que establecer una ley que me permita hacer aquella discriminación. Esa ley es aquella que me genera Beneficios. Luego hago B = 0. L*Rt *( Pf – Cf-r ) - Cm – Cp = 0

Aquello que tenga Beneficio  0 No va a ser Mineral.

Cm + Cp L=

= L cd Rt *( Pf –  Cf-r )



 Ley Crítica de Diseño (según Criterio Tradicional)

Cf-r = Costos [ Refinación + Fijos ] Cfijo total = [ Cfijo / Producción ]

Es la ley que nos va a permitir discriminar que bloques son de Mx y de Estéril, dentro del Inventario de Bloques. P.e: supongamos que me dio 0.4 ; si el bloque tiene 0.3  Estéril, sobre 0.4 mineral.  No perdamos de vista que estamos tratando de determinar un Pit Final que es variable en el Tiempo. Al hacer esta evaluación l a hago con los mejores antecedentes que tengo. Supongamos que acontece que al estar trabajando en la mina, la capacidad del balde de la pala, pueda contener el Tonelaje de un bloque. ¿ A donde lo mando ? Si es 0.5 a Planta, si es 0.3 a Botadero. La pregunta es ¿ Este material paga sus costos aguas abajo ?. Si la respuesta es Sí lo mando a Planta, sino a estéril (Botadero). La decisión de donde mando el material que está en el balde (ya Tronado), no tiene nada que ver con el costo mina (Costo sepultado) entonces, puedo establecer: Cp L=

= L cd Rt *( Pf –  Cf-r )



 Ley Crítica de Diseño (según Criterio Marginal ).

El costo mina lo saque antes de sa car el Bloque. Mineral

Cf-r = Costos [ Refinación + Fijos ] Cfijo total = [ Cfijo / Producción ]

Hay empresas que trabajan con el criterio Tradicional, pero la tendencia hoy en día es que se trabaje con el Criterio Marginal.

0.4 Mineral Marginal. 0.35 Estéril

En el criterio Marginal hay un Delta entre el Mineral que va a Planta y el que va a Botadero. Si LB < Lcd Si LB > Lcd

  

Bloque de estéril: Bloque de Mx.

V B = - Ton B * Ce (valor económico del Bloque). V B = [ L*Rt *( Pf – Cf-r ) - Cm –  Cp ] * T B ( es el Beneficio que me genera el Bloque).

2) El bloque contiene varios Minerales. Seguimos considerando el bloque de mineral o de Estéril. P.e: aparte de contener Cu puede contener Molibdeno que le da un valor agregado al bloque o bien, otros que le quitan valor, p.e: Arsénico. General% son 2 Elementos.  Nuevamente tengo que hacer la Función Beneficio. I = Tm*L1*R1*P1 + Tm*l2*R2*P2  I = [ (P1 - Cr1)*R1*L1 + (P2  –   Cr2)*R2*L2 ]* TB C = [ Cm + Cp + Co ] * T B B = ( [ (P1 - Cr1)*R1*L1 + (P2  – Cr2)*R2*L2 ] –  [ Cm + Cp + Co ] ) * T B Tengo que discernir y clasificar los bloques, según el elemento principal, p.e: Cu y Mo ó Au y Ag. Cm + Cp + Co - [ (P2 –   Cr2)*R2*L2 ] L1 =



(P1 - Cr1)*R1

Criterio Tradicional, puedo llevarlo también al criterio Marginal. “ Ley de Elemento Principal”.

Aquí depende de la Ley del 2° elemento, por lo tanto, tengo que meter de alguna manera una Ley, para el 2° elemento. Puede suceder de repente que un  bloque tenga muy alta ley de Cu y casi nada de Mo. Alternativas: 1- Puedo hacer una estadística de todos los bloques y determinar una Ley media del elemento 2 (mineral 2) en los bloques (sumo las leyes y dividido por el número de bloques).

2- Concepto de Ley Equivalente. Tomo el Mx más importante como principal y el otro mediante un mecanismo de calculo, lo llevo al otro Mx, al E quivalente. P.e: el Mo lo llevo a su equivalente en Cu. ** Como se hace esto: Mineral 1 = L1 = L1 + X

L (equivalente a mineral 1) = L1 + ( Factor de Conversión ) * L2

Mineral 2 = X Este factor de conversión se puede expresar en función (en base) de varios parámetros, p.e: Precio, porque los precios no so n iguales, y recuperación del material. Puede ser función de varios, pero estos son los principales, algunos le agregan densidad, pero normalmente no se usa.

Factor de Conversión = [ P2 * R2 ] / [ P1*R1 ]

R : Recuperación.

P: Precio

1: Elemento Cu

2: Elemento secundario.

En el factor de conversión se pueden incorporar todos los parámetros que se consideran relevantes. Entonces va a ocurrir que cada bloque va a tener una Ley Equivalente del mineral 1. Para discriminar entre Estéril y Mx, se compara con la Ley Critica de diseño Marginal.  Valorización de Bloques. Si el Bloque es de Estéril: V B = - TB * Ce Si es de Mineral: V B = [ L*Rt *( Pf – Cf-r ) - Cm –  Cp ] * TB 3) El Bloque contiene Mineral y Estéril a la vez. Vetas de muy buen valor Económico (Vetas de oro y vetas de leyes buenas de Cu). Este caso se da frecuentemente en las vetas, hay vetas muy pequeñas (de menos de 1m), entonces habría que hacer bloques muy pequeños. En este caso es muy relevante el que contenga Estéril, en los casos anteriores también Mena contienen Estéril, pero es poco relevante. En Yacimientos de Cu masivos la cosa no es muy estricta. a) Podemos determinar los Volúmenes de Mineral y de estéril en el bloque. P.e: Determinamos el volumen del Bloque y estimamos porcentajes. Entonces habrá un volumen de mena y otro de estéril. V mena = % Vol. Bloque * Densidades diferentes. V estéril = (1 - %) Vol. Bloque b) Una vez determinados estos Volúmenes, se determina el ingreso que generan estos volúmenes. El único que puede generar Ingresos del bloque es la Mena  Ingreso que genera el bloque: IB = Ton mena * L * R * P = ( V mena * d m ena ) * L * R * P c) Costos en que se incurren para generar este Ingreso. C mena = ( V mena –  d mena ) * C (extrac. Mena/Ton) C (extrac. Mena/Ton) = C mina + C planta + C refinación + C comercialización + C otros. C estéril = ( V esteril –  d esteril ) * C (estrac. Estéril/Ton). Estéril.

d) Cómo se valoran los Bloques. ¿ Cómo discrimino para considerar si este Bloque me genera o no Utilidad ?



Utilidad del Bloque : U = I B –  CB

¿ Cómo discrimino qué bloque me va a dar Utilidad y cual No ?. Porque sino me genera Utilidad lo considero como estéril y no me va a interesar el Mineral que tenga. El estéril no me va producir valores positivos, no es como el otro caso en que el mineral 2 me genera valores positivos. Si el bloque genera Beneficio y paga su costo mena, ya es un Bloque interesante; Si no paga al menos su costo de mena lo considero como Estéril. Hago una Utilidad Parcial o Intermedia . El bloque me genera un Ingreso, extraer esa mena tiene un Costo, si esta diferencia (esta Utilidad) es positiva el bloque es interesante (puede ser Mineral); si es Negativa entonces el Bloque es Estéril.

Up = IB –   Costo mena  Utilidad parcial. Si Up < 0  Bloque estéril  VB = - TB * C (extrac. Estéril) Si Up > 0  Bloque de mineral. Si el Bloque es potencialmente de Mineral  VB = IB –  C mena –  C estéril. Si el bloque no es capaz de pagar su Costo de mena, menos va a ser capaz de pagar su costo de Estéril. Después en la Valorización me puedo encontrar con que [ V B = IB –  C mena –  C estéril ] es negativo, puesto que, si la diferencia entre [ I B –  C mena ] es muy pequeña al restarle C estéril puede quedar negativo. OJO: La Ley Crítica de Diseño no es la Ley xon la cual voy a explotar. Después aparece una Ley de planificación de corte que la da LANE u otro. 4 ) Otro Criterio de Valorización ( WHITTLE ).

VB = [ ( Metal * R * P ) –  Mineral *COSTP ] –  ( Rx *COSTM ) C proceso = Valor + Costo = COSTP Costo = C mena –  C material = C mina –  C estéril. Metal = Ton mena * Ley

COSTM = C esteril Rx = Ton Material o Roca (estéril y Mx) en el Bloque. Mineral = Ton (mena o Mx)

Otra Forma : VB = ( Metal *R *P ) –  ( Ton mena * C proceso ) –  ( Ton material * C extrac estéril ) C proceso = Valor + Costo Costo = C mina –  C estéril Metal = Ton mena * Ley Metal: Unidades de producto contenidas en el Mx. COSTP: Costo de procesar una Tonelada de Mineral. COSTM: Costo de Explotar una Tonelada de esteril. Sabemos ya como tener el modelo de Bloques valorizado. Debiésemos entender hasta ahora que: Tenemos los Sondajes   Regularizamos. A partir de los Sondajes construimos el modelo Geológico, el cual nos va a permitir conocer las diferentes zonas en que hay Litologías. Los Sondajes tendremos que regularizarlos y determinar el mejor Soporte. A partir de este Soporte vamos a tener las Leyes en los Bloques. Teniendo esto vamos a determinar que Bloque va a ser Mineral y cual estéril. Una vez que tengo esto puedo valorizar el bloque, darle un Valor Económico. Una vez valorizados los bloques tengo lo que se llama el Modelo Económico. Modelo Geológico. Leyes en los Bloques. Clasificación bloques en Mx / Estéril. Valor Económico  Modelo Económico.

SONDAJES

LEY VALOR ECONOMICO.

DISEÑO PIT FINAL ( Diseño del Rajo ). Es de tipo Conceptual (Planificación de Largo Plazo). Se puede hacer de forma Manual, Computacional o de forma híbrida (mezcla entre manual y computacional ). Para diseñar el Pit Final necesitamos: a) La curva Tonelaje –  Ley. Siempre que se entra al diseño del Pit Final es buena tenerla, pues permite conocer los distintos volúmenes que existen.  b) Parámetros Geométricos u Operacionales (hay que definirlos). Sirven mucho. Uno de los Parámetros geométricos importantes es el Ángulo de Talud Final  (es un problema Geomecánico). Este ángulo puede ser único para todo el Pit ( en una Planificación inicial así se hace). P.e: en Planta. 47° 45°

51°

Roseta de Angulo de Talud ( si tengo Geomecánicamente evaluadas las Zonas).

48° Hay sectores en que el ángulo de Talud es diferente. La cantidad de Estéril que dejo de remover es muy sensible, si subo el ángulo de Talud en un grado (más aún si es más de 1°). Corrientemente se usa 45°. La gente de geomecánica usa este valor. Entre 37° y 42° (38  –   40°) esta el ángulo de Reposo Natural de los materiales estando sueltos. - Ancho Mínimo Operacional de Fondo de Pit .  No puedo hacer un Pit con un Ancho operacional de fondo de Pit menor que el ancho operacional de los equipos. Los anchos operacionales de fondo de Pit van de 30 m para arriba.

45° Ancho Mínimo.

Este valor tengo que tenerlo para que cuando diseñe un Pit lo respete.

- Berma del Banco, Es el ancho al cual quedará el banco una vez que termine la operación, no es el ancho operacional.

Cuando el Equipo está trabajando requiere este Ancho, ya sea como Berma de Transporte o de Carguío. El Ancho depende si estamos hablando de una berma de transporte, si es Carguío  Berma de carguío.  Estas son las Bermas Operacionales

Camellón 25 m Un buen Criterio es: 4 veces el Ancho del Camión. Cuando termine la Operación este no va a ser el Ancho.

 H

Al final queda una Berma de Seguridad, que es la Berma del Banco que puede ser de 6  –  8 –  10 m. - Angulo de Talud del Banco (  ). - Altura del Banco ( H ). - Fondo de Pit (F). Q

F Cresta del Banco. -Quebradura. ( Q ) Distancia Horizontal que hay entre la Proyección entre la Cresta y la Pata del Banco.

Berma Banco Pata.

Parámetros Geométricos u Operacionales.

- Angulo Talud Final (Pit Final). - Ancho mínimo operacional Fondo de Pit = f (equipos a usar) - Berma del Banco (BB) (ancho). - Angulo de Talud del Banco. - Altura del Banco (H) - Quebradura (Q).

