OPTIMIZACION DE LA FRAGMENTACION DE ROCA EN MINA Y SU INFLUENCIA EN LOS CIRCUITOS DE TRITURACION Y MOLINOS
COMITÉ:
PERUMIN 30 CONVENCION MINERA
AUTORES:
ING. JESUS CRUCES HERRERA MBA FRIDA PAUCAR ALBARRACIN AL BARRACIN
EMPRESA:
SOUTHERN PERU COPPER CORPORATION CORPORATION
CARGO:
JEFE GENERAL DE MINA CUAJONE JEFE METALURGIA, CONCENTRADORA CONCENTRADORA
CUAJONE
DIRECCION: TELEFONO: CORREO:
989087629 958190943
[email protected] [email protected]
1
Optimización de la fragmentación de roca en Mina y su influencia en la Concentradora Cuajone O p t i m i z a t io io n o f r o c k f r a g m e n t a t i o n i n M i n e a n d i n f l u e n c e a t C u a j o n e C o n c e n t r at at o r
Jesús Cruces Jefe Gral. de Mina Cuajone – SPCC Frida Paucar Jefe Metalurgia – Concentradora Cuajone SPCC Resumen Con el objetivo de incrementar la rentabilidad del proceso productivo global Mina - Concentradora a través de mejoras en la eficiencia de los procesos que forman la cadena del valor creado, es que los departamentos de Perforación y Disparos y Metalurgia han determinado en conjunto que uno de los procesos claves dentro de esta cadena es sin lugar a dudas la fragmentación de rocas por voladura. La variabilidad de ella tiene como consecuencia el mayor o menor tonelaje tratado en la etapa de trituración y molienda. Un análisis estadístico del producto de la fragmentación medido en un tamaño de 30cm y un porcentaje pasante promedio de 88%, muestran variaciones que van desde 76.1% hasta 99%. Esta variabilidad registrada en los últimos cinco años ha ocasionado alteraciones en la capacidad de producción de la Planta. Las operaciones de la Concentradora requieren un tamaño de mineral homogéneo con +/- 92% pasante (-30cm) en la alimentación a la trituradora primaria. Un material más fragmentado y homogéneo implica mayor presencia de tamaños pequeños y conlleva a menores costos en trituración, mayores flujos horarios y por ende mayor tonelaje tratado en molienda primaria. Para lograr este objetivo, se está implementando un sistema de voladura que logre mejorar la fragmentación en rocas duras y difíciles de fragmentar, dicho sistema es particular para cada tipo de roca. Se sabe que la mina de Cuajone tiene 7 tipos de roca bien definidos para mineral con Wi que van desde 14 hasta 21 kwhr/tc. El principal cambio realizado en el sistema de voladura es la implementación de las cámaras de aire intermedia en detonares electrónicos y pirotécnicos en las zonas de mineral, logrando un incremento de 6.8% en la fragmentación y +2.1% de tonelaje en la planta de trituración secundaria que conlleva a un mayor rendimiento en el proceso global Mina – Concentradora. El presente trabajo muestra no solo el incremento en la capacidad de producción en la Concentradora, es decir las toneladas/hora que tratan las trituradoras y molinos, sino también el
incremento de productividad de las palas, mejorando el volumen cargado. Esto implica a su vez optimizar el llenado de las tolvas de los volquetes y de los vagones con material homogéneo y menor espacio intersticial desperdiciado. La implementación de la cámara de aire intermedia en el sistema de voladura implicó un incremento del 10% de su costo total. La filosofía del mínimo costo por concepto en este proyecto será aplicado a la optimización integral de todo el proceso. El proyecto concibe las operaciones de perforación, voladura, carga, transporte y fragmentación con las de trituración, clasificación, molienda y tratamientos posteriores como parte integral y busca una reducción en los costos totales de producción. Los análisis estadísticos realizados con los tonelajes reales de planta y las variables geológicas de los minerales tratados entre los años 2007 al 2010 indican dos variables importantes: % de fragmentación y % de Andesita Basáltica. Con estas consideraciones Se obtiene un modelo de regresión lineal que permita simular el tonelaje mensual ha tratarse en la planta de trituración. Los resultados muestran relaciones directas entre la fragmentación de roca y el tonelaje tratado en trituración primaria secundaria y molienda. Esto indica que el incremento en la etapa de trituración primaria y secundaria es directamente proporcional al incremento que se pueda dar en la etapa de molienda. Finalmente la evaluación indica que por cada 1% de incremento en la fragmentación de roca se va a obtener 0.31% de incremento en el tonelaje de trituración secundaria. Lo que equivale a un beneficio de 13.23 US$/TM adicional. Abstract
With the aim of The increasing yield of the productive process global Mine - Concentrating through improvements in the efficient of the processes that form the chain of the created value, that is the Drilling ,Blast and Metallurgy departments; they are determined altogether that one of the processes keys within this chain is without doubt the fragmentation rock by blast. Variability has as consequently the major or minor tonnage treated in the crushing stage and milling. A statistic analysis of the product of the fragmentation which is measured in a size of 30cm and a percentage average of 88%, it shows variations that goes from 76,1% to 99%. This variability registered in the last five years has 2
