UNIVIERSIDAD DE SANTIAGO DE CHILE
Diseño y Planificación Proyecto Mina Macumba Proyecto Cielo Abierto TAMAYA CONSULTING 04/07/2012
Resumen Ejecutivo Previo a la planificación minera es necesario tener un diseño operativo de las fases, que en particular para la Mina Macumba son 5 fases, en el cual, la fase 1 es la que contiene la mayor cantidad de reservas mineras de cobre en forma de óxidos en casi su totalidad, por el contrario, la fase 5 es la que contiene mayor cantidad de reservas mineras de cobre en forma de sulfuros. Cabe destacar que la ley crítica de diseño para los óxidos es 0.24 % y 0.41 % para los sulfuros, sin embargo, para la planificación minera se usaron las leyes de corte marginales, que para el caso de los óxidos es 0.25 % y 0.56 % para los sulfuros. La planificación minera se creó de tal manera que el stripping sea lo más breve posible con el objetivo de llegar lo más rápido posible al mineral, que para la Mina Macumba representa 57 Millones de toneladas a un ritmo de extracción de 35 Millones de toneladas por año, teniendo una duración de 19 a 20 meses. Considerando el diseño de las fases, una vez realizado el prestripping, se debe empezar a explotar primero la fase 1 en conjunto con las fases 2 y 3, debido a que las fases 2 y 3 se pueden interpretar como expansiones de la fase 1, pero para el primer año de operación de la mina se debe remover una gran cantidad de estéril en la fase 1 y una menor medida de estéril en la fase 4, con una extracción de 1.12 Millones de toneladas de mineral de óxido de cobre, en consecuencia, el ramp up es de 1 año de duración. Entre el Año 2 y Año 6 se tiene una alimentación a plena capacidad de la planta de oxido de cobre (Lixiviación), por el contrario, la planta de sulfuros empieza a operar desde el Año 4 con gran holgura en la operación hasta el Año 6. En el Año 7 y Año 8 hay una gran cantidad de manejo de mineral de cobre tanto en la forma de óxido como de sulfuro, en el cual las plantas de concentración no son capaces de procesar todo el mineral, por lo tanto, hay una gran cantidad de manejo de mineral hacia el stock, dejando para el Año 9 y Año 10 el envío de mineral de óxido y sulfuro de cobre hacia las respectivas plantas de concentración a plena capacidad. Los equipos de carguío son 2 palas hidráulicas (TEREX RH 120-E), 2 cargadores frontales CAT 994 y 1 cargador frontal CAT 993-C. La flota de camiones necesaria para poder mover todo el material planificado, va desde 14 camiones en el prestripping hasta 19 camiones como peak en el último año de operación en la mina, con una camión de reserva, por lo tanto, se deberá invertir 20 camiones mineros del modelo modelo CAT 992-C de 123 toneladas métricas de capacidad. Los equipos de apoyo se calcularon por fórmulas empíricas y estudios comparativos.
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Contenido
Resumen Ejecutivo .............................................................................................................................. 2 Introducción ........................................................................................................................................ 4 Diseño Fases ........................................................................................................................................ 5 Cubicaciones........................................................................................................................................ 7 Plan Minero ....................................................................................................................................... 10 Plan Resumido ............................................................................................................................... 19 Plan Detallado ............................................................................................................................... 21 Dimensionamiento de flota............................................................................................................... 25 Equipos de Carguío........................................................................................................................ 25 Equipos de Transporte .................................................................................................................. 26 Perforadoras.................................................................................................................................. 28 Equipos de apoyo .......................................................................................................................... 29 Conclusiones y Recomendaciones .................................................................................................... 30 Anexos ............................................................................................................................................... 31 Cubicaciones.................................................................................................................................. 31
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Introducción El presente entregable tiene como objetivo establecer la planificación de largo plazo para el proyecto de Mina Macumba a partir del diseño de fases. El proyecto se encuentra en una etapa de estudio de pre – factibilidad correspondiente al estudio de ingeniería conceptual, con una duracion de aproximados 10 años hasta la obtención del último cátodo de cobre. El diseño de fases para esta etapa se considera como un input de entrada sobre los cuales se realiza la cubicación de material banco a banco para cada una de las 5 fases involucradas, es decir, determinar la cantidad de mineral y estéril junto a la ley media asociada. El yacimiento considera minerales de óxidos y sulfuros secundarios, con lo que la planificación debe considerar este escenario, de manera tal que se deben definir dos leyes de corte, que por la envergadura del proyecto, el cálculo de las mismas se realiza mediante análisis marginal usando el criterio de Vickers, asegurando la obtención del máximo beneficio económico. Entonces como resultado se tiene el plan minero, que de manera sencilla se resume como el “donde y en que cantidad se debe explotar por período”.