PARÁMETROS OPERACIONALES: 1- ÁNGULOS DE DISEÑO:  Definición: Correspondiente a la inclinación con respecto a la horizontal de las paredes del rajo (ángulo de talud) y frentes de los bancos (ángulo de  banco).  Dependen: Características geológicas, las propiedades físico-químicas y el entorno geomecánico de la roca.  Determinación: Se basa en estudios geotécnicos, los que establecerán los distintos ángulos para cada tipo de roca que conforman estas paredes. 2- ALTURA BANCO:  Definición: Como su nombre lo indica corresponde a la altura de los bancos de una mina, siendo uno de los parámetros más importantes a considerar en el diseño de una explotación a rajo abierto.  Depende:  Disposición estructural o morfología del yacimiento, del control de la dilución durante la extracción, el alcance de los equipos, y es recomendable conjugar la altura del banco con los ángulos de talud necesarios para una segura operación en los distintos sectores de la mina.  Determinación:  Por el tamaño del equipo de carguío, equipos de perforación, características del macizo rocoso y la distribución espacial de la mineralización (selectividad). Generalmente se considera aquella altura máxima de alcance del equipo de carguío y debe coincidir con la altura de los  bloques del modelo. 3- ANCHO OPERACIONAL MÍNIMO DEL FONDO DEL PIT  Definición: Es aquel ancho que permite un trabajo adecuado de las operaciones de carguío.  Depende: Radio de giro equipo de carguío, ancho del camión y ancho berma de seguridad.  Determinación: En basa a las características de los equipos de carguío y transporte a utilizar. 4- BERMAS Generalidades: Las bermas se utilizan como áreas de protección, al detener y almacenar los materiales que puedan desprenderse de los frentes de los  bancos superiores y también como plataformas de acceso, carguío y transporte, en el talud de una excavación. Características: La altura o separación entre bermas, y su anchura, son función de las características geotécnicas del macizo a explotar, que junto a los demás parámetros que intervienen en el diseño de la mina conducen a la obtención de un factor de seguridad que garantice la estabilidad del talud general y seguridad de los trabajos. A) BERMAS DE SEGURIDAD:  Definición: Como su nombre lo indica, sirven de seguridad para los equipos de transporte del material, para evitar posibles desplomes de los equipos hacia bancos inferiores.  Depende: De los equipos de transporte.  Determinación: En función de la altura de los equipos de transporte, altura de los bancos, características del macizo rocoso. Por ejemplo, si la altura de los bancos es de 15 m., implica una altura aproximada de 1.5 m., con un ancho de 4 m. Si son de 30 m., una altura aceptable es de 2 m., con un ancho de 5.5 m. B) BERMA DEL BANCO:  Definición: Son las bermas que se encuentra en los bancos que cumplen con 3 objetivos:

1. Recepcionar materiales que provengan de los bancos superiores. 2. Desde el punto de vista geomecánico, permiten descargar tensiones en los taludes de la mina. 3. En el diseño minero pueden representar rampas para las últimas expansiones, ya que estas se diseñan sin accesos.  Determinación:  Por el volumen de los derrames asociados a inestabilidades controladas estructuralmente a nivel de banco, los cuales deben ser contenidos por las bermas. C) BERMA DE CARGUÍO:  Definición: Son las bermas en que se realiza el carguío del material una vez tronado.  Determinación: El ancho mínimo de carguío es función de los equipos involucrados en la operación. Considera: El radio de giro de vaciado del equipo de carguío, el ancho de camión, la holgura de las maniobras del cargador, berma de seguridad por la  pata y la berma de seguridad por la cresta. D) BERMA DE TRANSPORTE:  Definición: Son bermas que permitan el tránsito de los equipos en forma segura y fluida.  Dependen:  En algunos casos particulares, el ancho de esta berma, se definen según los valores de quebradura y ancho berma final, por lo cual se fundamentan en una condición de índole geomecánica, la cual entrega dimensiones que satisfacen con holgura las requeridas para el cru zamiento de dos camiones por las bermas.  Determinación: En función del ancho del equipo de transporte, del número de pistas de circ ulación a utilizar, del ancho de la berma de seguridad y de la zona de derrame del banco superior considerado. E) BERMA INTERRAMPA: Se determina análogamente que la berma del banco, pero a nivel macro, es decir debe contener el material de un mayor número de bancos. 5- RAMPAS:  Definición: Son caminos de acceso al interior del pit, además de ser la vía de sa lida de los camiones con material, cuyo destino es a pla nta o botadero.  Determinación: Del ancho de los equipos de trasnporte, el número de pistas a utilizar y el ancho de la berma de seguridad. La gradiente a utilizar, debe ser de acuerdo a las capacidades de los equipos que circulen por ellas y las condiciones del am biente, adoptándolas de forma que la operación sea razonablemente productiva. INCORPORACIÓN DE UNA RAMPA: 1. TRAZAR LA RAMPA AL INTERIOR DE LA ENVOLVENTE DEL BANCO. 2. TRAZAR LA RAMPA FUERA DE LA ENVOLVENTE DEL BANCO. 3. TRAZAR LA RAMPA EN EL PUNTO MEDIO DE LA ENVOLVENTE DEL BANCO. 6- ÁNGULO Y ALTURA INTERRAMPA:  Definición: El ángulo interrampa corresponde a la inclinación respecto a la horizontal de una línea imaginaria que une a la pata de una rampa con la cresta de una rampa superior. La altura interrampa es la altura vertical entre rampas. Ambos parámetros forman en conjunto el talud interrampa.  Depende: De factores como, las estructuras presentes en el macizo rocoso, calidad del macizo rocoso, presencia de afloramientos de agua, tronadura y carguío.  Determinación: Por la geometría del sistema banco-berma, que a su vez, s e ve influenciado tanto por el factor de seguridad como por la probabilidad de falla del talud interrampa. 7- QUEBRADURA:  Definición: Corresponde a la distancia horizontal de la cresta del banco superior con la pata del banco inferior.  Depende: De la altura de banco y del ángulo del talud.  Determinación: En base a estudios geomecánicos o en la experiencia obtenida en la operación de la mina.

TIPOS DE EXPLOTACIÓN:  Ba  Banco Ab  Abier t to  : Es aquel que deja la posibilidad de establecer rampas que tienen la característica de ac ceder a todos los bancos. Los parámetros de diseño se definen según los anchos operacionales.  Ba C er r   Banco  C  ra  d o: Es aquel en que las rampas no accesan a todos los bancos (sino al que se esta explotando), los cuales a su vez no tienen descanso. Los  parámetros se obtienen en función de los ángulos interrampa, quedando los anchos de banco en función de este ángulo .

DISEÑO DEL PIT FINAL Para diseñar el Pit final habrá que tener el Inventario Final de Bloques representado, ya sea, en Planta o en Perfil. Si esto lo hacemos computacionalmente nos interesará solamente el inventario de Bloques, no me preocupa si es la Planta o el Perfil ( puede que me sirva como de guía nada más ). El diseño del Rajo (Pit Final) en forma computacional, se puede hacer usando: Cono Móvil Optimizado o Lerchs & Grossman. Parámetros Económicos  nos sirvió para determinar el Precio del Producto, costos, Recuperación  Modelo Económico. 1- DISEÑO MANUAL : Cada vez se usa menos. Hay que conocer El Inventario de Reservas y Parámetros Operacionales y Económicos. a) Por Planta: Significa que contamos con un set de plantas del Inventario de Bloques. Normalmente se utiliza la base del bloque, p.e: si tengo un Bloque de 100 m de altura puedo hacerlo por plantas de bloques cada 10 m. He discriminado estos bloques, he pintado estos bloques, ya sea  por Leyes o bien por mineral y Estéril. He discriminado por la Ley crítica de Diseño. Puedo hacerlo de abajo hacia Arriba ( Down –  Top ) o de arriba hacia abajo ( Top –  Down ). Existe otra opción, a parte de estas, que consiste en buscar mi Banco de inicio a media Altura y me proyecto hacia Arriba y hacia abajo.

Bloque de 10 m con Mineral. Busco una Planta en donde tenga Mineral suficiente que pueda extraer con ese Ancho Mínimo operacional (Ancho Mínimo operacional de fondo de Pit),  p.e: si es de 30 m y tengo un bloque que es de 10 m que contiene mineral  lo descarto (descarto esta Planta), pues los equipos no podrían trabajar ahí (requiero de 30 m para poder trabajar). Supongamos que hemos hecho el Fondo de Pit, lo tengo aquí representado.  Nosotros establecemos la forma de hacer este Fondo de Pit, pero debe ser lo más cercano de lo operacional posible.

Una vez trazado el Fondo de Pit, hay que empezar a trabajar en las plantas superiores ideal sería trabajar a altura del Banco, pero se puede trabajar a múltiplos también. 110

110

 voy

a tener una Berma de Banco ( si trabajo en una planta). Lo Q + BB (Berma Banco) y así sucesiva%.

100 Cota 100

 No siempre se trabaja con Pata y Cresta, normalmente no se usa, pero si trabajo con Pata y Cresta, tengo que incorporar la Quebradura. Es fundamental que elija bien el fondo de pit. A alguien se le puede ocurrir con la Planta superior, también es válido. El planificador tiene que ir tratando de llegar a los sectores con Mineral. Tenemos que verificar que nuestro ángulo de Talud se cumpla, y si No, hay que ir corrigiéndolo (tratar de mantenerlo en 45°, si es el que estamos usando). Este es un Pit que no esta Operacionado, porque está sin la Rampa, introducirla es complicado. Esta es una buena aproximación. Al incorporar la Rampa el Pit me va ha cambiar.  b)  Por Perfiles: El modelo de bloques esta representado por perfiles, los cuales pueden estar representados a la distancia de los bloques, o bien, por múltiplos de bloque. Siempre se trata de elegir un múltiplo de bloque, ya que trabajar bloque a bloque es un trabajo muy largo. También se debe contar con un Set de Plantas. Los perfiles no necesariamente tiene que ir tal como están los bloques, porque depende de la forma en este el cuerpo. Pn P2 P1

P3

Pr

E – L

E D

Pr

Pr

Lo frecuente es que el modelo este en una dirección diferente del Modelo de Bloques.

B Pr

C

Buscamos una dirección Longitudinal representativa del cuerpo, trazo un Eje longitudinal (E  – L) en la dirección del mineral que me va a servir de referencia para trazar los Perfiles. Si quiero trazo también perfiles radiales (normalmente se trazan en los extremos)

P1   Pn Perpendiculares a E – L.

Pr  Angulo con respecto a E – L

 Normalmente tomo un perfil y en base a este trabajo. Hay que proyectar los bloques que hay ahí. Aire Pi T2 C

T1

T : Trazos o líneas delimitadoras (tentativas) que se mueven. [ Se mueve de afuera hacia adentro (T1 a T2), en este caso]. Cada uno de estos bloques tiene su Información. Perfil Pi cualquiera. Los Bloques tienen Mineral, Aire y Estéril.

E 5 4 3

: Mineral. 2 : Estéril ( bajo la Línea del Cerro).



1

D

A

B

Tengo que trabajar Perfil por Perfil y, en base al Angulo de Talud que establecí, empiezo a trazar líneas tentativas. Lo que tengo que tener en cuenta es el Ancho Operacional de Fondo de Pit nuevamente. Trazo con el ángulo de Talud correspondiente mi Pit Final. La Línea de ángulo de Talud Final atraviesa Zonas de Mineral y Estéril. Si el Fondo de Pit esta en Mineral lo lógico es que me cargue para cada lado. ¿ Cuál es la Razón Estéril – Mineral que atraviesa esta Línea ? sumo todas las trazas de Línea Estéril y divido por todos los trazos de Línea Mineral. Mido Trazo AB que es Mineral B1 + 23 + 5C Estos son trazos  son longitudes Razón Estéril-mineral (R e/m ) = AB + 12 + 34 + 45 Los distintos Trazos de leyes que atravieso me generan una ley media, que determino ponderando las distintas Leyes por los diferentes Trazos.

Lm =

AB *L1 + 12 *L2 + 34 *L3 + 45 *L4 Ce = C remoción. AB + 12 + 35 (P*L*R)- C

R E =

Habíamos calculado una Razón Económica (R E)

Cr

R E : Número máximo de Estéril que debo remover por una Tonelada de Mineral.

R E =( L *C1 )  –  C2



Cr



 C

P*L*R =

Cr

Me determinan o establecen los Límites del Pit.

Razón Económica en función de la Ley, para un Precio Determinado.

Si grafico esto, debiese darme algo por el Estilo R E = f (L)

R E

R E

La R E de alguna manera, me definía los Limites del Pit Final.

R E 1= 5

Para una Ley de 1.1 me dio una Razón de Remoción = 5.

L

L 1,1 = L T2

Acá estoy buscando mi Pit Final  La R E me tiene que ayudar.  Calculo una Lm y busco en el gráfico (entrando con Lm) una R E , la cual comparo con R e/m. P.e: supongamos que me dio R e/m = 4 ; Lm = 1,1%. Voy con 1,1% al Gráfico, entro a la curva y determino una R E .

R e/m ? R E . - Si R e/m = R E  Quiere decir que es la R E  perfecta, ahí esta el Límite de mi Pit Final ( lo más probable es que no ocurra esto, es muy poca la  probabilidad). Va a ocurrir que voy a estar fuera o dentro de mi Pit. - Si R e/m < R E  Estoy dentro de mi Pit Final  puedo moverme con mi Pit Final, puedo abrirme. Cuando mueva esta Traza atravieso distintas Zonas, atravieso distintos Trazos y Leyes.  me cambio la R e/m y la Lm  Tengo que hacerlo de nuevo para encontrar mi Pit Final ideal. Este sistema es muy bueno, aunque demoroso. - Si R e/m > R E

 Si llega un punto en que sea

mayor, quiere decir que me pase.

En cada Perfil, el fondo de Pit Final no necesariamente va a ser el mismo, lo más probable es que vaya cambiando. Las paredes también me van a ir cambiando. Voy a la Planta y represento los Puntos, los c uales al final los uno para obtener mi Pit Final, pero trato de trazar un Fondo común, ya que para cada perfil voy a tener un Fondo distinto (tengo que suavizarlos). Todo esto esta sin operatibilizar, luego hay que incorporar esto.  Normalmente el Ancho de Rampa es mayor que el Ancho de Berma



Al Incorporarla me aumenta el Pit ( se agranda ).

Un Pit Operativizado es alisado y con Rampa.

DETERMINACIÓN DE PIT FINAL. Determinación de Pit mediante algún Software Computacional. Pueden haber variaciones de ángulos de Taludes en Planta y en la Vertical. PLANTA:

VERTICAL: 1 3



2 4

 Puede existir variaciones en la Información. Para determinar el Pit Final, necesitamos a lo menos un archivo, en donde este el Inventario de Bloques ( puede estar valorizado o No). Archivos   [ Inventario de Bloques - Topografía del Sector ] Los antecedentes Económicos (sirven para valorizar). Los software más utilizados son: - WHITTLE 3-D Y 4-D - NPV  Algoritmo de LERCH & GROSSMAN.