caused alterations in the capacity of Plant production. The Concentrator operation requires homogenous mineral size with +/- 92% mesh (30cm) in the feeding to the primary crushing machine. The material fragmented and homogenous implies major presence of small sizes It entails to smaller costs in crushing, majors hour flows and therefore greater tonnage treated in primary milling. In order to achieve this objective, It is being implemented a blast system to improve fragmentation in the hard and difficult rock to fragment, this system of blast is particular for each type of rock. It knows Cuajone Mine has 7 types of good rock for mineral defined with WI that goes from 14 to 21 kwhr/tc. The main change made in the blast system is the implementation of the intermediate air deck with electronic and pyrotechnics detonators in the mineral zones, having obtained an increase of 6,8% in the fragmentation in +2.1% of tonnage in the plant of secondary crushing that entails to a greater yield in the global process Mine – Concentrating. The present work not only shows the increase in the capacity of production in the Concentrator, that is to say the tons/hour that the crushing machines and mills treat, but also the increase of productivity of the shovels, improving the loaded volume. This implies as well to optimize filling of the truck hoppers and the wagons with homogenious material and smaller interstitial space wasted. The air deck implementation in the blast system implied an increase of 10% in total cost, is not logical to apply the philosophy of the minimum cost by concept in this project, it looks for the integral optimization of all the process. The project conceives operations like, drilling, blasting, loading, haul and fragmentation with those of crushing, classification, milling and aftertreatments as it divides integral and it looks for a reduction in the total production costs. The statistic analyses realized with the real tonnages of plant and the geologic variables of treated minerals between years 2007 to 2010 indicate two important variables: % of fragmentation and % of Basaltic Andesite. With these considerations it make a model of linear regression that allowing simulate the monthly tonnage to treat in the crushing plant.
The influence of these two variables is in the order of 35% for fragmentation and 65% for Basaltic Andesite. The results show to direct relations between the rock fragmentation and the treated tonnage in secondary primary crushing and milling. This indicates that increase in the stage of primary and secondary crushing is directly proportional to the increase that can be given in the milling stage. Finally evaluation indicates that by each 1% of increase in the rock fragmentation it is going away to obtain 0.31% of increase in the tonnage of secondary crushing. Which is equivalent to an additional benefit of 13.23 US$/TM
1. INTRODUCCION La etapa de perforación y disparo es el inicio de todo el proceso de conminación en el tratamiento de minerales. La búsqueda de la optimización en este proceso involucra desde el método exacto de la puesta de los explosivos, mallas de voladura, tecnología de iniciación, secuencia de salida y la distribución de la energía del explosivo entre otros. Los principales principales cambios realizados fueron: Implementación de uso de cámaras de aire intermedias en detonadores pirotécnicos y electrónicos. Disminución de la altura del taco. La mina de Cuajone es versátil con sus técnicas de voladura, usa los detonadores pirotécnicos y electrónicos. Las técnicas convencionales han evolucionado con el uso de detonadores electrónicos eliminando la dispersión en los tiempos de retardo, de esa forman se garantiza que la secuencia de salida del disparo sea igual al tiempo programado. Estas aplicaciones han permitido obtener una mejor fragmentación, material más homogéneo y generación de micro fracturas en la roca volada. La voladura con detonadores electrónicos al ser precisa en los tiempos de detonación ha permitido implementar el uso de cámaras de aire intermedias en la columna explosiva para rocas difíciles de de fragmentar como es el caso de las brechas. Cabe mencionar que todas las pruebas se realizaron bajo este concepto. La colocación de esta cámara de aire intermedia genera dentro de la columna explosiva dos cargas, una carga explosiva superior y otra carga inferior reduciendo así la altura del taco taco sin tener que aumentar el factor de carga, obteniendo una mejor distribución de la energía en la zona del taco. 3
La Técnica de cámara de aire intermedia también fue aplicada en los detonares pirotécnicos, cuyos resultados son los que se han utilizado para la evaluación económica.