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Diseño Fases De acuerdo a lo solicitado por el cliente, se tomaron las siguientes consideraciones. La fase 1 se procedió a realizar con una duración de 3 años, debido a que en el primer diseño este tuvo una duración de 6 anos y se diseño según la pit shells económicas de la última fase, pero cumpliendo con la restricción de 3 años por fase, con los siguientes parámetros:
Parámetros de diseño Parámetro valor unidad Angulo talud banco 70 grados Altura banco 10 m Berma banco 5 m Desacople 30 m Angulo global 45 grados tabla1 parámetros de diseño fase1 / Imagen1 referencial de la fase1
En la fase 2 se cumplieron los mismos parámetros, pero con una duración de 2 años, este duro menos ya que si se realizaba en 3 años el rajo solo tendría tres fase y estas serian de grandes dimensiones, por lo cual se diseño para dos años :
Parámetros de diseño Parámetro valor unidad Angulo talud banco 70 grados Altura banco 10 m Berma banco 5 m Desacople 30 m Angulo global 44 grados tabla2 parámetros de diseño fase2 / Imagen2 referencial de la fase
En la fase 3 y 4 se realizo el mismo procedimiento, respetando el tiempo de 2 años para cada fase, cabe destacar que este y las fases anteriores están en la cota más baja de pit óptimo, por lo cual en la fase 5 se saca el último material económicamente extraíble, con los siguientes parámetros:
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Parámetros de diseño Parámetro valor unidad Angulo talud banco 70 grados Altura banco 10 m Berma banco 5 m Desacople 30 m Angulo global 42-45 Grados Tabla3 parámetros de diseño fase3 y 4 / Imágenes3 y 4 referenciales de cada fase
En la fase 5 se realizo una profundización del rajo, para sacar el mineral que no fue sacado en las fases anteriores, pero esta fue más selectivo, por lo cual el ángulo de talud global baja considerablemente, con los siguientes parámetros Parámetros de diseño Parámetro valor unidad Angulo talud banco 70 grados Altura banco 10 m Berma banco 5 m Desacople 30 m Angulo global 35-37 Grados Tabla4 parámetros de diseño fase 5 / Imagen5 referencial de la fase
A modo de resumen se muestra la siguiente imagen con las fases del rajo Macumba, y con los volúmenes asociados a cada fase
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Imagen6 vista de fases de mina Macumba
Imagen7 vista en planta fases a partir de los solidos e Imagen8 vista isometrica
Cubicaciones Con el diseño de fases realizado, es necesario generar las cubicaciones de las mismas. Estas se realizan sobre los volúmenes de material relativos a cada fase. El objetivo de la cubicación es obtener la cantidad de material sobre y bajo cierta ley de corte, discriminando el material que es considerado como mineral y el considerado como estéril. Como primera aproximación se efectúa el cálculo de leyes críticas, tanto para minerales de óxidos como para minerales de sulfuros secundarios. Los parámetros económicos de entrada para el cálculo se resumen en la tabla5.
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Parámetros Económicos Costo Mina Costo Lixiviación Recuperación proceso Costo Venta Precio metal
OXIDOS
SULFUROS SECUNDARIOS
1.2 3.9 72 1.16 2.5
1.2 6.7 65 1.16 2.5
US$/t US$/t % US$/lb US$/lb
Tabla5: Parámetros económicos
Usando la relación planteada se obtienen las leyes críticas para óxidos y sulfuros.
LEYES CRÍTICAS (%) OXIDOS SULF. SEC.
0.24 0.41
Tabla6: Leyes criticas
Ahora bien, asumiendo que el presente entregable corresponde al paso previo a la evaluación económica (y financiera) del proyecto Mina Macumba, la consultora TAMAYA recomienda establecer una política de leyes de corte marginal, que garantice la extracción de mineral que genere el máximo beneficio económico. Para el cálculo, se utilizan los mismos parámetros económicos, incluyendo esta vez los costos fijos estimados de la operación. Se considera en esta etapa de ingeniería aceptable la estimación de dichos costos, equivalentes al 10% de los Costos Directos de la operación. Se muestra la expresión que permite el cálculo de ley de corte marginal, considerando como proceso limitante (en tiempo) la planta de procesamiento. Es importante señalar que es necesario definir dos leyes de corte en el problema.
(
)
LEYES DE CORTE MARGINAL (%) OXIDOS SULF. SEC.