WHITTLE : Además de Pit anidados calcula y entrega una secuencia de Pit. Utiliza un sistema rígido de valorización de bloques. WHITTLE 3D - Primer paso en el diseño para encontrar el delineamiento optimo de un rajo abierto. - Trabaja con modelo de bloques regulares provenientes de algún software minero general. - Aconsejable para minas con una vida corta - Analiza un escenario económico único WHITTLE 4D - Permite efectuar un análisis de sensibilidad que considera la cuarta dimensión, el factor económico. - Usando un método de escalamiento de costos y precios de los productos, es capaz de generar una familia de pit óptimos - Cada uno de los pit anidados genera una envolvente de pit final que es optima por si misma, para una determinada razón económica - A partir del pit final optimo seleccionado para cada escenario económico son generadas planificaciones mineras que muestran el mejor y peor flujo de caja a obtener (secuenciamiento de la explotación). APORTE DE WHITTLE - Es el primero que aplica la teoría de Matheron de Parametrización de reservas, utilizando la teoría de grafo de Lerchs-Grossman, para lograr la optimización del contorno del pit final. - Permite trabajar con múltiples métodos de procesamiento y diferentes tipos de mineral. - Da la posibilidad de trabajar con múltiples parcelas de material en un m ismo bloque. - Ofrece la posibilidad de usar costos mina y de procesamiento variable en los distintos bloques. - Puede trabajar con Ángulos de talud diferentes, tanto en el plano horizontal como vertical. - Trabaja con bloques regulares. Vb/costm = [ ( metal*recup* precio/costm ) - mineral* costp/costm ]  –  Roca Costp : Costo de Procesar una Ton de Mx. Costm : Costo de explotar una Ton de estéril. Cratio = costp / costm  Razón de Costos.  es fija (Estable). Mcostm = costm / precio = Es la cantidad de producto recuperado que tendríamos que vender para pagar la extracción de 1 ton de estéril Costp = Costo Proceso + Costo extra (mina y estéril). ** CRATIO y MCOSTM, definen completamente el Pit Óptimo y serán llamados “ Parámetros Técnicos Mineros ”.

NPV : Trabaja igual que Whittle, pero uno puede cambiar criterios del Sistema de Valorización de Bloques. MEDSYSTEM : Utiliza el Algoritmo del Cono Móvil Optimizado. Es un programa que trae de todo, como DATAMINE, pero además trae integrado el Algoritmo de Pit Final. DATAMINE : No trae integrado el Algoritmo de Pit Final. Los gráficos que entrega son gráficos de Pit No operacionales y luego uno tiene que operativizarlos.

Otro Software me cubica por rangos de Leyes. Hay que recordar que él trabaja con Bloques. Hay que alizarlo e introducirle Rampas. Puede que luego de operativizarlo queden Cubos fuera y también entren otros. Lo más complicado es la Cubicación de los Diseños. Debo establecer la Estrategia de Consumo de las Reservas  que están dentro del Pit Final.

Determino Rajos Intermedios denominados Fases.  Fases de Explotación : Pit que duran menor tiempo y que están dentro del Pit Final. Antiguamente se trataba de usar 3 Fases: 1- Recuperación Capital (Fase I). 2- Obtener Dinero (Fase II). 3- Cerrar la Mina (Fase III). Hoy en día la tendencia es a tener Fases Anuales. Antiguamente teníamos las fases más las Expansiones. Hoy en día la tendencia es a que desaparezca la diferencia entre Fase y Expansión (son lo mism o). En este caso las Fases tienden a ser anuales. Las Expansiones se planifican, para poder trabajar con varias a la vez. B = I –  C



B = ( P*L*R ) –   C



L=[B+

Si B = 0 L = Lcd  [ Marginal o Tradicional ]. Luego  Determinación de Pit Final. PIT FINAL

 

FASES

 



C ] / (P * R)

Ley Crítica de Diseño, con esta Ley sé lo que es mineral o Estéril.

EXPANSIONES.

 FASES : Pit intermedios, para alcanzar el Pit Final., estas comprometen grandes cantidades de material, por lo general duran más de 3 años (4 - 5 años).  EXPANSIONES : Son los Sectores de una Fase (Pequeñas Tajadas) // Es la Unidad básica de la Planificación. ( de 6 meses a 1 año ). Se deben respetar los aspectos operacionales y las políticas de Leyes de Corte Planificadas de la Empresa.

LEYES DE CORTE. ( Políticas L.C Planificación) 1- Crecientes: Explotar primeramente las Leyes Bajas y a medida que se avanza en el Pit las Leyes se van mejorando. 2- Leyes Constantes: Se mantiene la Ley fija y las superiores a esta. Se asocia al Criterio de VICKERS. 3- Leyes Decrecientes: Se explotan primeramente las mejores leyes. Criterio de LANE. Se realiza un floreo técnico (se gana más dinero). Es la mejor Política.

CRITERIO PARA DETERMINAR FASES O “ SECUENCIA DE EXPLOTACIÓN ”. Características de las Fases



Se establecen con los mismos Parámetros y Características que el Pit, pero se debe cambiar un Parámetro Económico.

1- Variación de la Ley. Criterio de leyes decrecientes  Fase I = 1.6  Fase II = 0.6 Establezco una Primera Fase con Leyes Altas, para mejorar mi VAN. I L= 1,6% Cu



II L=0,6

III

Fase III = 0.65



Fase IV = 0.4 ( % Cu ).

IV

L=0,65

Lcd = 0,4 % Cu

Lcd1 > Lcd2 > ……….. > Lcd P.Final.

P = 0,9 US$ / Libra

- Estoy buscando una Secuencia Gruesa, la primera aproximación. - Como saco las Leyes más altas mejoro el VAN. - Pero no se toma en cuenta Criterio Estéril –  Mineral y trae problemas para seleccionar camiones.

2- Variación del Precio del Producto. Si hago Política de precio creciente, es decir, se emplean precios en forma ascendente para las fases. Fase I = 0,5  Fase II = 0,7  Fase III = 0,8  Fase IV = 0,9 ( US$ / Lb ) : [ P1 < P2 < P3 < ................... < P P.Final ] . - En el fondo es el mismo criterio anterior, pero la ventaja es que mejora el VAN. - Tampoco se preocupa cuanto estéril se está removiendo. 3- Variación de los Costos.

C1 > C2 > C3 > C4 > ................. > C P.Final  Política de Costos decrecientes. - Tener costos más altos a l comienzo, significa que la Ley es más alta. - No significa que esto se dará en la realidad, es solo un criterio para seleccionar. - Tampoco se preocupa cuanto estéril se está removiendo. 4- Variación de los Beneficios. - quiero obtener mejores utilidades al c omienzo. - Las Fases tienen que tener un Ton parecido, como así también, la relación Estéril / Mineral. - Se debe imponer un Beneficio a las Fases, para mejorar el Negocio. - Beneficio Total del Pit = 450 MUS$.  Exijo curvas de Beneficio Decrecientes en el Tiempo. Fase I = 200  Fase II = 120  Fase III = 80  Fase IV = 50 ( MUS$ ). - Este es normalmente el Criterio que más se utiliza. - Su gran ventaja es que permite ajustar las Fases de mejor forma, en cuanto Tonelajes existentes en cada una, con lo que permite facilitar la elección de Equipos a lo largo de la vida de la Mina. - Orientación como uno debiera hacer la Explotación. - La idea que se quiere lograr es: B1 > B2 > B3 > B4 > ...................... > Bn ( n: Fases). 5- VAN. VAN 1 > VAN 2 > VAN 3 > VAN 4 > ......................... > VAN n - Los 2 últimos criterios son los más utilizados. - La Tendencia de Hoy en Día es hacer :  FASES ANUALES. Podemos tener 3 o más Fases dependiendo de la Política de la Empresa. La Fase da una secuencia gruesa de cómo ir explotándole Pit. Nos podemos encontrar con que una Fase no la vamos a Explotar, puesto que exigimos un cierto Beneficio. Podemos dejar unas Fases no Explotables, porque puede significar que el Proyecto sea menos Económico al Explotar el Yacimiento en 10 Fases que al explotarlo en 8 Fases. Supongamos que para el Pit final establecimos 6 Fases y que el Pit Final dure 18 años, puede que llegue a la conclusión que me conviene explotar 4 Fases en 12 años, porque explotar la 5° y 6 ta fases, puede significarme considerar Inversiones nuevas, es decir, que la parte atractiva de estas 2 fases, sea anti –  económica (comprar más equipos). El Pit Final que estudié (18 años), cuando haga un análisis mas detallado, me puedo dar cuenta, que el aporte del VAN de la 5 ta y 6 ta fases es menor al esperado, entonces puede que mi proyecto llegue hasta ahí no más, sin explotar la 5 ta y 6 ta fases. El Pit Final no es lo que puedo explotar, sino lo que me convendría explotar. Cuando haga la Evaluación Económica de todo el Sistema voy a saber que es lo que voy explotar o no. PIT FINAL   6 Fases  18 años. 4 Fases  12 años ( >= 80% VAN ). 6 años

5 ta Fase 6 ta Fase

 Inversiones

 Inversiones

Nuevas. Nuevas.

Establecimos el Pit Final, esto significa que el P.F, lo hemos operativizado. Operativizar: Significa (1) Afinar contornos y (2) Incorporar Rampas. A este Pit le aplicamos las Fases, las cuales también deben ser operativizadas. Al Operativizar incorporamos también Estéril  cambia la Cubicación. Una vez que tengo las Fases operativizadas, tengo que cubicarlas. La cubicación la hacemos según la Curva Tonelaje – Ley, luego debemos definir un Vector de ley de Corte. PIT FINAL : 1) Afinar contornos. 2) Incorporar Rampas.

Pit Final Operativizado

Cubicación Curva Tonelaje  –  Ley.

Fases Operativizadas. Definir un Vector Preliminar de Leyes de Corte. Cubicación de las Fases a las distintas Leyes de Corte. Plan Minero Preliminar. Dependiendo de cada situación uno podría determinar políticas de Leyes de corte de Planificación (3), con lo cual voy a planificar mi extracción. 1- Una política de Ley de Corte Constante en el Tiempo. ( Caso Escondida ). - Todo lo que esta sobre esta Ley de Corte es material de alimentación a la Planta. - Cuando las leyes son Altas no es problema, pero el problema es si baja. Con esto gano plata, pero puedo ganar más. 2- Una Política de Ley de Corte Creciente en el Tiempo. - Saco mineral de leyes más bajas al comienzo y Leyes más altas al final del Proyecto. - Es la política más mala. Problema del dinero en el Tiempo. Lo ideal es que el flujo de caja sea más alto al comienzo del Proyecto que al final. 3- Una Política de Ley de Corte decreciente en el tiempo. - lo ideal es aplicar una Política de ley de Corte decreciente en el Tiempo. Esto va a mejorar el Beneficio del Negocio Minero. - LANE dice que se explotan al comienzo las mejores Leyes. - Se debe definir un Vector Preliminar, una Ley de Corte. - Para aplicarlo hay que tener una experiencia anterior. Ese vector va a decir , p.e, aplique: 0,8  0,7   0,6



0,5 o bien un Vector CTE que diga, p.e, aplique siempre un Vector de 0,7.

Dado ese Vector Original, se cubican las Fases a las distintas Leyes de Corte, es decir, la Fase que tengamos la vamos a cubicar a la Ley de Corte que tengamos, si son 4 Fases, cada Fase la cubicamos a esa Ley. LANE establece que no puedo pasar a otra fase, sin haberme comido la anterior, pero eso en la realidad no es así. Lógicamente, si sé que la 1ª fase dura 2 años, estableceré que la Ley de Cote para esos 2 primeros años es de 0.8 , p.e. Con esto confecciono un Plan Minero Preliminar. MINERO  : cuadro en el cual establezco, normalmente en periodos anuales (también pueden ser Semestrales o Trimestrales, según como establezca la Explotación), de donde voy a sacar los materiales ( periodo a periodo ). Cuando cubico las Fases, en la tabla de cubicación aparece el Banco a l cual pertenece la Fase, el material que puedo mandar a planta, el Tonelaje, la Ley (%), el estéril (lastre). Esto esta sobre una cierta Ley de Corte. PLAN

Fase 1



Banco

Ley de Corte = 0.8 Mineral Tonelaje % Ley

Estéril

Total

Con esto hago un Plan Minero, cumplir con todas las exigencias que tiene el Proyecto. ¿ Que Exigencias ? : 1- Alimentar el Tonelaje de mineral que exige la Planta, p.e: 10000 Kton/año. Lógicamente tengo que empezar a explotar de los bancos superiores. 2- Relación Estéril –  Mineral, lo más constante posible. Como el Plan Minero lo voy a hacer periodo a periodo (año a año) me interesa que sea lo más constante posible, para mantener una Flota de Equipos. 3- Fino lo más constante posible (la ley que fluctúe lo menos posible). Uno puede hacer diversos planes mineros, cada Plan Minero depende de cada Planificador. Es difícil conciliar estas 3 cosas. En la Práctica se mezclan Fases. Con este Plan Minero Preliminar ( con el Plan Minero definí, de donde van a salir los minerales año a año), entonces puedo construir las Fotos Preliminares, es decir, la realidad de la mina al final de un periodo, normalmente anual. Si el Plan Minero me dice que este dura 20 años, entonces voy a tener 20 Fotos. La Foto me muestra lo que debí remover durante este periodo. Estas Fotos Preliminares deben ser operativizadas. Estas Fotos hay que cubicarlas primero. Con estas Fotos se construyen Las Curvas Tonelaje –  Ley, la cual es la alimentación del Algoritmo de Lane  ( al Software OPTICUT ). El Software va a correr con esta información más la información de los Parámetros Económicos, p.e: Tasa de Descuento, Inversiones Estimadas (las cuales las saco de este Plan Minero Preliminar o se hace una estimación, a partir de este Plan Minero Preliminar), costos. El OPTICUT me entrega un vector de Leyes de Corte, el cual va a ser decreciente en el Tiempo. Para cada periodo me va a indicar una Ley de Corte. PERIODO LEY DE CORTE. 1 1,1 2 1,05 3 1,0 . . . . n 0,4 Con este Vector de leyes de Corte, debo cambiar las Fases nuevamente a las distintas Leyes de Corte que me entrega LANE. Hago un nuevo Plan Minero y así todo de nuevo (lo más tedioso es lo que está entremedio). Me da otro Vector de Leyes. Si este es distinto al anterior debo seguir hasta conseguir que no hayan variaciones significativas (importantes) (3  –  4 iteraciones). Una vez que acepto este Vector, estas Leyes de Corte, hacemos el Plan minero Optimizado . LANE puede trabajar con 3 Unidades (mina, planta, fundición) o con una. Caso Mina   Planta LANE determina la ley de corte para la mina y otra para la Planta (trabaja independientemente). Tenemos que trabajarlas juntas, puesto que esto es todo un ente. Hay que optimizar las 2 c osas. VAN

Mina

VAN

VAN

Planta Lcm : Ley de Corte Mina. Lcp : Ley de Corte Planta. Lco : Ley de Corte Optimizada Para cada año o periodo.