2. CÁMARAS DE AIRE PARA LA OPTIMIZACIÓN DE VOLADURA CON TECNOLOGÍA DE DETONADORES ELECTRÓNICOS 2.1 Técnica de cámara de Aire Intermedia En la necesidad de minimizar costos totales de minado y mejorar los resultados finales de producción es que el departamento de voladura decide modificar su técnica en calidad de prueba. La técnica empleada en la prueba y que es usada actualmente considera una cámara de aire intermedia que consiste en un espacio de aire dentro de la columna columna del taladro, creada por un dispositivo puesto en el interior; este puede ser un tapón de plástico o una bolsa de aire, dependiendo del tipo de roca, estado geotécnico del macizo, presencia de agua nivel de alteración. La nueva técnica incluye una cámara de aire intermedia a 3 metros del taco con la finalidad elevar la carga explosiva y mejorar la distribución de energía en las rocas con presencia de preformados y alto RQD (Toba cristal, latita porfiritica potásica, brechas de Latita porfiritica) difíciles de fragmentar en la zona alta del taladro.
2.2 Sistema de Detonadores Electrónicos y cámara de aire intermedia Los detonadores electrónicos son un nuevo sistema de control de voladuras que redefine confiabilidad de la detonación, precisión en la iniciación, flexibilidad y seguridad en la operación, son completamente programables, capaz de retardar desde 0 a 15.000 milisegundos con incrementos de 1 milisegundo permitiendo el uso de periodos de retardos cortos hasta 1ms. La precisión se manifiesta en la perfecta secuencia de iniciación aplicando periodos de retardos cortos que permite la interacción de ondas entre taladros con la que se aprovecha al máximo el uso de la energía explosiva, asegurando una mejora en la fragmentación con un apilamiento y desplazamiento correcto del material después de la voladura. El detonador electrónico electrónico por su precisión garantiza que las dos cargas de la columna explosiva detonen simultáneamente logrando que con la rápida expansión de gases colisionen en el centro de la cámara de aire intermedia produciendo una mejor fragmentación a todo lo largo de la columna del taladro (Ver Gráfico N° 1).
Gráfico N° 1:: E xpansión xpansión de gases gases que colisionan en el centro de la cámara de aire intermedia del taladro, originando una mejor fragmentación de la roca. roca.
3. DESARROLLO DE LA IMPLEMENTACION IMPLEMENTACION Esta técnica se aplicó en dos tipos de roca, Brecha Latita Porfiritica (BX-BLP) y Latita Porfirítica Potásica (LP-PTK).
3.1 Pruebas de Voladura con implementación de la cámara de aire intermedia A continuación se muestra la evolución de los diseños de la distribución de carga (Gráfico No 2). El primer diseño muestra el uso del retardo electrónico con cámara de aire de fondo. El segundo es el de retardo pirotécnico con cámara de aire de fondo y el tercero es un retardo pirotécnico con cámaras de aire intermedia y de fondo.
1
DETONADOR
DETONADOR
DETONADOR
ELECTRONICO
PIROTECNICO
PIROTECNICO
2
3
Gráfico N° 2: Diseño de Cámaras de aire intermedio y de fondo
4
3.2 Resultados de voladura Porfirítica Potásica
en
Latita
TABLA 1 Producción Tipo de taladro:
6.9x8.0 6.9x8.0 BxS (m):
16m 16m Profundidad de taladros:
7m 7m Taco:
0.88 0.88 Kg/m3 FC =
N°
Fecha del disparo
Nivel
Proyecto
Disparo
Taladros disparados
%Pasante a 30 cm.