0.25 0.56
Tabla7: Leyes de corte marginal, según Vickers
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Mediante el software VULCAN se realizan las cubicaciones de material por banco. El reporte total se muestra en la sección anexos y permite el detalle de cada fase por banco, entregando la cantidad de mineral y estéril (oxido, sulfuro, o ambos casos según corresponda). La tabla8 resume los datos de las cubicaciones por fase, según los distintos tipos de material. Esta información es el primer paso para la planificación, ya que permite comenzar a dimensionar y estimar la magnitud del proyecto, asociando los tonelajes a los equipos y velocidades de extracción recomendables para Mina Macumba. Junto a esto, se obtiene de manera directa la capacidad que debe albergar el/los botadero/s, asumiendo que ser generara de estéril y sobrecarga. Tabla8: Resumen de cubicación por fase CUBICACIÓN
OXIDOS SULFUROSSECUNDARIOS OXIDOS CON SS SOBRECARGA LASTRE ESTERIL
FASE 1
FASE 2
FASE 3
FASE 4
FASE 5
TOTAL
ton
14,585,157
8,265,855
5,373,292
3,067,829
ton
2,712,875
2,298,407
ton
1,077,822
1,427,462
ton
46,079,385
33,286,827
30,561,941
28,096,196
0.00
138,024,348
ton
45,503,887
21,061,522
24,911,095
32,537,457 4,712,576.84
128,726,538
0.00
31,292,132
916,661
537,283 7,423,086.53
13,888,313
5,270,209
9,958,687 4,137,955.44
21,872,136
Las dimensiones del botadero que asegura la capacidad del estéril mas sobrecarga son: 1368 X 1125 m2 de área basal y 250m de altura, con un ángulo de 37°, bancos de 10m con bermas de 5m. Imagen9: Botadero de torta
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Plan Minero Previo a indicar el plan minero correspondiente a Mina Macumba, es necesario recordar los input de entrada que restringen la planificación. Estas son las capacidades de movimiento de material desde la mina y de procesamiento de mineral, de 35MTPA y 9.6 MTPA respectivamente, de las cuales 6MTPA corresponden a la capacidad de procesamiento de óxidos, y 3.6MTPA de sulfuros secundarios. A partir de las cubicaciones es posible inferir la gran sobrecarga de lastre que existe, y que restringe el acceso a mineral. Dado esto, se considera un periodo de pre – Stripping de 1.6 años, que permite descubrir el mineral de la fase 1 y bajar el lastre de las fases 2 y 3, siendo capaz de remover en este periodo 57Mton de sobrecarga. Este periodo se considera suficiente para la construcción de la infraestructura necesaria para la operación, junto a la construcción de la planta de procesamiento de óxidos. Imagen10: Foto Pre - Stripping
Así entonces, el movimiento de material estéril – sobrecarga de lastre – tiene una duracion de aproximados 1.6 años y ataca fundamentalmente la fase 1 hasta despejar mineral y removiendo lastre de las fases 2 y 3. Para el período 1 se logra la extracción de 1.1Mton de óxidos de la fase 1 – ramp up –, mientras se remueve en desarrollo la sobrecarga de lastre de la fase 4.
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Imagen11: Foto año 1. Vista en planta de mina y botadero
Imagen12: Foto año 1. Mina y Botadero con el estéril acumulado hasta el año1
Para el año 2, se logra la extracción de mineral de óxidos desde la fase 1 capaz de colmar la capacidad de planta de óxidos al extraer poco mas de 6Mton, dejando en stock el exceso. A su vez, se sigue removiendo estéril desde la fase 2.
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Imagen13: Foto año 2. Mina más botadero con el estéril acumulado al año 2.
En el año 3, se extrae mineral de oxido desde la fase 1 y fase 2 en menor cantidad, logrando cumplir la capacidad de lixiviación, dejando en stock el material diferencial. De igual manera, con la capacidad disponible se desarrolla la fase 3 removiendo sobrecarga de lastre. Imagen14: Foto mina año 3.
Para el periodo 4, se extrae el ultimo banco netamente de óxidos desde la fase 1, y dos bancos (2370 y 2360) desde los que se obtiene tanto mineral de óxidos como de sulfuros secundarios (1.1Mton), que serán estoqueados hasta lograr la cantidad necesaria para empezar su procesamiento. Además desde la fase 2 se continua extrayendo mineral de oxido explotando 5 bancos. Con la capacidad disponible se desarrolla la remoción de lastre desde la fase 4, logrando bajar 5 bancos.
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Imagen15: Foto año 4. Énfasis en explotación de medio banco.
Imagen16: Foto año 4. Mina más botadero con estéril acumulado a la fecha.
El periodo 5 sigue la misma lógica, explotando la fase 2 bajando 4 bancos (de los cuales el último entrega tanto oxido como sulfuro que es estoqueado junto al material del año anterior), pero haciendo énfasis en la explotación de la fase 3 permitiendo bajar 9 bancos de mineral de oxido que permiten colmar la capacidad de óxidos, estoqueando el diferencial.
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En este año, se debe considerar el inicio de la construcción de la planta de procesamiento para sulfuros secundarios, ya que el stock permite una puesta en marcha aceptable para el año 6, procesando 1.5Mton de sulfuros hasta lograr en el año 7 su pick de procesamiento de 3.6MTPA. Imagen17: Foto año 5
Imagen18: Foto año 5.
El año 6 es de especial importancia, ya que tempranamente se pone en marcha el funcionamiento de la planta de lixiviación de sulfuros secundarios con el material desde STOCKSS. La explotación de mineral corre por parte de las fase 2 y fase 3 (ambos casos de óxidos mas sulfuros). Finalmente, con la gran capacidad disponible es posible remover todo el estéril restante desde la fase 4, bajando 5 bancos. Desde este momento, todo el mineral ha sido descubierto.
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Imagen19: Foto año 6.
Imagen20: Foto año 6.
En el año 7, ambas plantas de procesamiento estan al tope de capacidad, logrando estoquear los minerales de óxidos y sulfuros. La explotación durante este periodo es dinámica ya que se trabaja en las 4 fases, permitiendo consumir completamente la fase 1, fase 2, y fase 3 desde las que se obtiene óxidos mas sulfuros, y generando una explotación grande en la fase 4 logrando consumir los últimos 7 bancos solo de óxidos, luego desde este momento, se ha agotado el mineral de oxido, dando paso solo a la explotación de óxidos mas sulfuros secundarios desde las fase 4 y 5.
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Imagen21: Foto año 7. Botadero con material acumulado a la fecha.
Imagen22: Foto año 7 con botadero.