Lcm Lcm Lco Lcp Lcp Si la mina dura poco, los periodos pueden ser Semestrales o Trimestrales. Lo que más cuesta en los software es Cubicar. Una vez que tenemos esto procedemos a determinar los requerimientos de equipos. Puede suceder que nos demos cuenta que la altura del equipo no es la altura del Banco y todo puede volver a cero. Después hacemos la Evaluación Económica que nos va a decir que VAN va a tener el Proyecto (debemos considerar todo lo que de alguna manera no hemos incorporado al sistema, p.e: Botaderos; tener claro como depreciar los equipos, políticas de reemplazo de equipos). Una vez que tengamos esto podemos sensibilizar y análisis de riesgo; aquí termina la Planificación de Largo Plazo. Podemos darnos cuenta que el VAN es muy pobre y debamos modificar el Plan Minero. Puede suceder que el Plan minero nos dijo que esto era para 12 años y vamos en el año 10 y nos damos cuenta que no vamos a poder cumplir con este Plan, entonces debo rehacer el Plan Minero.  Normalmente se exige una diferencia de 3 Bancos entre Fases.

SERRUCHO. Programar la Secuencia



Establecer los Consumos mediante el SERRUCHO.

 Definición: Consumo de Reservas. Representación grafica de consumo de Reservas a través del tiempo. El serrucho puede tener usos muy simples y muy complicados. Un serrucho real es más difícil. Mediante el serrucho podemos determinar el Plan Minero.  Nos entregan una serie de información acerca de las Expansiones. Estas van a tener cubicada una cierta cantidad de mineral y Estéril. Analicemos un caso simple Expansiones Mineral (KT) Estéril (KT)

1 220 -

2 240 460

3 280 720

Se esta suponiendo que la Expansión 1 está libre de estéril, lo cual no es real (estoy listo para atacar el mineral, no necesito una remoción de estéril  previa). Supongamos que nos exigen una alimentación a Planta del mes 1 al 12 de 20 Kt/mes y del mes 12 en delante de 15 KT/mes. Se cuenta en la mina con una capacidad de extracción de 60 Kt/mes, y se exige un mineral a la vista: 2 meses producción  40 2 meses producción   40 Kt/mes (1  12 meses) 30 Kt/mes (12 en adelante). Se debe hacer un gráfico que es el Serrucho. Mineral (Kt) 310 280

20 Kt/mes 220

E – 1: 20 Kt/mes

E – 3: 15 Kt/mes E – 2: 15 Kt/mes

40 30

24,7

7.6 9

meses 2,13

2

4

28

6 7

9 11 12 20 Kt/mes

15

20

24

25

28

45,5

E – 2: 40 Kt/mes 332

E – 3: 45 Kt/mes

60 Kt/mes 460 572

40 Kt/mes 692 720

20 Kt/mes

Lastre (Kt)  No conozco el grado de detalle de las Expansiones. - Para Mineral: [ 220 / 20 ] = 11 meses ( N° de meses que dura la Expansión ). Debo saber si esto es un Proyecto que ya se esta trabajando o si es un Proyecto que se va a iniciar, debo pensar en dejar un cierto Tonelaje de mineral a la vista ( 40 Kt/mes ). Si la mina ya esta en trabajo estos 40 Kt ya vienen  se los tengo que sumar a los 220 Kt. Pero si se esta iniciando a los 220 Kt, le debo restar los 40 Kt, y cuando me coma el Mineral me lo debo comer hasta los 40, pero si ya esta funcionando me como los 220 Kt. Supongamos que es un Proyecto inicial  me puedo comer sólo 180 Kt y esto a un Ritmo de Producción de 20 Kt/mes me dura 9 meses, y esto es la Expansión 1. [ 180 / 20 ] = 9 meses.  Tengo 9 meses para despejar una nueva Expansión y empezar a trabajar. Para extraer estéril me queda una capacidad de 40 Kt/mes. Capacidad para extraer estéril : [ 60 (capacidad de Extracción Mina)  –  20 (alimentación a Planta) ] = 40 Kt/mes, para los primeros 12 meses. : [ 60 –  15 ] = 45 Kt/mes, desde 12 meses en adelante. Si empezara a extraer el Estéril, me demoraría: [ 460 / 40 ] = 11,5 meses.  Necesito 11,5 meses, pero tengo 9 meses no más  no me alcanza. Tengo que empezar a extraer el Estéril 2,5 meses antes ( 11,5 –  9 ) (los 2,5 meses antes). Si tuviese una capacidad de extracción de 40, pero aquí no tengo 40, sino que 60 (puedo suponer que es un Proyecto nuevo). [ 460 –   360 ] = 100 / 60 = 1,7 meses. [ Los 360 = 40 (capacidad extracción estéril, durante los primeros 12 meses) * 9 meses ].  Significa que tendría que empezar a un Ritmo de 60  me quedarían 360.

Obligatoriamente necesitaba empezar a extraer el estéril a ntes; me quedaron 100 Kt sin remover



los tengo que remover antes.

En la E – 2 tengo 240 Kt más los 40 que tengo  son 280 Kt. Pero a partir del año 12 va a bajar la producción, por lo tanto, la capacidad de extracción también va a bajar. Me quedan 3 meses en que puedo sacar de a 20 Kt/mes   Son 60 (3*20). Tengo 220 = ( 280 –  60 ) pero, [ 220  –  30 ] = 190 / 15 = 12,7 meses.  En total son 24,7 meses. Tengo que empezar a comerme la E – 3, pero tengo que remover el estéril. [ 3 meses *40 ] = 120 Kt [ 12,7 meses *45 ] = 572 Kt  [ 120 + 572 ] = 692 Kt [ 720 –  692 ] = 28 Kt que faltan por extraer.

 No me alcanza, porque tengo 720 Kt de

estéril.

Vamos a tener que movernos con la Expansión al sacar el Lastre 2, pero No tengo más equipos. Lo más probable es que si empiezo 2 meses antes podría hacerlo (tendría que hacerlo). Supongamos que vamos a empezar 2,1 meses antes (ajustado) la E – 2, por lo que los 28 Kt de E – 3 me los voy a comer a un Ritmo de 20 Kt/mes  [ 28 Kt / 20 ] = 1,4 mes  [ 9 meses –  1.4 ] = 7,6 meses  Ajustar o cambiar la E –  2 (estéril). E – 2  a un Ritmo de Extracción de 20 Kt/mes en 1.4 mes, debido a E – 3  [ 20 kt/mes * 1,4 mes ] = 28 Kt [ 460 –  28 ] = 432 Kt me quedan por Extraer  como tengo 7,6 meses y un Ritmo de Extracción de 40 Kt/mes  [ 7,6 * 40 ] = 304 Kt Teniendo en cuenta que: [ 432 Kt  –  304 Kt ] = 128 Kt  desfasarme hacia atrás (empezar antes) con un Ritmo de Extracción de 60 Kt/mes. [ 128 / 60 ] = 2,13 mes antes.  RECOMENDACIÓNES: 1- Empezar con la Expansión que contenga menos Estéril. 2- Graficar primero la Parte Mineral. 3- Graficar el Estéril desde el final hacia atrás. ** con el Serrucho puedo hacer el Plan minero. Con el Plan Minero puedo determinar periodo a periodo, en este caso mes a mes, la cantidad de material a remover. Al analizar la Expansión en detalle, se complica más. Cada planificador va a tener un criterio distinto. La cubicación se puede hacer en una Planilla EXCEL y no hacer el Serrucho, este es sólo una representación grafica.  No sabemos donde esta ubicado el Estéril. CASO REAL. BANCO Pata

MINERAL A PLANTA LASTRE Acumulado % Cu Kt Acumulado 48 214 180 554 502 896 880 1286 1374 1668 1927 2076 2460 2578 3005 3157 3502 3852 3981 4694 4496 5566 5027 6395 5621 7140 6265 7816 6991 8399 7690 8954 9498 8304 8848 10039 9309 10549 9580 10947 340 días/año 20 Kt/día (Producción mineral).

Kt

6800 Kt/mes

RAZON E/M

TOTAL Kt

6,6

1,4

2 palas   [ 32 Kt/día + 32 Kt/día ] = 64 Kt/día. Se iba a trabajar con 2 Flotas (se llama Flota de Equipos de Carguío al N° de camiones). Vamos a trabajar con un Mineral a la vista de 5 meses. Una Pala va a tener que ir a Mineral y otra obligatoriamente a Estéril. 150 días (5 meses * 30 días )  3000 Kt (150 * 20 Kt/día). Tengo que ver donde tengo 3000 Kt de mineral a la vista (en que Banco tengo esta cantidad de Mineral a la vista). Veo en la Tabla de la cubicación de la Fase. Como para poder dejar mineral a la vista tengo que remover estéril, esto lo tengo que hacer antes. Voy a suponer que empiezo con un equipo, cuando requiera más equipos los compro o arriendo. Si tengo que remover 3157 Kt de estéril = 3200  [ 3200 / 32 ] = 11 días. El total de la Expansión es 10947 = 11000 Kt.

M ton 9,6 6,6

F – 1 20 Kt/día (150)

F – 1 : Fase 1 P – 1 : Pala 1 P – 2 : Pala 2 F – 2 : Fase 2

P – 1 20 Kt/día

(265) (suposición) 2,6 -100

1,3

F – 1 7,8 32kt/día 11 (100)

150 [ P – 1 + P – 2 ] 44 Kt/día F – 1 (150)

267

1,3

340 ( 1er Fin Año )

1,4 12 Kt/ día P – 1

44 ( 148)

P – 2 (117)

Días 415

112,8

119 F – 2

122

Me demoro 150 días, estos 150 días me dan tiempo para sacar estéril. Como voy a sacar estéril y mineral, y voy a tener una pala en estéril y en mineral, mi capacidad de carguío aumento a 64. [ 3200 + 6600 = 9800 ] En estos 150 días en que removí estéril ¿ cuánto mineral removí ? [ 8300 – 3000 = 5300 ] Estoy sobrado (265 días)  puedo empezar a comerme estos 5300, pues tengo que remover 3000 Kt. ¿ Cuánto estéril puedo sacar en esos 265 ?   [ 265 * 44 ] = 11660 [ 1400 / 12 ] = 117 [ 150 + 117 ] = 267 días ( ahí termino de comerme la Fase 1 y despeje otra cantidad de mineral ). Esto es para la Pala 1. La Pala 1 y 2 llego hasta 150 días.  Paso a la otra Fase. [ 117 / 3,7 ] = 32 Kt/mes [ 415  – 267 ] = 148 *44 = 6,2 mes

[ 3189 + 1280 ] = 4400

Uno puede trabajar con la mitad de los Bancos, esto es afinar un poco más. Cuando haga mi Plan Minero del año 1 voy a tener que colocar Banco e incluso las Leyes que es tán comprometidas.

REQUERIMIENTO DE EQUIPOS. 1- PERFORADORAS . Las Toneladas a perforar se establecieron en el Plan Minero. El N° de perforadoras está dado por: Cantidad de material que se necesita perforar.

N° perforadoras =

Ton material a perforar por periodo

(dato que sale del Plan Minero)

= Capacidad de perforación del equipo

Ton perforación por Equipo

Del Equipo seleccionado necesito saber: - Marca y modelo. - Altura de Banco y diámetro de perforación. - Índices Operacionales. [ Disponibilidad Física, Operación, Funcionalidad ] - Rendimiento Horario del Equipo. La barra de perforación debe ser ojalá un submúltiplo del largo de la Perforación, es decir, que queden 2 ó 3 Barras completas en la perforación, que no quede una hasta la mitad, p.e: 2 ½ , ya que la última barra la gastamos en forma dispareja. Entonces convendría poner solamente 2 barras, pero más largas. Además mientras más barras ocupe tendré que gastar mayor cantidad de tiempo (tiempo perdido). Generalmente ocupo 2 ó 3 barras. El diámetro generalmente varía entre los 8 y 10 pulg. más o menos para Rajo. Disponibilidad Física  depende de la vida del equipo. Rendimiento horario  depende del tipo de Roca que atraviesa. X : m / hr  cuanto rinde la Perforadora.