Sobre Rotura
Esponjamiento
1
12/06/2008
3145
456
Pirotécnico Cámara aire de fondo
85
84.34
3.0
Bueno
Veloc. Exc. (Ton/Hr) 8996.52
2
12/08/2008
3145
458
Electrónico Cámara aire de fondo
77
87.2
3.0
Bueno Bueno
9413.51
Parámetros técnicos de voladura con el uso de retardos pirotécnicos y electrónicos con cámara de aire de fondo en roca latita porfirítica potásica (LP-PTK).
TABLA 2 Producción Tipo de taladro:
6.9x8.0 6.9x8.0 BxS (m):
16m 16m Profundidad de taladros:
6 6 m Taco:
0.99 Kg/m3 FC = 0.99
N°
Fecha del disparo
Nivel
Proyecto
Disparo
Taladros disparados
%Pasante a 30 cm.
Sobre Rotura
Esponjamiento
3
31/03/2010
3055
428
Pirotécnico cámara aire intermedia y de fondo
75
98.1%
5
Bueno
Veloc. Exc. (Ton/Hr) 9624.8
Parámetros técnicos de voladura con el uso de retardos electrónicos con cámara de aire intermedia y de fondo en roca latita porfiritica potásica (LP-PTK)
Los tres disparos se diseñaron con los mismos parámetros de Burden, espaciamiento, subdrilling y factor de carga, solo el diseño del tercer disparo se lleva 1 metro menos de taco debido a la cámara de aire intermedia que adicionalmente se le colocó.
Para el análisis granulométrico de todos los disparos se usa un software que utiliza fotografías digitales tomadas al material disparado para medir el tamaño del fragmento y a la vez contabiliza los porcentajes por rangos de tamaño. Estos resultados combinados con los de velocidad de excavación de la pala son índices más confiables para cuantificar los resultados de la voladura.
Se observa un incremento de la velocidad de excavación de la pala de 4.6 % solo cuando se cambia de detonador pirotécnico a electrónico y un incremento de 7% con detonador pirotécnico y el uso de la cámara de aire intermedia (Gráfico No 3) . La facilidad del carguío se debe al incremento de la fragmentación alcanzando valores de 98.12% en menos 30cm. Otro beneficio alcanzado en esta prueba fue la homogeneidad del material (Ver Grafico No 4y No 5).
Gráfico N° 3: Análisis comparativo comparativo de las voladuras voladuras realizadas realizadas con retardos electrónicos y pirotécnicos con cámaras de aire intermedia y retardos pirotécnicos con cámara de aire intermedia y de fondo en LP-PTK
5
Grafico N° 4: Análisis de Fragmentación
Gráfico N° 5: Distribución Granulométrica de la voladura realizada con retardos pirotécnicos con cámara de aire intermedia y de fondo, retardos electrónicos con cámara cámara de aire de fondo y retardo pirotécnicos con cámara cámara de aire de fondo en LP-PTK.
Costo de carguío por taladro en roca latita porfirítica
258.2 300
224.6
214.5
250
l a T / $
200 150 100 50 0 Carguío de Taladro Pirotécnico con Cámara aire en el fondo
Carguío de Taladro Electrónico con Cámara aire en el fondo
Carguío de Taladro Pirotécnico con Cámara aire intermedia y de fondo
Gráfico N° 6: Costos comparativos por taladro usando retardos electrónicos y pirotécnicos con cámara de aire de fondo y retardos pirotécnicos con cámara de aire intermedia y de fondo en LP-PTK
6
EVALUACIONES EN PLANTA CONCENTRADORA 4. ANALISISIS OPERACIÓN
DE
VARIABLES
DE
Un análisis del consumo de energía y el tonelaje tratado muestra que debido a una mejor fragmentación y una mayor creación de micro fracturas en el mineral volado hay una reducción considerable del work index pronosticado vs el real, que se traduce en un menor consumo de energía por tonelada molida, considerando que el 55% del total de energía en todo Cuajone es debido al circuito de molienda (Gráfico N° 7)
4.1 Consumo de Energía Energía Un material más fragmentado conlleva a menores costos de trituración y molienda y mayores flujos de tratamiento por hora. También es evidente tener que realizar menos trabajo de conminución en la planta para un mismo producto final (P80).