Año 8 corresponde al último año de producción de mina, ya que con la capacidad disponible es posible consumir el restante de la fase 4 y la fase 5 por completo (9 bancos). Se genera un STOCKOX de 8Mton de óxidos y 4.4Mton de sulfuros. Luego, permite el procesamiento durante el periodo 9 a plena capacidad de procesamiento en ambos casos, para dar paso al año 10 como ramp – down.
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Imagen23: Foto año 8. Pit Final operativo. Vista planta.
Imagen24: Foto año 8. Pit Final operativo.
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Imagen25: Foto año 8. Pit Final operativo.
Estas decisiones se basan en lo poco recomendable de fomentar una re – inversión de aumento de capacidad para los últimos años que eviten solo el procesamiento de mineral y no la explotación desde la mina. Imagen26: Foto año 8. Pit final operativo junto a botadero final de torta.
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Plan Resumido El plan de producción resumido que se confeccionó define el mineral de oxido a chancado por período, su ley asociada y el cobre fino mina que se obtiene del mineral por año, especificaciones que se replican en los sulfuros. Además se detalla el estéril movido y los stocks de óxidos y sulfuros. TOTAL OXIDO - CHANCADO
ton % CuT
COBRE FINO DE MINA SULFURO SECUNDARIO - CHANCADO
COBRE FINO DE MINA WASTE STOCK OXIDO STOCK SULFURO SECUNDARIO TOTAL MATERIAL TOTAL COBRE FINO DE MINA OXIDO COBRE FINO PROCESADO SULFURO COBRE FINO PROCESADO MOVIMIENTO TOTAL REM
1
PLAN MINERO DE LARGO PLAZO 2 3 4
5
6
7
1,120,800 0.69
6,005,824 0.89
6,571,473 0.76
6,310,082 0.88
6,944,308 0.84
14,096,642 0.86
49,824
55,464.29 1,388,095 1.23
58,676 3,547,738 1.01
121,282 7,960,370 1.11
28,055,568 571,473 257,491 34,884,533 49,824 45,491 99,670 4.3
17,045.32 28,538,490 310,082 130,919 34,979,491 72,510 52,739 17,045 99,941 3.7
35,964 23,117,740 944,308 78,657 34,470,978 94,640 50,697 36,493 98,489 2.2
88,335 10,253,424 8,096,642 4,360,370 32,310,436 209,617 51,622 39,949 92,316 0.5
7,763
ton ton % CuT ton ton ton ton ton ton ton tpd
6,021,969 0.81
53,414
-
-
6,093,168 0.76
48,984
46,389
-
33,873,831 -
28,985,843 5,824
28,971,121 21,969
34,994,631 7,763 7,763 99,985 30.2
34,991,668 53,414 53,363 99,976 4.8
34,993,090 48,984 48,805 99,980 4.8
27,728,480 93,168.41 1,130,604 34,952,252 46,389 45,679 99,864 4.6
-
8
En la siguiente tabla se muestra la alimentación anual de mineral oxidado a la planta de óxidos, considerando la ley media anual de cada período.
Plan Produccion Oxidos
% CuT
7
1.00 0.90
Extracción Oxidos (MTon)
6
0.80 5
0.70 0.60
4
0.50 3
0.40 0.30
2
0.20 1
0.10
0
0.00 1
2
3
4 Período 5
6
7
8
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La siguiente tabla indica el estéril a remover, considerando el mineral de óxidos enviado a la planta, junto al estéril removido.
Esteril - Alimentación OX por periodo 40
1.00
35
0.90 0.80
30
0.70
25
0.60
20
0.50
15
0.40 0.30
10
0.20
5
0.10
0
0.00 1
2
3
4
PROCESAMIENTO OX (Mton)
5
6
ESTERIL (Mton)
7
8
LeyMedia CuT (%)
La tabla resumen detalla el estéril a mover, los minerales oxidados enviados a planta y los sulfuros enviados a la planta en períodos anuales (se debe considerar que hay mineral oxidado y sulfurado que es enviado a stock).
Esteril - Alimentación LIX por periodo 40 35 30 25 20 15 10 5 0
1.00 0.80 0.60 0.40 0.20 0.00 1
2 LIX_OX (Mton)
3
4 ESTERIL (Mton)
5
6 LIX_SS
7
8
LeyMedia CuT (%)
20
Plan Detallado A continuación se presenta el detalle de movimiento de material (estéril más mineral) de cada fase por cada año de proyecto.
MOVIMIENTO DE MATERIAL DE CADA FASE POR PERIODO Períodos
FASES 1 2 3 4 5
1 33,377,876 1,616,755 -
4
5
6
14,153,589
2
8,053,211
5,730,626
-
-
20,838,079
12,793,796
15,080,690
8,448,265
14,146,083
4,664,526
26,436,269
-
3
-
-
9,476,411
-
-
-
-
-
7
8
2,564,439
-
1,241,989
3,861,438
-
10,001,568
4,858,830
23,735,934
23,186,270
-
-
16,036,817 16,273,619
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El plan minero detallado define para cada período, cada fase a explotar, detallando el banco a extraer, su mineral (diferenciando entre óxidos y sulfuros aquellos bancos que contengan ambos), la ley media de dicho mineral y el estéril removido de cada banco.