Tonelaje de material Removible por Tiro ( T ) : H b Lp Pasadura

T = Burden * Espaciamineto * H b * densidad T = B * S * H b * d [ T / Lp ] = Ton / metro perforado. [ Ton / hr ] = X * ( T / Lp )

Ejemplo  Tiempo Programado: [360 días / año] y [24 horas / día] Ton Periodo = [ X * (T/Lp) ] * 360 * 24 * [ DF * UT * FO ] Cuando no poseo mucha información acerca de los Equipos, entonces miro otra operación (hacia el lado), a una Mina en donde los ocupan y, pido si me  pueden facilitar los datos, ya sea: Disponibilidad Física (índices Operacionales), Rendimiento, vida útil. Estos datos son generales, por ello la otra empresa no tendría , porque no facilitarlos. Además si es una empresa nueva y necesita equipos, lo más seguro es que me lluevan los vendedores y me ofrezcan ir a verlos trabajar a una determinada faena.  No existen los equipos en reservas, porque es muy caro (quizás antiguamente). Lo que existen son los Contratos DAC con disponibilidad asegurada. Es una garantía que da el vendedor de tener durante cierto tiempo una disponibilidad asegurada (p.e: 90%). Cualquier cosa el vendedor cambia el equipo inmediatamente.

Vida Útil (años), el fabricante debe decirnos Cuál es la vida útil en horas ?. Entre 50000 y 100000 hrs. Vida útil equipo (Horas) dato Vida Util (años ) =  N° de Horas de operación del equipo = [ 360*24*DF*UT ]

( Horas en que el equipo está en condiciones de perforar ).

2- EQUIPOS DE CARGUÍO. - Pala o Cargador Frontal ( Qué elijo ? ) Cuando necesitamos trasladar mucho, o sea, de un lugar a otro, en una frente utilizaremos Cargadores Frontales (ANDINA). Cuando necesitamos trasladarnos poco utilizamos Pala ( Pala Hidráulica o Pala Cable, depende de uno, de que busco ). Características del Equipo. - Características de Equipo ( Marca y/o Modelo ). - Indices Operacionales. - Vida útil Económica ( Horas de operación ).

- Capacidad ( yd 3  Ton ). - Rendimiento Horario ( Ton / Hora ). - Tiempo Programado de Trabajo ( días/año ; Hr/día ).

La selección del equipo corresponde a decisión Técnica  –  Económica. Existe método Tabla y Ranking de Equipo y así selecciono el que m ejor se ajuste a mis necesidades. El Rendimiento Horario lo saco de alguna situación real ( otra mina, miro para el lado ).  Flota: Equipo de carguío con sus camiones correspondiente. Movimiento de material del Equipo

N° de Equipos =

(sale del Plan minero)

Movimiento Material del Equipo en el periodo Movimiento Material del Equipo en el periodo (año) = Rh * 360 * 24 * DF * UT * FO Vida útil equipo (Horas Operacionales)

dato

Vida Util (años ) =  N° de Horas de operación del equipo (años) Rendimiento Estimado Cargador Frontal - Factor de llenado del Balde - Densidad del Material - Factor de Esponjamiento - Ton x Baldada - Ciclo x Baldada - Capacidad real Camión - Baldadas por Camión - Tiempo de Carguío Camión - Carga teórica x Hora - Rendimiento Efectivo Hora - Rendimiento Efectivo Anual

% Ton / m3 % Ton min Ton Baldadas min Ton / Hr Ton / Hr Kt / año

85 2,65 1,65 31,6 1 158 5 5 1897 1233 10657

- Camiones. 

Botadero

** Generalmente la Planta y el Botadero están en Lugares Opuestos, para que nunca se lleguen a Interpolar. Planta.  Antecedente = “ Fotos ”, realidad año a año de la mina. De las Fotos conoceremos las distancias de transporte Horizontales e inclinadas ( ocupo  podómetro o escalímetro, para calcular distancias en el plano ). Características del Equipo. - Marca y/o Modelo. - Indices Operacionales.

- Capacidad ( yd 3  Ton ). - Velocidades [ cargado –  Vaciado ]  Horizontales, subiendo, Bajando.

Características del Camino. - Resistencia o Rodadura ( 2 a 3 % ). - Descansos.

- Rampa Pendiente ( 8 a 10 % ).

- En la práctica se trabaja con Velocidades Promedios. - Tiempo de Transporte por banco. - Ruta de transporte (Fija): es un recorrido fijo, distancia cte. - Perfil de transporte (Variable): es un recorrido que varía con el tiempo, porque la expansión esta avanzando.

Aquí avanzo la Expansión.

Planta. Ruta de Transporte.

Perfil de Transporte.

Datos necesarios para Equipos de Transporte: - Características Camiones (marca, modelo, capacidad) - Indices Operacionales ( DF, UT, FO ). - Velocidades Medias. - Tiempos Operacionales Fijos: Tc, Td, Tm. - Condiciones de Ruta: Rodadura, Pendiente de Rampas. - Vida útil Económica ( Hr operación). - Sistema de Trabajo Programado ( días/año ; Hr/día. ). Velocidades Camiones ( Km / Hr ). Pendiente

-10 %

0%

10 %

Cargado Vacio

24 25

33 33

12 27

Material : Mineral. Banco N°

Material a Extraer Tiempos Fijos Ciclos de Transporte Ciclo Total (min)

3000

850.000

5

25

N° Viajes x Turno Rendimiento x Turno N° Ton Requeridos

30

N° * (60/30) * I.O = 15

15 * Capacidad Real ( 850.000 / 2250 ) ( 15 * 350 ) = 2250 = 377

----

 = Total de Turnos Requeridos. N° Camiones =   / (360 *3)



Esto se hace para Mineral y Estéril.

** INDICES OPERACIONALES  ( I.O ). - Escala de Tiempo. Tiempo Cronológico 0

1

2

3

4

5

6

7

Hábil o Programado 0

1

2

3

4

No Hábil 5

6

Tiempo Disponible Tiempo de Operación 0

1

2

TIEMPO EFECTIVO

3

4

8

6,5

Reserva 5

5,5

6

6,5 Mantención.

Perdidas Operacionales.

8

0

1

2

3

4

4,5

5,5

T. Operación: Disponible con operador  Condiciones de operar. T. Reserva : Disponible, pero sin operador o no hay área de trabajo. T. Mantención: Paralización de Equipo. T. Efectivo = Hr = T. programado (horas) * DF * UT * FO DF = [ T. Disponible / T. Programado ] UT = [ T. Operación / T. Disponible ] FO = [ T. Efectivo / T. Operación ]



  

Disponibilidad Física. Utilización. Factor de Operación.

Índices Operacionales Equipos Mayores. Índice Operacional (%)

DF

UT

Cargador Frontal Camión Perforadora

85 86 80

90 85 60

FO 85 85 85

3- Equipos Auxiliares. a) Tractores. [ Oruga y Neumáticos ] - 1 Tractor por cada frente de carguío. - 1 a 3 Tractores con neumáticos y resto de orugas. ** Tractores de oruga: - 2 unidades por cada 3 palas. - 3 unidades por cada 8 perforadoras. - 1 unidad por cada 2 Botaderos.

N° Tractores Oruga = [ N° Palas / 1,5 ] + [ (N° Perforadoras *1,5) / 4 ] + [ N° Botaderos / 2 ] ** Tractores Neumáticos: - 1 a 2 unidades por cada 3 palas  K = (1,5 –  3). - 1 ó 2 unidades para necesidades múltiples.

N° Tractores Neumáticos = [ N° Palas / K ] + Unidades Adicionales.  b) Motoniveladoras. - Se usan para nivelar pisos. - En Botaderos las moto esparcen el material descargado por el c amión, para evitar posibles peligros de desniveles. - Lo tradicional es que se recomiende “1 Motoniveladora por cada 6 a 8 a 10 camiones ” , pero hay que ten er en cuenta, que No hay criterios Estrictos, todo depende del Criterio del Planificador. Hay técnicas que permiten calcular la cantidad de equipo auxiliar, p.e: la Binomial ( en Carguío y Transporte). c) Camión Aljibe o Regador. - Ayuda a mantener las pistas mojadas, para evitar levantamiento de polvo. - se recomienda 1 unidad por cada 2 m otoniveladoras. ** Todas estas Formulas son referenciales, pero su determinación dependerá mucho de la experiencia del Planificador y de la situación del Yacimiento.  ESTUDIO ECONÓMICO - Parámetros de Evaluación ( Tasas, Amortización, Impuesto ). - OVERHAUL (mejoría de Equipos  cambiar motores, piezas



Hacerle una renovación al Equipo.

TIPOS DE BOTADEROS . 1. De Relleno. Este tipo de botadero corresponde a una depositación del material aprovechado los accidentes geográficos naturales que se encuentren en la cercanía de la operación 2. De avance por Volteo . Se aprovechan las diferencias de cotas que se registran en la alta cordillera , también son conocidos como botaderos de ladera por su ubicación física en los cerros. Su mayor ventaja es en el aspecto económico. 3. De terrazas o tortas. En este caso es necesario generar terrazas de lastre , es decir , ir emparejando con Bulldozers a fin de generar pisos nuevos los que permitan a los camiones y equipos de carguío subir por medio de una rampa , depositar más lastre generando el otro piso de la torta. Se constituyen básicamente cuando hay una necesidad de depositar el estéril con prontitud. Se ubican en lugares de topografía regularmente plana. 4. De avance por volteo con generación de muros. Es una combinación del botadero de avance por volteo y uno generado por terrazas o tortas, donde aparte de aprovechar la diferencia de cotas , se aprovecha la tendencia del equipo de movimiento de tierra para ir generando elevación de este tipo de muro.

CONSIDERACIONES DE LA UBICACION DE L B OTADERO

La ubicación definitiva de los botaderos debe realizarse en áreas estériles o desmineralizadas (terrenos de bajo costo) a las cuales no se pretenda dar ningún uso para dejarlos como depositación permanente. También es importante tomar en cuenta el aspecto económico , en el sentido que resulta más ventajosa la depositación única y definitiva , pues involucra sólo un costo de movimiento amortizable en un periodo de tiempo largo, comparado con una ubicación temporal que involucra varios ciclos de movimiento de material. Con respecto al costo de transporte, es bueno ubicar el botadero en zonas donde la distancia al área de extracción sea la mínima posible y a su vez cercana al rajo, pero fuera de la incidencia de este para evitar problemas de estabilidad. En lo posible debe estar en una co ta similar o inferior al lugar de extracción con el objeto de minimizar el costo de transporte, tanto por el acarreo como por la construción de caminos y vías de acceso hacia los lugares de acopio. Hay que considerar el reprocesamiento de Minerales debido a los avances tecnológicos ( nuevos procesos ) , y físicos ( maquina ria y equipos ). El costo de considerar el mineralizado como lastre es mayor , que el costo de generar stocks exclusivos de material mineralizado , es por esto que en las faenas mineras se acumulan stocks que en algún momento son usados , generalmente al final de la vida útil del yacimiento. Terrenos de fundación sobre los cuales se sostengan los botaderos deben ser naturalmente estables y en lo posibles topográficamente no muy accidentados. La estabilidad del Botadero es el factor más importante de diseño ya que de este dependerá su permanencia y seguridad en el tiempo. Los puntos relevantes en este parámetro son : granulometría del material , propiedades geomecánicas de la roca , altura de levantamiento del botadero y la  posibilidad de conectar bermas de contención , entre otras. En general , los taludes de los botaderos corresponden al talud natural de reposo de los materiales Además, es necesario conocer la hidrología del área en que se va depositar el botadero, conocer la posición del nivel freático con respecto al botadero ya que tiene gran incidencia en la estabilidad de este y a su vez evaluar los cambios que produciría la construcción del botadero en el entorno hidrológico. CONSTRUCCI ÓN Y OPERACI ÓN DE U N BOTA DERO   .

Primero que nada se debe determinar la capacidad del botadero y el espacio que ocupará en un período de tiempo , lo primero es establecer el punto desde donde comenzará el vaciado del material para luego simular su distribución en el tiempo a fin de determinar su crecimiento real para una capacidad real para una capacidad requerida. Una vez determinado este punto , se procede a la generación de radios. Generada toda esta secuencia se una serie de áreas que es necesario cuantificar  por separado , para después lograr determinar el volumen de este eventual botadero. El método de construcción del botadero tiene importancia sobre la homogeneidad y la estabilidad del. El vaciado directo desde el camión o desde la correa transportadora , sólo es recomendable en botaderos de tamaño  pequeño y cuando no exista riesgo de socavación de la pata del mismo. Es muy aconsejable suspender los ciclos de vaciados en épocas de fuertes lluvias, que pudieran en algún momento provocar movimiento a anormales y una pérdida de estabilidad del botadero.

Metodología de Llenado. 1. Definición de áreas de vaciado. 2. Determinación del punto común de sa lida del rajo. 3. Definición de alternativas de avance. 4. Diseño de módulos. 5. Determinación del Ba ricentro. 6. Distancia horizontal y diferencias de cotas. 7. Asignación Costo de transporte. 8. Secuencia de llenado.

MINERIA SUBTERRÁNEA. Si Rg > > R E



Se explota el Yacimiento por Minería Subterránea.