Relación Consumo Energía y Tonelaje 0.18
2,900,000
) a i 0.17 r a m i r P 0.16 C T / h - 0.15 W k ( o 0.14 m u s n o 0.13 C
2,800,000 2,700,000 2,600,000 2,500,000 2,400,000 2,300,000 2,200,000 kW-h/TC Prim
) a i r a m i r P M T ( e j a l e n o T
2,100,000
TM Prim
0.12
2,000,000 e n E 8 0 0 2
b e F 8 0 0 2
r a M 8 0 0 2
r b A 8 0 0 2
y a M 8 0 0 2
o g A 8 0 0 2
t e S 8 0 0 2
t c O 8 0 0 2
v o N 8 0 0 2
c i D 8 0 0 2
e n E 9 0 0 2
y a M 9 0 0 2
o g A 9 0 0 2
t e S 9 0 0 2
c i D 9 0 0 2
e n E 0 1 0 2
b e F 0 1 0 2
- o 0 z 1 r 0 a 2 M
l i r b A 0 1 0 2
Gráfico N° 7: Consumo de Energía vs Tonelaje en Trituradora Primaria
4.2 Fragmentación La fragmentación de la mina de Cuajone tuvo dos problemas bien definidos: 1. Variabilidad de la fragmentación: malla 30cm en rangos de 76.1% hasta 99% passing, ocacionando alteraciones en los circuitos de trituración, molienda y flotación.
A continuación se muestra el com portamiento de la fragmentación durante los últimos cuatro años. Se recopiló información antes y después del periodo de prueba( 2007-2010) esto incluye años difíciles como el 2008 (Gráfico N° 8).
2. Incremento del índice índice de dureza en el mineral ( 16 a 21 kwh/tc). Los parámetros requeridos Concentradora fueron:
por
la
Planta
1. Homogeneidad en la muestra alimentada a Trituradora Primaria: -30 cm con un 92% passing 2. un rango de variabilidad fragmentación de +/-3%.
en
la
7
Variación de la Fragmentación Fragmentación 2007 - 2010 100 95
m c 0 90 3 . 85 m g a r 80 F % 75
%Fragm. 70 e n E 7 0 0 2
r a M 7 0 0 2
y a M 7 0 0 2
l u J 7 0 0 2
t e S 7 0 0 2
v o N 7 0 0 2
e n E 8 0 0 2
r a M 8 0 0 2
y a M 8 0 0 2
l u J 8 0 0 2
t e S 8 0 0 2
v o N 8 0 0 2
r a M 9 0 0 2
e n E 9 0 0 2
y a M 9 0 0 2
l u J 9 0 0 2
t e S 9 0 0 2
v o N 9 0 0 2
e n E 0 1 0 2
Gráficas N° 8: Historia de la Fragmentación en la mina de Cuajone
4.3 Capacidad de Tratamiento Un resumen de los resultados reales entre el periodo evaluado en las etapas de trituración y molienda fueron: Años
Frag
TM Primaria Prom Mes
TM Sec Prom Mes
TM Mol Prom Mes
Real
Real
Real
%And
2007
81.2
37.8%
2,359,642
2,366,354
2,362,666
2008
87.7
29.5%
2,557,870
2,518,266
2,526,408
2009
88.2
7.9%
2,695,264
2,670,882
2,670,728
2010
94.5
19.2%
2,626,782
2,641,707
2,632,839
Tabla N 3: Capacidad de tratamiento de la Planta Concentradora
5. SIMULACION Correlación TM Secundaria vs TM Primaria
5.1 Efecto de la fragmentación sobre el tonelaje triturado Para determinar el efecto de la fragmentación en el tonelaje de la trituradora primaria, se determinaron modelos que repliquen el perfil real de la planta. El análisis estadístico incluyó variables como Toneladas métricas tratadas en primaria, % de andesita basáltica y % de fragmentación.
a i r a d n u c e S M T
2,800,000 2,600,000 2,400,000
y = 0.9652x + 95829 R² = 0.8759
2,200,000 2,000,000 2,00 2,000, 0,00 000 0
2,20 2,200, 0,00 000 0
2,40 2,400, 0,00 000 0
2,60 2,600, 0,00 000 0
2,80 2,800, 0,00 000 0
TM Primaria
TM Primaria = 2’699,241+520.49*Fragm– 2’699,241+520.49*Fragm–633,539*%Andesita
Gráficas N° 9: Correlación Tm Secundaria vs Primaria
Adicionalmente se utilizaron dos modelos para las TM Secundarias y TM Molinos, obteniendo las siguientes ecuaciones: TM Molinos = 698,942 –143,221*%Andesita+0.74*TM 143,221*%Andesita+0.74*TM Sec.