PLAN MINERO DETALLADO: FASE/BANCO Período
Fase
1 1 4
1 2 2
1
3
2
3
Banco 2510 2500 2490 2480 2470 2460 2640 2630 2620 2450 2440 2430 2420 2540 2530 2520 2510 2500 2410 2400 2390 2500 2490 2480 2470 2460 2560 2550 2540 2530
Ore (Ton) 2,400 19,200 43,200 192,000 350,400 513,600 0 0 0 684,718 1,403,123 1,956,096 1,961,887 0 0 0 0 0 1,907,842 1,956,351 2,106,225 0 0 0 24,000 27,552 0 0 0 0
% CuT 0.52 0.47 0.38 0.66 0.71 0.73 0.00 0.00 0.00 0.97 1.10 0.90 0.70 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.68 0.82 0.94 0.00 0.00 0.00 0.36 0.57 0.00 0.00 0.00 0.00
Waste (Ton) 7,276,582 6,692,545 5,991,409 4,557,457 4,097,041 3,642,042 378,412 576,578 807,030 3,194,277 2,260,985 1,478,895 1,213,607 3,913,918 4,299,007 4,642,728 4,496,998 3,485,428 1,008,593 721,774 352,427 817,569 4,145,840 3,409,522 3,168,681 1,200,631 3,573,003 3,660,656 3,526,316 3,386,107
22
1
2 4 3
4
2
5 3
2
3 6
4
2380 2370 2370 2360 2360 2460 2450 2440 2430 2420 2410 2520 2510 2610 2600 2590 2580 2570 2400 2390 2380 2370 2370 2510 2500 2490 2480 2470 2460 2450 2440 2430 2420 2360 2360 2410 2400 2390 2380 2380 2560 2550 2540 2530 2520 2510 2500
1,488,115 639,663 384,913 273,823 745,691 39,648 77,235 139,986 808,834 1,276,352 1,349,513 0 0 0 0 0 0 0 1,512,777 1,547,101 1,462,857 681,606 257,491 0 0 48,000 49,226 41,449 31,811 2,414 74,331 375,176 744,725 312,394 67,466 950,118 1,304,330 1,751,712 1,947,152 63,452 0 0 0 0 0 40,800 3,576
0.91 0.76 1.35 0.79 1.24 0.57 0.53 0.51 0.71 0.76 0.67 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.69 0.82 0.79 0.81 0.92 0.00 0.00 0.46 0.71 0.78 0.78 0.50 0.55 0.71 0.73 0.81 1.13 0.73 0.80 0.94 0.96 1.33 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.61 0.43
679,619 845,589 673,213 1,727,738 2,786,659 2,602,788 1,859,796 1,303,781 1,108,361 3,243,057 1,421,469 1,107,823 1,496,622 1,704,073 2,329,797 2,838,096 2,343,354 2,171,659 2,038,456 1,894,795 1,737,351 3,088,058 2,953,781 2,745,886 2,703,552 2,662,904 2,640,397 2,525,413 2,199,769 1,812,025 862,128 1,577,146 1,203,151 741,893 462,614 3,134,023 3,290,641 3,381,808 3,490,792 3,560,503 3,592,374 3,241,418
23
1
2
7 3
4
4
8
5
2350 2350 2340 2340 2350 2350 2340 2340 2330 2330 2370 2370 2360 2360 2500 2490 2480 2470 2460 2450 2440 2430 2420 2420 2410 2410 2400 2400 2390 2390 2380 2380 2370 2370 2360 2360 2350 2350 2340 2340 2330 2330 2320 2320 2310 2310 2300 2300 2290 2290 2280 2280 2270 2270
142,379 861,191 21,958 721,080 203,293 212,196 169,173 567,051 60,994 1,194,202 1,752,800 307,573 1,570,257 545,637 488 144,478 121,651 192,410 554,969 676,105 632,918 700,434 772,532 164,288 1,380,120 47,025 1,704,862 65,551 1,567,685 18,992 1,624,637 66,846 1,586,340 99,059 1,322,511 75,524 1,765,272 585,547 1,144,965 498,694 809,010 534,856 316,800 1,768,869 101,909 1,353,958 0 1,124,966 0 1,070,289 0 313,293 0 172,615
0.90 1.05 0.75 1.02 0.90 1.25 0.91 1.30 0.83 1.34 0.94 1.05 0.91 1.04 0.43 0.33 0.36 0.90 0.78 0.81 0.69 0.83 0.83 0.96 0.80 0.90 0.85 0.91 0.82 1.10 0.81 0.91 0.89 0.84 0.87 0.77 0.94 1.06 0.86 1.08 0.90 1.19 0.94 1.21 1.02 1.09 0.00 1.04 0.00 1.07 0.00 1.31 0.00 1.16
507,796 310,036 721,205 476,089 257,233 434,267 248,296 442,012 3,580,145 3,327,831 3,162,206 2,729,759 2,390,970 2,340,716 2,189,179 1,896,441 1,143,960 754,396 651,792 480,664 317,282 296,313 622,664 808,457 862,949 1,053,173 719,422 347,029 236,790 37,785 24,307
24
Dimensionamiento de flota Considerando los movimientos de materiales del presente plan y altura de los bancos, se han considerado para el carguío palas hidráulicas y cargadores frontales, mientras que para el transporte camiones de 123 toneladas métricas de capacidad. Para el cálculo se empleó la definición de índices operacionales del método ASARCO, se supone una jornada de trabajo de 8 horas por día con tres grupos y 365 días de operación al año. A continuación se entregan los resultados de los requerimientos de flotas de equipos:
Equipos de Carguío Según la altura de los bancos (10 m) y movimiento de materiales se escogió un modelo de pala hidráulica (TEREX RH 120-E), y dos modelos de cargadores frontales (CAT), que se especifican a continuación: TEREX RH 120-E
CARGADOR CAT 994
CARGADOR CAT 993-K
Baldada (m3)
16.5
18
14
Densidad (ton/m3)
2.5
2.5
2.5
Esponjamiento
0.3
0.3
0.3
Tonelaje Baldada (ton)
31.7
34.6
26.9
Factor de Llenado
0.9
0.8
0.8
UT
0.83
0.72
0.72
DF
0.8
0.8
0.8
FO
0.75
0.72
0.72
Rendimiento (ton / hora efectiva)
1280
591
459
25
De acuerdo al rendimiento efectivo y movimiento de material por año se calcula la flota de palas y cargadores por año, como se muestra a continuación:
Pre Stripping
Año 1
Año 2
Año 3
Año 4
Año 5
Año 6
Año 7
Año 8
TEREX RH 120-E
2
2
2
2
2
2
2
2
2
CARGADOR CAT 994
2
2
2
2
2
2
2
2
2
CARGADOR CAT 993-K
1
1
1
1
1
1
1
1
0
Equipos de Transporte Debido a principalmente a la altura del banco (10 metros) y un movimiento de material en torno a los 35 MTPA, se consideraron camiones de carga 123 Ton métricas del modelo CAT 992-C. La flota necesaria para el proyecto son 19 camiones como máximo, sin embargo, siempre es necesario tener al menos 1 camión en reserva, por lo tanto, serían 20 camiones en total. El detalle del cálculo a modo de ejemplo, es para el pre - Stripping, no obstante, para los años operativos el input que va cambiando y va en aumento es la distancia de transporte, en cambio, los demás parámetros se consideraron constantes. TEREX RH 120E
CARGADOR CAT 994
CARGADOR CAT 993K
Baldadas
4
4
5
T carguío (seg)
160
280
350
Distancia (km)
1
1
1
Velocidad Media IDA (km/hora)
18
18
18
T ida (seg)
200
200
200
26
T descarga (seg)
180
180
180
Velocidad Media REGRESO (km/hora)
26
26
26
T regreso (seg)
138
138
138
Tiempo Ciclo (horas)
0.19
0.23
0.25
Factor de Llenado
0.95
0.95
0.95
UT
0.75
0.75
0.75
DF
0.83
0.83
0.83
FO
0.85
0.85
0.85
Rend (ton / hora efectiva)
286.94
244.87
225.57
Con el rendimiento efectivo de los camiones se puede estimar la flota necesaria para cumplir con el plan minero. El detalle de la flota necesaria por año es la siguiente: Pre Stripping
Año 1
Año 2
Año 3
TEREX RH 120-E
3
3
3
3
3
3
4
4
5
CARGADOR CAT 994
5
6
6
6
6
6
6
6
6
CARGADOR CAT 993-K
6
7
7
8
8
8
8
8
8
TOTAL
14
16
16
17
17
17
18
18
19
Año 4 Año 5 Año 6 Año 7
Año 8
27
Perforadoras La perforadora dada la geometría del banco es una perforadora de la empresa de Atlas Copco, cuyo modelo es DM25SP. Las especificaciones técnicas por catálogo son:
Modelo
DM25SP
Diámetro Barreno (mm)
100
Velocidad de rotación (m/s)
0.36
RPM
0-100
Longitud Máxima Barrenado (m)
15
Cabe destacar que dado la velocidad de rotación y diámetro del barreno se puede estimar la frecuencia, en efecto, para este modelo es 69 RPM. Para diseñar la malla de perforación, requiero de fórmulas empíricas. Las ecuaciones a utilizar son: (1) (2) (3) Resolviendo las ecuaciones la malla de disparo es de 3.7 metros de Burden, 1 metro de pasadura y 4.5 metros de espaciamiento. A continuación se realizan los siguientes cálculos:
Se puede estimar la velocidad máxima de perforación mediante la siguiente ecuación: (
) ( (
) )
28
Agregamos los índices operacionales: 1. DF = 0.75 2. UT = 0.8 3. FO = 0.85 Finalmente el número de perforadoras necesario para cumplir la producción es 4.
Equipos de apoyo Se emplea formulas empíricas para determinar la flota necesaria de equipos de apoyo. Para el Bulldozer:
En donde las palas son solamente 2, las perforadoras son 4 y un sólo botadero de terraza. Por lo tanto la cantidad de Bulldozers necesario es 4, que será el modelo CAT D8N. El resto de los equipos auxiliares es por criterio experto, que se detalla a continuación: 1. 2 Motoniveladoras CAT 166. 2. 2 Wheeldozer CAT 1224 3. 4 Camiones Aljibes.