H P

Supongamos que la balanza se inclinó a M. Subterránea. Debemos ver primero como atacar el Proyecto de M. Subterránea. ¿ Cuál va a ser el M. de Explotación ? El M. Explotación se hará realidad una vez introducido en el cuerpo mineralizado y, para eso hay que asociar o hablar de Accesos. **  Labores de Acceso. -Hay que determinar que labor se acomoda mejor a la situación. - Objetivos: - El Obj. Principal es hacer el cuerpo acc esible desde la superficie  Alcanzar el cuerpo mineralizado. - Dejar sobre la galería de acc eso la mayor cantidad de Mx posible, para aprovechar en lo máximo la gravedad (colgar una cantidad conveniente de Mx). - Subdividir el Yacimiento. - Tipos de Labores: 1- Labores Principales  [ Socavones, Rampas, Piques, Chiflones ] - Chiflones: Pique inclinado que esta por debajo de los 45°. 2- Labores Secundarias.



Los Costos Aumentan de Izquierda a derecha ( costo / metro ) .

 Nuestro Problema será elegir el acceso, localizarlo y luego construirlo. Para elegir y definir donde comenzar, tengo que mirar una serie de Factores.

Factores que Influyen en la Localización del Acceso [ Forma General  ] 1- Forma y Tamaño del depósito. 2- Características Fisiográficas. 3- Propósitos del Acceso. 4- Aspectos o Condiciones Geomecánicas y estructurales. 5- Factores Económicos ( acceso lo más barato posible ). 6- Condiciones de Seguridad.  

Objetivo: Que sea el acceso más barato. [ Socavón el ( costo/m ) es más barato que el de la Rampa, en las mismas condiciones. [ Costo / Metro ]  Socavón (-) ; Rampa ; Pique (+).

Estos engloban muchos más aspectos. Si tengo un depósito Grande, puedo pensar en cualquier acceso. Si el cuerpo es de gran tamaño optaré por mecanizar la mina. 1- Forma y Tamaño del Depósito. Pueden ser vetas, mantos, cuerpos masivos. Si es Masivo no tendré mayores complicaciones. Si pienso en mecanizar, debiese pensar en un acceso que facilite sacar material lo más fácilmente. 2- Características Fisiográficas. Se refiere a todo el entorno natural en el Yacimiento como: Topografía, clima, existencia o no de caminos, etc, presencia de Recursos energéticos como agua, electricidad. a) Topografía: si se tiene un terreno plano descartaré el Socavón y trataré de llegar lo más rápido posible. Topo Pique

Rampa



No se puede utilizar Socavón. * Tener en cuenta “ un margen de Seguridad ”, cuando se reali zan labores de acceso en Quebradas. * Realizar análisis y estudios previos, poniéndose en los casos posibles   para  buscar el más efectivo y conveniente.

 b) Clima: si tengo una entrada cerca de una Quebrada, deberé ver si es que en épocas de lluvia se inunda. A veces ocurren desastres naturales y puede que suceda uno. Agua (condiciones hidrológicas). c) Existencia de Caminos: Hacer caminos es caro, por lo tanto buscar uno que este cerca. d) Electricidad : Se busca tendido eléctrico cerca, porque es muy ca ro poner postes de electricidad hasta la Mina. 3- Propósito del Acceso: depende del M. de Explotación. - Acceso Principal: Acceso al cuerpo mineralizado  llegar al cuerpo mineralizado. - puede ser para ingresar aire o extraer aire viciado (Ventilación). - Ingreso de material y Equipos. - Ingreso de Personal. - Sacar mineral. 4- Aspectos Geomecánicos y Estructurales: Tener un buen conocimiento del Marco geológico, estructural y geotécnico de la Zona. - Zonas de Fallas o discontinuidades: puede ocurrir que en la zona en que hago el acceso hayan muchas Fallas (Zonas de Inestabilidad). Hoy se puede atravesar cualquier cosa ( pero, a qué Costo ? ). - Presencia de agua: Cuando existen lugares con agua es un costo altísimo sacarla. - La idea es hacer más sondajes y, ver como esta la Zona. - El aspecto geológico es muy importante  Litología, dureza, tipo de roca. 5- Factores Económicos. - Debiésemos realizar accesos que signifiquen menores costos. - Acceso corto; No siempre el más corto será el más económico o barato. Quizás sea mejor un acceso más largo, en el cual la In versión inicial es cara,  pero la mantención a futuro será más barata y compensará los costos iniciales. - Costos de Mantención   Pique > Rampa > Sovavón - Inversión Inicial. Costos de operación y Mantención: Socavones < Rampas < Piques Verticales < Pique inclinado y Chiflón. 6- Condiciones de Seguridad de la Mina. *Reglamento de Seguridad : a) Tienen que haber a lo menos 2 accesos a la mina, independientes entre sí. Accesos independientes entre si y contar con los accesorios necesarios, para la seguridad necesaria.  b) La Explotación de la mina se hace de arriba hacia abajo. [ La UE (Unidad de Explotación) se puede hacer de arriba hacia abajo y vise versa   : Realce  : Rebaje ]. Cuando se empiezan a comer los sect ores se generan vacíos y, por lo tanto se debilitan los contornos del macizo rocoso y, si es demasiado puede ocurrir Hundimiento y se produce Subsidencia, y se genera el “ Cráter de Subsidencia ” o también micro fracturas o fracturas que llegaran a la superficie. Uno de ante mano debe establecer, si va a haber cráter de subsidencia, ¿ Cómo ? con: Parámetros Geomecánicos, tamaño de caserones y una serie de Herramientas que tenga a mano.  Existe un criterio Simple: Determino la profundidad media del deposito H y potencia media del deposito, de zona de Explotación P. Cráter de Subsidencia. Zona de Hundimiento. H UE

Traza de Hundimiento. P P H : Profundidad o altura de sobrecarga (m). P : Potencia media del cuerpo o espesor medio del c uerpo.



[  = 35 –  75° ]

- Con las UE se generan Caserones, por lo que produce debilitamientos, fisuras y fracturamiento. - Planificar Traza de Hundimiento con  = 45° y critico de  = 60°. criterio Simple : Si [H / P]  200 : Debiésemos pensar que hay alta probabilidad de que se genere zona de subsidencia.  Existe Traza de Hundimiento. Si [H / P] > 200 : No existe Subsidencia.  No existe Traza de Hundimiento.  NOTA: Este es un criterio netamente práctico. - Si hay sospecha de que Existe Traza de Hundimiento  No realizar ahí la labor de acceso, ni tampoco instalar equipos en esa Zona. Si estimo que va haber Subsidencia, debiera planificar Zona de Hundimiento y establecer traza de Hundimiento. El ángulo  dependerá de una serie de factores: Características Geomecánicas de la roca, ángulo de buzamiento del cuerpo, profundidad del depósito. Cuando planifico Trazas tomo ángulos entre 45 a 60° : No debiera dejar a ccesos dentro de la Traza al igual que instalaciones importantes.  La subsidencia define la secuencia de Explotación, para evitar la Subsidencia, se pueden colocar Pilares y puentes, pero s e tiene menor recuperación. Si existe Traza de Hundimiento, se pueden dar 3 casos: 1- Accesos fuera de la Traza de Hundimiento. 2- Pilares y Puentes  menor recuperación. 3- Fortificación.  Mayor Costo. Factores para establecer Botaderos en Zonas desmineralizadas. Puede que tire estéril en una zona en la que sé que voy a explotar, pero lo hago por Factores Económicos, me sale más barato y mejoro el VAN, Flujo de Caja. Debo darme un margen de Seguridad de por lo menos 50 m, puedo dejar Zonas Operacionales de la mina, pero en desmedro de la mina se tendrá que  poner Pilares, fortificar, etc. También se puede poner accesos dentro de la traza de Hundimiento, pero se tendrá que Fortificar ( se pierde dinero al final, dependerá del VAN ). TIPOS DE ACCESO PRINCIPAL 1- SOCAVONES. - Fáciles y económicos de ejecutar (manual, Jumbos, maquinas tuneleras, sectores), Costo de ejecución por metro (Cej /m) bajo, problema más grande es el control de techo de las galerías. - Aplicable en topografía abrupta. - Independiente de forma y tamaño del deposito. - Transporte sencillo, rápido y económico. - Fácil drenaje (0,2 –  2%)  cada 100 m sube 2 m. - Bocamina ( instalaciones superficies, nivel de aguas ). 2- RAMPAS. - Es independiente de la topografía del terreno. - Costo de Ejecución es mayor que en el Socavón. - 2 a 3 veces más el [costo / metro] que el Socavón. - Control topográfico estricto. - Ventilación y Fortificación más dificultosa.

- Control topográfico fácil. - Ventilación y Fortificación más sencilla.

 –  Antieconómico en depósitos de tamaño reducido.  –  Pendientes usadas 5 a 25 % (8 –  15%).  –  Transporte sencillo y económico.  –  Drenaje mediante bombeo.  –  Va por estéril: ataque de mineral a distintas cotas.

3- PIQUES. - Mayor costo de Ejecución por metro.  –  Hace con métodos manuales. - Piques por Yacente, por Pendiente y por mena.  –  Control topográfico estricto. - Drenaje mediante bombeo.  –  Ventilación y fortificación más dificultosa. - Depósitos de tamaño reducido y/o profundos: - Cuerpos de bajo manteo (< 15°): Chiflón. - Cuerpos Manteo Medio (15 –  40°) : Pique inclinado. - Cuerpos de gran manteo (> 40°) : P.V v/s P.I  Mejor el Vertical. - Tener en cuenta: el desarrollo (mejor el vertical), velocidad de extracción (mejor el vertical). ** El acceso podría ser Horizontal o Vertical. a) Desarrollo de Labores Horizontales. Se refiere tanto a rampa como a Socavones. El primer problema es diseñar el acceso, saber de que forma y tamaño va a ser.  Conocer las dimensiones. Estas dimensiones se eligen en función del tamaño de los Equipos que van a trabajar y circular por estas galerías. Con respecto al ancho debemos fijarnos cual es el equipo que tiene el ma yor ancho y que va circular por la mina.

B

- Dimensiones ( A x B )  ( Alto x Alto ) - Reglamento de Seguridad Minera ( N° 72, Octubre 1985 ).

A - Vehículos Motorizados. * Ancho  [ A = Ancho Vehículo + Holgura ]. La Holgura esta regulada (Reglamento de Seguridad Minera). Debe haber al menos 1m a cada lado.

* Altura  [ B = Altura Equipo + Holgura + Ducto ]. La altura de equipo tiene que ser mayor a los que van a circular ahí. La holgura es de 0,5 m según Reglamento de Seguridad. Ducto de Ventilación. 0.5 m Altura Equipo. 1m

Refugio A = Ancho Vehículo + 1m a cada lado B = Alto Vehículo + Ducto + Holgura de 0.5 m.

30 m

1m

Otro caso que debe tenerse en cuenta en estas galerías de acceso Principal: Deben existir algunos lugares en las cuales la ge nte puede guarecerse en caso necesario ( Refugios ). Los Refugios deben hacerse cada cierto tramo, que también está establecido. La Legislación establece que deben haber Refugios cada 30 m. Además establece la Legislación, que se puede elevar Solicitud al Sub  –  Director del SERNAGEOMIN para hacer los Refugios más espaciados. Todo esto es para el ca so de vehículos con ruedas, p.e: Scoop, camiones. - En el Caso de FFCC: A = Ancho mayor carro + Holgura ( Holgura  0,5 m cada lado ). Esto es sólo, si existe una sola vía. Si existe doble vía, la distancia mínima que hay entre los carros debe ser de 0,5 m ( esto es para el interior mina, o sea, subterránea ), si esto es en Superficie la distancia mínima que debe haber entre los carros es de 1,2 m. ( Holgura  0,5 m ).

B = Altura máxima de Equipo + Obstáculos + Holgura En este caso los Refugios deben ser cada 20 m. Teniendo las dimensiones de la Galería debemos ejecutarla. LABORES

Pequeñas [ < 10 m2 ] : Jacklegs / Jumbos Livianos. Medianas [ 10 –  30 m2 ] : Jumbos Pesados (medianos o grandes) Grandes [ > 30 m2 ] : Jumbos Pesados (pero por Etapas).

Tamaño Labor (m2)

Denominación Labor

< 10 10 – 30 > 30

Diámetro Perforación (mm)

Pequeñas Medianas. Grandes.

27 – 40 35 – 45 38 – 51

Equipo de Perforación

Largo de Perforación (m)

Guaguas – Jacklegs. Jacklegs – Jumbos ligeros. Jumbos Pesados – Jacklegs Full Facer (Tuneleras) Minadores Continuos.

1,2 –  3,2 1,6 –  4.0 2,4 –  4,5

Se acostumbra a clasificar las Galerías, de acuerdo, a su Sección en: Pequeñas, medianas y Grandes. La importancia que tiene esto es los equipos que se utilizan en la construcción de estos. Recomendación: Perforar a lo más la dimensión de la Galería. Cabeza de Perforación Cuando hablo de: - Jacklegs : Barrenos integrales, diámetro de Perforación < 2 Pulg (1  –  2 Pulg). Culata

Cuerpo

- Jumbos : Diámetro de Perforación 2 –  3 Pulg. , barras culatas. Inserto en forma de Plaquetas o Botones. ** En el caso de los Jacklegs se produce un Error de Empate y un Error de Perforación, en cambio, con los Jumbos estos Errores se reducen notoriamente.

DISEÑO DE DIAGRAMA DE PERFORACIÓN. - Criterio Geométrico: Sirve para diseñar un diagrama de disparo con Reinuras Paralelas. Es indiferente a distribución de cueles. Son esenciales los cueles, ya que dan la cara del Frente (cara libre). Lp

La práctica ha demostrado que se debe Perforar a la menor dimensión de la Labor, no más allá.