TM Sec. = - 37’971,532+8’703,320*%Andesita+14.825*TM ,320*%Andesita+14.825*TM Prim.
Correlación TM Molinos vs TM Secundaria s 2,800,000 o n i 2,600,000 l o 2,400,000 M 2,200,000 M 2,000,000 T 2,0 00 00,0 00 00
y = 0.927x + 17649 R² = 0.944 2 ,2 ,20 0, 0,0 00 00
2 ,4 ,4 00 00 ,0 ,0 00 00
2,6 00 00,0 00 00
2 ,8 ,80 0, 0,00 0
TM Secundaria Gráficas N° 10: Correlación Tm Molinos vs Secundaria 8
Con los modelos encontrados se procedió a simular los tonelajes en las diferentes secciones (Tabla N°4):
6. EVALUACIÓN ECONÓMICA Concentradora Un análisis económico con estos resultados indica un beneficio de US$ 809,803 al mes valorizado con un precio de cobre de 1.14 $/lb.
Años
Frag
%Andesita
TM Prim
TM Sec
TM Mol
2007
81.2
37.8%
2,501,838
2,410,837
2,434,743
Data
%Fee d Cu
%Con c Cu
%Rec Cu
$/lb Cu
2008
87.7
29.5%
2,557,870
2,518,266
2,526,408
2010
0.679
26.76
86.58
1.14
2009
88.2
7.9%
2,695,264
2,670,882
2,670,728
2010
94.5
19.2%
2,626,782
2,641,707
2,632,839
Incre TM Mol
TM Mol
Cu Fino
lb Cu Fino
$ Ganancia Mes
2.1
54,825
322
710,35 4
728,823 (*)
Tabla N° 4: Tonelaje tratado tratado en la Planta Concentradora Concentradora
Tabla N° 7:Consideraciones 7:Consideraciones para el cálculo económico Circuito Secundario y Molinos Terc TM Mes % Dif Rel TM Mes % Dif Rel TM Mes %Dif Rel Circuito Primario
Diferencias Años 2009 vs 2008 2010 vs 2008
Frag
%BA
0.4
-21.7% 137,395
5.4
152,616
6.1
144,320
5.7
6.8
-10.3%
2.7
123,440
4.9
106,431
4.2
68,912
7. CONCLUSIONES
Tabla N° 5: Variación de la Fragmentación
La Tabla N° 5 muestra un incremento de 6.1% de tonelaje en el circuito de secundario y terciario entre los años 2009 vs 2008, esto se debe a la disminución de 21.7% de andesita (29.5% en el 2008 respecto al 7.9 % del 2009). Así mismo muestra un aumento de 4.9% en el tonelaje respecto a los años 2010 vs 2008, esto por la mejora en la fragmentación (94.5 % 2010 respecto 88% 2008) y por una disminución en el %andesita (19.2 % en 2010 y 29.5% en el 2008). Con los modelos encontrados se procedió a realizar la simulación para ver el efecto de incremento solo de la fragmentación manteniendo constante el % de Andesita. Los resultados son mostrados en la tabla N° 6 Circuito Primario
Diferencias
Años
Frag
2009 vs 2008
0.4
2010 vs 2008
6.8
%BA
TM Mes
-21.7% 137,395
0.0%
3,537
% Dif Rel
Circuito Secundario y Terc TM Mes % Dif Rel
Molinos TM Mes
%Dif Rel
5.4
152,616
6.1
144,32 0
5.71
0.1
52,439
2.1
38,934
1.5
Tabla N° 6: I ncremento por fragmentación
Los cálculos de la tabla N° 6 indican que existe un incremento de 2.1% en el circuito de chancado secundario y terciario, esto debido al mejoramiento de la fragmentación en 6.8%.