29
Conclusiones y Recomendaciones A partir del análisis expuesto se concluye que la capacidad de procesamiento no es la óptima, ya que la diferencia de tiempo entre el movimiento de material y lixiviación de mineral es aceptablemente amplio. Esto se explica debido a la gran cantidad de sobrecarga de lastre que tiene el depósito, lo que implica gran tiempo dedicado a la remoción del estéril para despejar el mineral. De esto se tiene una evidente contradicción ya que aumentar la capacidad de planta significaría por un lado, terminar la lixiviación de mineral en menor tiempo, prácticamente a la par con el término de movimiento de material, mientras que por otro lado implica tener capacidad “ociosa” de procesamiento en los periodos iniciales del proyecto. Ante esto se recomienda formular un nuevo plan minero, que considere el posible arriendo (leasing) equipos destinados netamente a la rápida remoción de sobrecarga, logrando un raudo destape de mineral para que una vez comenzado el periodo de producción se considere la capacidad propuesta en el presente estudio. Junto a esto se debe aparejar una inversión que permita un aumento de la capacidad de procesamiento. También se concluye que no existe un contacto “duro” entre los minerales de oxido y sulfuros secundarios, con lo que la explotación y procesamiento no puede ser independiente, sino mas bien se debe lograr un conjunto armónico. De igual manera se recomienda analizar la posible instalación de una planta de flotación para la concentración de cobre desde los minerales de sulfuros secundarios, ya que de antemano se espera una disminución de los costos de procesamiento junto a una esperada mayor recuperación.
30
Anexos Cubicaciones FASE 1 BENCH
PRODUCT
2600 2590 2580 2570 2560 2550 2540 2530 2520 2510 2510 2500 2500 2490 2490 2480 2480 2470 2470 2460 2460 2450 2450 2440 2440 2430 2430 2420 2420 2410 2410 2410 2400 2400 2390 2390 2390 2380 2380 2380 2370 2370 2370 2370 2360 2360 2360 2360 2350 2350 2350 2350 2340 2340 2340
WASTE WASTE WASTE WASTE WASTE WASTE WASTE WASTE WASTE MIN_OX WASTE MIN_OX WASTE MIN_OX WASTE MIN_OX WASTE MIN_OX WASTE MIN_OX WASTE MIN_OX WASTE MIN_OX WASTE MIN_OX WASTE MIN_OX WASTE MIN_OX WASTE WASTE_OX MIN_OX WASTE MIN_OX WASTE WASTE_OX MIN_OX MIN_SULF WASTE MIN_OX MIN_SULF WASTE WASTE_SULF MIN_OX MIN_SULF WASTE WASTE_SULF MIN_OX MIN_SULF WASTE WASTE_SULF MIN_OX MIN_SULF WASTE
CUT 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0.52 0 0.47 0 0.38 0.70 0.66 0.67 0.71 0.59 0.73 0.71 0.97 0.89 1.10 0.80 0.90 0.81 0.70 0.71 0.68 0.69 0.23 0.82 0.60 0.94 0.82 0.22 0.91 1.43 0 0.76 1.35 0 0.53 0.79 1.24 0.67 0.54 0.90 1.05 0.97 0.56 0.75 1.02 0
TON_TOTAL 1,653 621,443 2,298,847 4,700,378 6,420,820 7,601,289 8,226,164 8,329,926 7,878,864 2,400 7,276,582 19,200 6,692,545 43,200 5,991,409 192,000 4,557,457 350,400 4,097,041 513,600 3,642,042 684,718 3,194,277 1,403,123 2,260,985 1,956,096 1,478,895 1,961,887 1,213,607 1,907,842 1,000,917 7,676 1,956,351 721,774 2,106,225 343,447 8,981 1,488,115 45,000 634,619 639,663 384,913 844,381 1,208 273,823 745,691 669,969 3,244 142,379 861,191 504,888 2,907 21,958 721,080 310,036
31
FASE 2 BENCH
PRODUCT
CUT
TON_TOTAL
2580
WASTE
0
2570
WASTE
0
252,707
2560
WASTE
0
1,169,693
2550
WASTE
0
2,652,402
2540
WASTE
0
3,913,918
2530
WASTE
0
4,299,007
2520
WASTE
0
4,642,728
2510
WASTE
0
4,496,998
2500
WASTE
0
4,302,997
2490
WASTE
0
4,145,840
1,015
2480
WASTE
0
3,409,522
2470
MIN_OX
0.36
24,000
2470
WASTE
0.66
3,168,681
2460
MIN_OX
0.57
67,200