Largo Perforación ( Lp )

Menor Dimensión.

El avance va a ser en función del Lp, entre un 90 a 95 % del Lp. Avance = ( 0,9 –  0,95 ) * Lp Avance x x x x x x x x

Tiro Vacío ( o un Par de tiros vacíos ).



Se les conoce como: “ Picones o Maricones ” , en la jerga Minera.

Normalmente las Reinuras Paralelas pueden ser con tiros vacíos de mayor o menor diámetro.

El Criterio Geométrico trata de evitar el congelamiento de la Reinura ( evitar que el ma terial se apriete y no se proyecte hacia la cara libre ). Para ello se razona de la siguiente manera: “ Las Reinuras tienen que tener espacio para poder Tronar, es decir, el Volumen que se va a generar con las Reinuras tiene q ue ser menor o igual al espacio disponible. ”  V reinuras E disponible.  Esponjamiento del material arrancado  Área disponible labor. - 1er Cuadrante o Cuadrado Tronado  ( no necesariamente tiene que ser cuadrados ): X : Diámetro de Perforación. [ d ] Y

[ X / Y ] = 0,8 1,2   0,8  [ X / Y ]   1,2 Las distancias X e Y están medidas al centro de los Hoyos.

: Diámetro del Maricón. [ D ] Vo

Calculo de área:



Vf = Vo + V ( Variación de volumen ).

[ X *Y - ( Pi / 4 * d 2 ) –   ( Pi / 4 * D 2 ) ] * Lp * %E

 [ ( Pi / 4 * D 2 ) + ( 4*Pi * d 2 / 4 ) ] * Lp

Pi = 3.14 % E : % de Esponjamiento

Aumento de Volumen que experimenta la Roca [ X *Y - ( Pi / 4 * d 2 ) –   ( Pi / 4 * D 2 ) ] * %E E = f ( densidad Aparente , Densidad Insitu )



 [ ( Pi / 4 * D 2 ) + ( Pi * d 2 ) ] Factor Esponjamiento (F.E) = [ d insitu / d aparente ]

** Los diámetros se expresan en Cm  1 pulg = 2,54 cm. X e Y son desconocidos  Se hace una relación de [ X / Y ] = K Si es: * Cuadrado  X = Y.



* Rectángulo  X = K*Y



%E = F.E –  1

Puedo conocer X e Y. con K = [ 0,5 –  1,2 ]

Primero se establece el cuadrado y, después se determina el Volumen.

- 2° Cuadrante o Cuadrado Tronado:

X

V Aumento Volumen = [ U * V ]

Y

área U

A = [ (U *V) –  ( Pi / 4 * d 2 ) –  (X *Y) –   ( 3*Pi / 4 * d 2 ) ] Aumento Volumen Zona = A * %E A * %E  [ (X *Y) + (4 * 3/4 * Pi /4 * d 2 ) + ( 4*Pi * d 2 /4 ) ] A * %E  [ (X *Y) + ( 3/4 * Pi * d 2 ) + ( Pi * d 2 ) ] [U/V]=K



se puede conocer U e V



 U e V

Con esto se puede determinar U e V, teniendo en cuenta que: U = V (cuadrado)

son desconocidos.

con K = [ 0,5 –  1,2 ]

se llega hasta que el Largo del último cuadrante o cuadrado (Lc) calculado no sobrepase la raíz cuadrada del avance estimado. Lc  (avance)  hasta ahí se llega con la Reinura. El éxito de un Diagrama de disparo depende del éxito de las Reinuras. Una vez calculas las Reinuras, se confecciona el diagrama de disparo ¿ cómo se hace este ?, ¿ Dónde van las Reinuras ?. En las galerías pequeñas van al centro siempre, pero en las Galerías medianas o de gran tamaño no nece sariamente es así.  para diseñar el diagrama de disparo, se debe establecer el resto de los tiros, pero las Reinuras son fundamentales. Se tiene que tener un sistema de referencia  Se va ha hablar de 2 líneas, la Línea centro (Lc) y la Línea Gradiente (Lg). La Lc la va materializando el Topógrafo cada cierto tiempo. Lc Corona Lg 1m Zapatera

Cajas

La Lg se lleva normalmente a una distancia de 1m del piso ( la mayoría de las faenas ). Puede ir o no marcada a las cajas. Esto es cuando la galería es más o menos Horizontal, cuando está inclinada es más complicado. La Lc y Lg sirven para diseñar el tiro.

El diagrama de disparo se empieza a diseñar No a partir de las Reinuras, sino que de los tiros de contorno (Zapateras). Los tiros de contornos tienen que estar ya diseñados. Distancia entre los tiros 0,4 a 0,5 m, distancia menor entre los tiros cuando uso Tronadura Controlada. 0,75 –  1 m, cuando no uso Tronadura Controlada. La mejor técnica de diseño es mediante una técnica aproximada (de aproximación). Tiros de contornos * Reinura en el centro: - Poner auxiliares en los contornos o extremos. - Problema: distancias pequeñas. - Más perforaciones o tiros y mayor consumo de explosivos.

Lc

Periferia. * Esto se pudo haber calculado mediante alguna teoría.

0.5 0.8

0.4

4m 0.8 Lg

* Calcular Tiros de: - Periferia ( Corona ). - Contorno. - Zapatera. - Cajas.

0.85 distancia entre tiros: 0.8 m

3.5 m 1,5

* Reinura en movimiento ( abajo o arriba )  Menor consumo de explosivos y menos tiros.  Ahorro de tiros. El problema que se tiene es poner las Reinuras. Se va suponer que último cuadrado de las Reinuras va a ser de 1,5 m.

1,5

Si se ubican en el centro las Reinuras se va a cubrir los 1,5 m quedando 20 cm para cada lado y, en esos 20 cm se tendrían que poner tiros que en 20 cm los botan demás  lo que se hace es correrse con la Reinura para el lado pequeño, con 40 cm demás lo bota cualquier tiro. 3,5 cm  Ancho Galería. 4  Altura Galería - 1,6 ( 0,8*2 ) - [ 0,5 + 0,85 ] 1,9 - 1,5 0,4 m

2,65 - 1,5 1,15 /  2 = 0,66

Hay que observar si los tiros botan o no, para después ver s i es que hay que correrse para arriba o abajo. Con esto se elimin an tiros para el lado  así hay que adecuar las Reinuras. El tirar las Reinuras así va a dañar más la galería para un lado, por eso la idea es que en el primer disparo vaya para un lado y el 2° para el otro y, así sucesivamente. La idea es NO colocar tiros más halla de lo necesario. La idea e mover las Reinuras para optimizar el diagrama de disparo. Ahorrarse tiros.

EVACUACIÓN DE MARINA.  Estocadas de carguío (Estaciones de Carguío)

 Labores

horizontales.

Marina.

X : distancia de evacuación de marina (material). Obj : Evacuar rápidamente la marina.

X La marina debe evacuarse rápidamente (se hace a través de equipos de carguío), pero si la galería lleva avanzado mucho, se hace necesario hacer estocadas de carguío con el fin de que el equipo de carguío cargue a un equipo de transporte. Todo depende de las características del equipo.

T ciclo = Tc + Td + Tm + Tv

Tv : Tiempo de viaje (ida y regreso) = [ 2*X ] / Vp

 N = [ N° viajes o ciclos / Hora ] = 60 / Tciclo

C = Cb * Ku * d



Vp: Velocidad media promedio.

( Cantidad a remover por ciclo, Capacidad Real )

Cb: yd

3

- Rendimiento Horario del Scoop: 1- Rh = [ 60 / Tciclo] * Cb * Ku * Kut * d = [ 60 *Cb *Ku *Kut *d ] / [ Tc + Td + Tm + ( (2*X)/ Vp ) ] = ( Ton / Hora )

Cb : Capacidad de balde.

Ku : Factor de llenado.

Kut : Factor de tiempo (de utilización).

d : densidad del material.

Ahora, se necesita saber cuanto tiempo se tiene para hacer la marina:

1 Turno = (8 hrs  –   horas seguidas)



[ 1 disparo ]

Entonces el tiempo para hacer la marina es de 3 horas (N° horas).

Volumen a tronar = A * B * a  [ A*B ]: Área galería ; a: avance de tronada. T = V tronar * d material = A * B * a * d (Ton)

B A

1/2 hora entrada. 1/2 hora salida. 1/2 hora colación. 1/2 hora Ventilación 2 horas Perforación. 1/2 hora carguío tiros –  tronadura. 1/2 hora otros  acuñar.

a

Al dividir T / Tiempo marina = Ton / hr 2- Ton / hora = T / 3 = T / N° horas. Igualando (1) y (2) se obtiene “ X ”, que es la distancia que tiene que recorrer el Scoop pa ra que tenga tiempo de descarga y  cargar la marina. Sólo con el fin de que la evacuación de la marina se haga en menos de 3 horas, para aprovechar los turnos que hay por día. Rh Ton/hr X

DESARROLLOS VERTICALES. - Piques  Labores Verticales e Inclinadas. - Chimeneas  Normalmente se prefiere hacer piques verticales, ya que éstos ofrecen mayor rendimiento, debido a que la velocidad de extracción es mayor que en los  piques inclinados, los que necesitan de rieles para mover el mineral, no así el vertical.

Pique Máquina: labor vertical o inclinada, por donde se accede a la mina, además va a ser principal, ya que a través de él se extrae el mineral. Castillete o Peinecillo Hc



Sala de máquinas.

Vasija de Extracción

   30°

d Preguntas a realizar: - Tamaño ? - Skip / Jaula.

- Distancia.



d

  1,5°

Tg   [ / 2 ]/ d1



Tg   [ H / d ]

d2



d1

Polea Entonces se va a tener un Tramo o Rango en donde se podrá mover. d1

d2



En este Rango [ d1 –  d2 ] se moverá para seleccionar la distancia óptima.

Para el tamaño debe considerarse la Forma. - Forma: cuadrado, rectangular, circular, elíptica. Planta : - Skip : Sólo se utiliza para extraer el mineral. Vasija de Extracción

Manway (Escaleras de Emergencia).

a Vasija de Servicios

Ventilación Tuberías.  b

Si la producción anual es mayor a 300000 Ton / año, se debe usar Skip. De la producción depende el tamaño de la Jaula o Skip (Vasija). Producción Anual: T (Ton).

- Jaula : Para extraer mineral y personal.

  T ciclo = F (Sist. de Extracción)

Equilibrado No Equilibrado

 

T ciclo = Tv + Tc ó Td T ciclo = 2*Tv + Tc + Td

 N° de viajes / Hora = [ 3600 / T ciclo ] (2) Rh = [ 3600 / T ciclo ] * Qu * Ku (Ton / hora)

Qu: Carga útil.

Ku: Coeficiente de Llenado.

Rh = [ Producción anual / (N° horas /año) ] * K*

10% - 15% más.

K* = 1,1  –  1,15 = 1,2

(1) Rh = Ton / Hora Igualando (1) y (2) se obtiene la carga útil (Qu) y, dependiendo de ésta se dimensiona la Vasija. Skip Qu a1  b1 Carga Total = Qu + Peso Equipo. Se tienen que saber todos los espacios necesarios, para dimensionar el área para la vasija de extracción como son los guías, contrapeso, etc. Contrapeso a2

a3

a1

Costo Total Costo de Capital

Guías de Madera

b2 b1

b3

Ventilación

Costo de Operación.

 b4 a4

Diámetro más conveniente. Q aire  Q más conveniente. Área cuadrada de la sección: A = (Pi/4) * D  2 = a * b

** Forma de Construcción  Chile [ Forma Manual ]  Por cachua. 1- Extraer material en superficie por paleo ( 2 primeros tiros ). 2- Torno  Balde. Torno  con Endranaje. (Sist. de Transmisión)   Cigueña. 3- Pata de cabra  Rieles o Fierros que forman un trípode en la cual se cuelga una polea ( 20 a 25 cm ). 4- Tracción animal o colocar un Huinche (tambor). 5- Castillete o Pernecillo. 6- Fortificación en las paredes de la Superficie.

SELECCIÓN DE MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN. (M. E) Existen varias técnicas que nos permiten hacer la selección del M. de Explotación, el cual depende de varios factores: - De la forma del Yacimiento, de los aspectos Geomecánicos, de la caracterización de la mineralización. Esta claro que ya vamos a C.A o Subterráneo. Dentro de Subterráneo tenemos que ver cual más nos conviene. - TÉCNICA DE NICHOLAS.  No es de los mejores, es de los más recurrentes por su simplicidad ( al Profesor no le gusta). A partir de las características del Yacimiento podemos llegar a ver cual es el método que más nos conviene. Se requiere la siguiente información básica: 1- Características generales del depósito: profundidad a que se encuentra, forma del yacimiento. 2- Características Geomecánicas del Yacimiento. 3- Distribución de leyes. Toda esta información se puede obtener a través de una campaña de sondajes. El método no requiere un desarrollo previo del depósito, si lo tenemos mejor.  Nicholas se a preocupado de encontrar las relaciones que existen entre las características y los distintos M.E que existan. A diseñado puntajes para cada una de las características. El método consiste de varias Etapas: 1ª Etapa: Ranquear los Métodos (que trabaja con 10 y en los cuales incorpora C.A). Efectúa un Ranking de los M.E. Para efectuar este Ranking, se hacen 2 Fases:  Fase a) : Primero tenemos que nuestro depósito encasillarlo de acuerdo a la nomenclatura de Nicholas.  Fase b) : Asignar puntajes entre las características y el M.E.

En base a estos puntajes (ya establecidos), los sumamos y podemos efectuar el Ranking. Este Ranking nos va a permitir efectua r una preselección de los métodos.