Las cámaras de aire se emplean como cámaras intermedias y de fondo. Las primeras para reducción de carga y aumento de fragmentación y la de fondo para disminuir la posibilidad de sobre excavación en bancos con sectores de rocas inestables. La técnica de cámaras de aire intermedia optimiza los resultados de la voladura obteniendo 7% más de velocidad de excavación de la pala y 98.6% en Malla -30 cm. De la fragmentación. Debido a los buenos resultados obtenidos, actualmente se aplica para todos los disparos (mineral y desmonte). La roca bien fragmentada conlleva a menores tiempos de carga y menores costos de operación. Los explosivos explosivos son la energía más barata para fragmentar la roca y ofrecer un producto más fino a las etapas de trituración y molienda. La mejora en la fragmentación significó un incremento de tonelaje en trituración primaria de 1.7 tm por vagón, lo que equivale a 54,825 tm molidas/mes. El beneficio mensual alcanzado fue de US$ 728,823.
REFERENCIAS Morell, S. “Mine-to-Mill” Documento técnico JKTech
(JKMRC Commercial Division), Brisbane Australia Franklin, J.A., Katsabanis, T. 1996 “Measurement
of Blast Fragmentation. Proceedings of the
9
ANEXOS
10
ANEXO N°1 – BASE DE DATOS ENERO 2007 – ABRIL 2011
Año
Mes
TM Prim
TMSec %
Fragm pasante a 30 cm
TM Mol
WiBond
RHI
+1/2"
Malla 65
2007
Ene
2,521,656
2,471,410
79.11
2,430,523
15.1
16.48
4.7
20.3
2007
Feb
2,121,526
2,109,723
78.95
2,143,344
15.2
16.36
5.6
19.2 1 9.2
2007
Mar
2,362,566
2,368,660
77.05
2,394,338
15.2
16.43
6.2 6. 2
19.9
2007
Abr
2,237,491
2,355,346
76.11
2,296,035
16.3
15.96
6.4
20.2 2 0.2
2007
May
2,436,775
2,412,716
83.82
2,412,728
14.8
15.93
7.3 7 .3
18.9 1 8.9
2007
Jun
2,386,702
2,386,209
81.09
2,325,549
15.7
15.82
7.2
21.1
2007
Jul
2,528,246
2,482,013
85.8
2,510,508
15.2
15.44
7.5
20.6
2007
Ago
2,233,909
2,262,092
82.17
2,252,396
15.2
15.02
7.4
21.3
2007
Set
2,317,478
2,339,426
89.66
2,329,858
15.6
16
6.9
21.5
2007
Oct
2,415,631
2,425,875
81.84
2,422,998
15.9
15.85
7.3
20.6 2 0.6
2007
Nov
2,284,337
2,315,308
80.75
2,358,057
15.5
15.34
7.5 7. 5
19.5
2007
Dic
2,463,507
2,471,044
84.33
2,475,653
15.6
15.39
8.7
19.5
2008
Ene
2,380,506
2,358,262
87.75
2,380,506
16.9
16.51
8.4
19.2
2008
Feb
2,387,721
2,339,923
84.28
2,387,721
15.6
15.74
8.2
17.4 1 7.4
2008
Mar
2,615,402
2,670,743
88.36
2,615,402
15.1
15.73 15. 73
7
18.7
2008
Abr
2,264,042
2,260,092
91.69
2,264,042
15.2
15.25
7.4
19.5 1 9.5
2008
May
2,491,889
2,580,994
88.34
2,491,889
16
15.56
7.7
20.4
2008
Jun
2,555,753
2,451,552
80.54
2,555,753
16.9
15.94 1 5.94
7.7
20
2008
Jul
2,340,144
2,374,655
87.39
2,340,144
16.1
15.42 1 5.42
7.3
18.3
2008
Ago
2,648,975
2,578,502
86.74
2,648,975
16.2
15.49
8.1
19.4
2008