2ª Etapa : en base a algunos criterios estos Métodos preseleccionados vamos a hacer una selección del M.E más conveniente teórica y económicamente factible. Encasillamiento del depósito o depósito a la nomenclatura de Nicholas. El método utiliza una serie de tablas con las cua les trabaja: - Tabla 1: Tenemos que elegir una de las c aracterísticas de la forma general. Cuerpo Tabular: estamos hablando de una veta o manto. Potencia  dimensión menor. Profundidad  a que profundidad media se encuentra el depósito. - Tabla 2: - Resistencia de la Roca: razón entre el esfuerzo uniaxial (compresión uniaxial) y la Presión de carga (columna litostática) Pr carga   H (: densidad de la roca). - Espaciamiento de fractura. Se puede obtener por: FF (Frecuencia de Fractura)  N° de fracturas que hay por metro. o el RQD [ N° total de fracturas a 10 cm / largo del testigo ]. Puede ocurrir que el FF y el RQD no lleguen a los mismos resultados  uno toma el más cercano, el que da mayor confianza. - Resistencia al cizalle: se refiere a como están cementados los planos de debilidad que componen el yacimiento; se refiere a los planos de debilidad en general.  Débil, p.e: roca secundaria en Block Caving están cementadas con anhidrita.  Resistente: Roca primaria, están cementadas con cuarzo (Qz). Con estas 2 Tablas tenemos que encasillar el depósito (Fase a). Luego tenemos que asignar puntaje, de acuerdo a las características. - Tabla 0: Puntajes de relaciones ( establece 4 rangos de puntajes ). PUNTAJE

DENOMINACIÓN

4 – 3 [ cuando la característica esta muy relacionada con el M. E. y la denomina PREFERIDA ]. 2 – 1 0  – 49

PREFERIDA

EXPLICACIÓN Las características es la más conveniente ( o favorable) para aplicar el método. Por Ejemplo: un Room and Pillar, si estamos en un manto probablemente tenga 4.

[ o MUY BUENA ]. PROBABLE.

La característica sin ser la más favorable es suficiente para aplicar el Método ( permite la aplicación del Método de Explotación ).

IMPROBABLE.

La característica no es la más conveniente para la aplicación del Método, pero tampoco es descartable del todo ( tiene pocas probabilidades de aplicación ).

ELIMINADO.

La característica hace que el Método no tenga ninguna posibilidad (que el Método sea descartable ).

Relación entre la Característica analizada y el Método de Explotación que suponemos que se aplica. Esta asignación de puntajes están contenidos en 4 Tablas más que son la: 3, 4 , 5, 6. - Tabla 5 –  6 : CAJA YACENTE que está abajo MENA [ o Caja Patilla en Tte. ]

CAJA PENDIENTE que está arriba [ Caja Cabeza en Tte. ]

Ejemplo: Tendría que tener un depósito problema y encasillarlo. Forma 1) O.P 2) B.C . . . . . 10) S.S

2 2 . . . . . 2

se Hace el Ranking :

Potencia ................. Mena

Roca Yacente

Roca Pendiente

4 2 . . . . . 1 S.L.S Shrinkage O.P

Total 50  –  52 55 --

55 52 50

  Preselecciono

FIN 1ª Etapa.

(*) -- El Open Pit lo descarto, porque no me interesa.

1ª Etapa: Rankear y Preseleccionar. Lo que viene después es independiente de la Técnica de Nicholas. - Desventajas: 1- Siempre el Método de Nicholas tiende a seleccionar el Open Pit. 2- Cualquier característica que según Nicholas no conversa con el método, le pone  –  49 (lo mata ). 3- Los aspectos que considera son demasiados gruesos.

P.e: Tengo que casarme con una potencia media. Supongamos que tenemos una veta de potencia irregular.

Potencia = 2,5 m. Tengo que casarme con un manteo. Manteo = 50° 

Podríamos decir Shrinkage, pero no puedo aplicarlo, porque es un Método por Realce y, va extrayendo una parte del mineral y el resto le sirve de base a l que va extrayendo.

Al terminar queda aproximadamente un equivalente al 70% del material, porque voy sac ando material esponjado. Después tengo que evacuar lo que me queda por la parte inferior prácticamente un tobogán, para que escurra el material.

 70%



esto tiene que ser

60 –  80 Buzón. Por lo tanto la Técnica de Nicholas puede conducir a errores. Habría que tomar estos 2 Métodos preseleccionados (*) y hacerle un análisis técnico más detallado. P.e: digo S.L.S pero es lo mismo que decir B.C, qué tipo de S.L.S (pueden ser varios).

TABLAS: Existen tablas que permiten hacer una preselección no tan numérica, como lo hizo Nicholas. Existen las Tablas de: a) BOSHKOV –  WRIGHT.  b) DRAVO. c) HARTMAN. Callapos: Método que usan los mineros para las vetas. Callapos: Madero horizontal, tipo de sostenimiento simple (puede ponérsele una pata minera). Evita que se vaya cerrando la veta. A veces se utiliza como plataforma de trabajo, en ese caso se afirman con patas mineras. Los callapos como son de madera son del orden de 3 m. Sombrero (tablón). Mono Tablones.

Madero Vertical.

Pata Minera. Callapos.

Zapatera.

a) Tabla BOSHKOV  –  WRIGHT: Horizontal cuando esta bajo el ángulo de reposo del material. Depende de muchos aspectos, entre otros de la granulometría y de la humedad del material. Generalmente está entre 37 –  42° ( humedad de 2%, a lo sumo 3% ). Si esta sobre el ángulo de reposo inclinado (vertical). La resistencia de la roca de caja va a ser fuerte cuando vayamos a hacer caserones y no requerimos sostenimiento o mínimo ( de forma esporádica ), cuando la roca se auto soporte. Débil cuando necesita sustentación.  b) Tablas de DRAVO: ( DRAVO es una empresa ). Se expresa para cada Método las c aracterísticas que deben cumplir para aplicar cada método. - Fuerte que la Roca sea competente. - Débil que la Roca sea menos competente. - Mantos Potentes > 6 m - Mantos delgados < 6 m

 son relativos.

 –   Vetas Angostas < 6 m  –   Vetas anchas > 6 m

  Relativos.

- Manteo Horizontal bajo el á ngulo de reposo del material. - Inclinado sobre 60°. - Moderado entre 45 y 60° ( tomando como ángulo de reposo los 45° ). Cada una de estas Técnicas nos va a permitir hacer una preselección del método. Nunca vamos a tener un método. Manual de Hartman

otras variables.

Los caminos a seguir son varios.  MATRIZ DE DECISIÓN . ( Otra Técnica ) ( Según el Profesor es la mejor ). Metodología que tiene sus ventajas y desventajas. Se debe tener un conocimiento de los M. E. a cabado. Hay que trabajar mucho.

- Esta matriz puede ser utilizada para diversas situaciones en que uno tenga que decidir cosas, p.e: si tengo que comprar equipos, podría aplicarle una matriz de Decisión . - Es muy utilizada para justificar lo que ya se sa be, que va hacia un Método ( para respaldar una decisión ). - Es manejable. Consiste en que con el conocimiento del depósito, puedo establecer ciertas características que le voy a exigir al Método, p.e: quiero que el método sea altamente mecanizado ( que ocupe poca mano de obra ) o viceversa; aprovechar al máximo la experiencia de la gente que esta trabajando en una mina en funcionamiento y aplicar el mismo método. En la matriz vamos a tratar de reflejar todas las cosas que queremos exigirle al M. E. Al tener un conocimiento acabado del Método, me permitirá elegir variantes del método. Se debe tener claro: a) Las exigencias que le queremos exigir al Método, p.e: alta productividad, seguridad, bajos costos, etc. No se van a poder tener todos  Uno debe tener las exigencias calaras ( lo que se puede hacer y lo que no ).  b) Tener un conocimiento acabado del yacimiento ( el mayor conocimiento ). c) Tener experiencia y/o conocimiento de los M. E ( o bien documentarse o formar un equipo de personas que puedan participar en esta decisión ).

La Matriz de Decisión puede servir como ayuda a seleccionar el método. Usarla como complemento de las tablas. Ponderador (%)

M. Explotación Características

10

Baja Inversión Inicial.

5

Alta Mecanización.

3

A1

A2

10 (1) 30 (3) 20

10

B1

B2

C

20

10

20

20

30

20

Puedo incorporar todas las variantes que yo considero en el método. La matriz puede ser tan grande como uno quiera hacerla. Es uno quien decide los parámetros o características que aquí aparecen. A 1  variantes de un mismo método. P   Puntaje.

Seguridad Alta Productividad -

100

TOTAL

P1

P2

P3

P4

P5

Ahora se debe establecer una escala de puntajes, que permita relacionar la característica con el método. La Escala de Puntajes la determina uno. Escala de Puntajes. ( Queda a criterio de uno ). P.e: de 1 a 100 (más complicados, más detallistas). De 1 a 10 ; de 1 a 5 ; de 1 a 3 [ más simplistas   1: mala ; 2: Regular ; 3: Buena ] . Las más usadas son la escala de Puntajes de 1 a 5 ; de 1 a 3. 10: Muy mala 20: Mala 30: Regular 40: Buena 50: Muy buena

10: Mala. 20: Regular. 30: Buena

Debiera en teoría quedarse uno con el Puntaje mayor, pero puede haber uno que sobresalga y otros que queden Luchando entre si. La matriz de decisión al igual que las tablas serviría para preseleccionar. La matriz de decisión la puedo manejar. La matriz se puede complicar más, p.e: si tengo 10 características, cada característica representa un 10% del total  uno le pone ponderadores (peso),  pues como van a tener todas las características el mismo peso, le doy a cada característica un peso distinto según su importancia. Luego se pondera el puntaje que da cada característica por su ponderador (%) o peso. Los ponderadores que se utilizan deben ser bien pesados. Aplicar la matriz de decisión, luego de hacer un análisis severo técnico de los métodos que se van a utilizar. La matriz de decisión, si se hace en forma detallada funciona muy bien. Si me quede con 2 métodos seleccionado por la Matriz o las Tablas ( cuando me quede con más de un método), debería hacer ( 2 caminos ): 1- Análisis Técnico Detallado de cada uno de los métodos preseleccionados (se incorporan parámetros no considerados antes en las preselecciones, p.e: Limitaciones que imponga la empresa). La idea es dejar uno sólo y, a este hacerle un Proyecto o Anteproyecto al menos ( análisis Técnico  –  Económico ), para establecer la Factibilidad Técnica  –  Económica del método. La diferencia entre un Proyecto y Anteproyecto es el grado de detalle. 2- Que sean 2, 3 o más Métodos preseleccionados  , hacer un Proyecto o Anteproyecto de cada uno de los Métodos Preseleccionados. P1  VAN 1 * Cada uno de los Proyectos va a tener su VAN u otro Parámetro Económico. Pn  VAN n Es más demoroso, pero es la a lternativa más aconsejable. Si hay un equipo de trabajo se puede subdividir el trabajo y luego se discute cada Proyecto.

Dentro del Método pueden haber varias formas de trabajo, p.e: Veta de oro de 20 cm de potencia y la competencia de la Roca es mala (se podría usar corte y Relleno, con Relleno de las propias cajas). Este es un Cut and Fill, pero la variante con relleno de la roca de caja se llama Resuing. x

DISEÑO DE ABANICOS: Es importante , porque se utiliza mucho. Ejemplos: Hacer una Zanja ( S.L.S ; S.L.C , Panel Caving ). S. L. S

En el S. L. C la explotación se hace con abanicos.

PANEL CAVING. Galería de Hundimiento (G.H).  Nivel de Hundimiento (N.H). ZANJAS

Pilares.  Nivel de Producción (N.P).

Galería de Producción (G.P). ** Supongamos que quiero hacer una Zanja: - Normalmente los Paneles de la Zanja se hacen de 45° ( más o menos ), del orden del ángulo de reposo del material. - Se tiene que calcular el Burden y el Espaciamiento. BURDEN

Método Sudafricano. Langerforst. Otros. Criterio Práctico.



Estos métodos consideran el: Tipo de Roca, Tipo de Explosivo y diámetro de Perforación.

 Normalmente los abanicos se hacen con diámetros de perforación pequeño. - CRITERIO PRÁCTICO. B T = D ” (m) ( Burden Teórico ). P.e: si tengo D perforación = 2,5 ” B R  = [ 0,9 * B T ] -  ( Burden Real, es el que debiéramos usar ).



B T = 2,5 m.

: desviaciones ( normalmente se considera cero).

 BURDEN: distancia mínima a la cara libre. Aquí el Burden que se está calculando es la distancia que hay entre los abanicos . E = [ 1,2 a 1,3 ]* B

 El espaciamiento se mide en

el fondo de los tiros. Es la distancia más corta en el fondo de los tiros. Diámetro (D) = 2 B R  = 1,8 m E = 2,16 m.

Maquinas OTH tienen rendimientos del orden de 20 a 25 m  lo máximo que puedo perforar en estos tiros es 25 m. Hay maquinas de una sola posición, puede perforar todos los tiros y, hay otros que tienen que moverse. Supongamos que voy a hacer mi zanja y que mi equipo puede perforar sin tener que moverme.

* Se hace una Tabla: E .E



Marco el espaciamiento y uno este Punto con el del medio ( abajo ).

Tiro 1

2

 1 ( que puede ser 45° )

Largo (m)

N° Barras.

12

2½

2

15

3

n

13

1 2 n

Punto de donde van a converger (Salir los tiros). Puede que con el último Tiro No llegue a 45° ( P.e: 42 a 47° )



luego lo ajusto, le quito o le agrego a otros Tiros, comparto.