Set
2,611,197
2,523,823
86.85
2,611,197
15.9
15.44 15. 44
7.9
20
2008
Oct
2,634,062
2,715,284
86.69
2,634,062
15.8
14.86
7.9
20.6 2 0.6
2008
Nov
2,693,205
2,691,974
92.24
2,693,205
15.2
14.59
7.2 7. 2
20.9
2008
Dic
2,752,348
2,695,587
78.17
2,693,995
14.5
14.87
6.5
21.3
2009
Ene
2,731,425
2,729,080
92.99
2,713,973
15.1
14.8
7.9
21
2009
Feb
2,382,187
2,409,518
85.91
2,441,187
15.1
14.8
8
20.2
2009
Mar
2,827,401
2,753,613
88.65
2,704,311
15.3
15.51
7.4 7. 4
20.7
2009
Abr
2,678,159
2,735,877
83.69
2,720,880
15.5
15.7
7
25.8
2009
May
2,530,707
2,498,527
91.25
2,480,227
15.6
15.22
7.5 7 .5
24.8 2 4.8
2009
Jun
2,723,840
2,751,008
87.13
2,691,040
15.8
14.46
7.6
24.4
2009
Jul
2,701,791
2,795,023
90.58
2,766,534
15.4
14.77 1 4.77
7.2
23.3
2009
Ago
2,774,692
2,767,049
86.89
2,787,757
15.9
14.58
7.4
23.2
2009
Set
2,687,860
2,649,873
85.24
2,627,373
16
15.55
7.3
22.8
2009
Oct
2,699,686
2,749,083
87.88
2,726,968
16.1
15.54
7.1
23.8 2 3.8
2009
Nov
2,580,706
2,667,201
86
2,667,204
15.7
15.12
7.5
23.5
2009
Dic
2,711,640
2,767,329
89.38
2,721,279
15.7
15.43
6.9
24.2
2010
Ene
2,755,421
2,715,079
92.34
2,700,298
15.9
15.99
6.7
24.1
2010
Feb
2,561,631
2,432,552
91.17
2,368,006
16.1
16.22
7.5
24.3 2 4.3
2010
Marzo
2,600,519
2,792,591
99.49
2,781,772
15.6
15.71
7.3
24.3
2010
Abril
2,589,555
2,675,185
95.03
2,681,280
16.1
15.19
7
23.9
11
ANEXO N° 2 ANÁLISIS ESTADÍSTICO ESTADÍSTICO DE VARIABLES VARIABLES EVALUADAS EVALUADAS Análisis Estadístico
TM Prim TMSec %
Mean
2,530,557 2,538,245
Standard Error
Fragm pasante Rec TM Mol WiBond RHI +1/2" Malla 65 ANDESITA LATITA a 30 cm Cu 86.33
2,531,224
15.6
15.5
7.3
21.3
85.8
24.7%
57.3%
28,151
29,031
0.81
27,711
0.1
0.09
0.1
0.3
0.3
2.7%
2.0%
178,041
183,608
5.10
175,262
0.5
0.5
0.7
2.1
1.6
16.90%
12.5%
Standard Deviation Minimun
2,121,526 2,109,723
76.11
2,143,344
14.5
14.5
4.7
17.4
82.6
0.30%
36.9%
Maximun
2,827,401 2,795,023
99.49
2,787,757
16.9
16.5
8.7
25.8
89.7
57.70%
80.9%
Correlación TM Primaria vs %Fragm. 2,900,000 2,800,000 2,700,000 2,600,000 a i r a 2,500,000 m i r P 2,400,000 M T 2,300,000
y = 14892x + 1E+06 R² = 0.1823
2,200,000 2,100,000 2,000,000 70
75
80
85
90
95
100
105
Fragmentación (%)
Correlación TM Molinos vs TM Primaria 2007-2010 2,900,000 2,800,000 2,700,000 s 2,600,000 o n i l o 2,500,000 M 2,400,000 M 2,300,000 T 2,200,000
y = 0.9239x + 193270 R² = 0.8809
2,100,000 2,000,000 2,000,000
2,200,000
2,400,000
2,600,000
2,800,000
3,000,000
TM Primaria
12
Correlación TM Molino vs %Fragmentación %Fragmentación 2,900,000 2,800,000 2,700,000
o 2,600,000 n i l o 2,500,000 M 2,400,000 M T 2,300,000
y = 16327x + 1E+06 R² = 0.2261
2,200,000 2,100,000 2,000,000 70
75
80
85
90
95
100
105
Fragmentacion (%)
13
14
15