2460
WASTE
0.70
2,928,369
2450
MIN_OX
0.53
77,235
2450
WASTE
0.52
2,786,659
2440
MIN_OX
0.51
139,986
2440
WASTE
0
2,584,941
2440
WASTE_OX
0.25
348
2440
WASTE_SULF
0.36
17,500
2430
MIN_OX
0.71
808,834
2430
WASTE
0
1,858,075
2430
WASTE_OX
0.20
1,721
2420
MIN_OX
0.76
1,276,352
2420
WASTE
0.60
1,303,781
2410
MIN_OX
0.67
1,349,513
2410
WASTE
0.74
1,108,361
2400
MIN_OX
0.69
1,512,777
2400
WASTE
0
830,577
2390
MIN_OX
0.82
1,547,101
2390
WASTE
0
624,559
2380
MIN_OX
0.79
1,462,857
2380
WASTE
0
575,599
2370
MIN_OX
0.81
681,606
2370
MIN_SULF
0.92
257,491
2370
WASTE
0.51
955,697
2360
MIN_OX
0.81
312,394
2360
MIN_SULF
1.13
67,466
2360
WASTE
0.74
859,753
2360
WASTE_SULF
0.56
2,375
32
2350
MIN_OX
0.90
203,293
2350
MIN_SULF
1.25
212,196
2350
WASTE
0
720,918
2350
WASTE_SULF
0.51
287
2340
MIN_OX
0.91
169,173
2340
MIN_SULF
1.30
567,051
2340
WASTE
0
471,089
2340
WASTE_SULF
0.52
5,000
2330
MIN_OX
0.83
60,994
2330
MIN_SULF
1.34
1,194,202
2330
WASTE
0
257,233
FASE 3 BENCH
PRODUCT
2610
WASTE
CUT 0
TON_TOTAL 1,419
2600
WASTE
0
285,909
2590
WASTE
0
1,100,600
2580
WASTE
0
2,246,220
2570
WASTE
0
3,291,774
2560
WASTE
0
3,573,003
2550
WASTE
0
3,660,656
2540
WASTE
0
3,526,316
2530
WASTE
0
3,386,107
2520
WASTE
0
3,243,057
2510
WASTE
0
3,158,820
2500
WASTE
0
3,088,058
2490
MIN_OX
0.46
48,000
2490
WASTE
0
2,953,781
2480
MIN_OX
0.71
49,226
2480
WASTE
0.69
2,745,886
2470
MIN_OX
0.78
41,449
2470
WASTE
0.97
2,703,552
2460
MIN_OX
0.78
31,811
2460
WASTE
0
2,662,904
2450
MIN_OX
0.50
2,414 2,640,397
2450
WASTE
0
2440
MIN_OX
0.55
74,331
2440
WASTE
0.86
2,525,413
2430
MIN_OX
0.71
375,176 2,199,769
2430
WASTE
0
2420
MIN_OX
0.73
744,725
2420
WASTE
0.69
1,812,025
2410
MIN_OX
0.73
950,118
2410
WASTE
0.66
1,575,222
2410
WASTE_OX
0.22
1,924
2400
MIN_OX
0.80
1,304,330
33
2400
WASTE
0.71
1,203,151
2390
MIN_OX
0.94
1,751,712
2390
MIN_SULF
1.49
7,941
2390
WASTE
0.91
733,953
2380
MIN_OX
0.96
1,947,152
2380
MIN_SULF
1.33
63,452
2380
WASTE
0.89
462,378
2380
WASTE_SULF
0.50
236
2370
MIN_OX
0.94
1,752,800
2370
MIN_SULF
1.05
307,573
2370
WASTE
0.89
403,170
2370
WASTE_SULF
0.43
31,097
2360
MIN_OX
0.91
1,570,257
2360
MIN_SULF
1.04
545,637
2360
WASTE
0.99
221,458
2360
WASTE_SULF
0.43
26,839
FASE 4 BENCH
PRODUCT
2640 2630 2620 2610 2600 2590 2580 2570 2570 2560 2550 2540 2540 2530 2530 2520 2520 2510 2510 2500 2500 2500 2490 2490 2480 2480 2480 2470 2470 2460 2460 2460 2450 2450 2440 2440 2430 2430 2430
WASTE WASTE WASTE WASTE WASTE WASTE WASTE MIN_OX WASTE WASTE WASTE MIN_OX WASTE MIN_OX WASTE MIN_OX WASTE MIN_OX WASTE MIN_OX WASTE WASTE_OX MIN_OX WASTE MIN_OX WASTE WASTE_OX MIN_OX WASTE MIN_OX WASTE WASTE_OX MIN_OX WASTE MIN_OX WASTE MIN_OX MIN_SULF WASTE
CUT 0 0 0 0 0 0 0 0.48 0 0 0 0.85 0 0.55 0 0.67 0 0.61 0.41 0.43 0.36 0.22 0.33 0.45 0.36 0.52 0.25 0.90 0.81 0.78 0.76 0.22 0.81 0.76 0.69 0.69 0.83 0.87 0.68
TON_TOTAL 378,412 576,578 807,030 1,107,823 1,496,622 1,704,073 2,329,797 21,600 2,816,496 3,134,023 3,290,641 21,600 3,360,208 4,800 3,485,992 2,400 3,558,103 40,800 3,592,374 4,064 3,637,830 45,600 144,478 3,580,145 121,651 3,318,231 9,600 192,410 3,162,206 554,969 2,727,634 2,125 676,105 2,390,970 632,918 2,340,716 700,434 25,807 2,163,282
34
2430 2420 2420 2420 2420 2410 2410 2410 2410 2400 2400 2400 2400 2390 2390 2390 2390 2380 2380 2380 2380 2370 2370 2370 2370 2360 2360 2360 2360
WASTE_SULF MIN_OX MIN_SULF WASTE WASTE_SULF MIN_OX MIN_SULF WASTE WASTE_SULF MIN_OX MIN_SULF WASTE WASTE_SULF MIN_OX MIN_SULF WASTE WASTE_SULF MIN_OX MIN_SULF WASTE WASTE_SULF MIN_OX MIN_SULF WASTE WASTE_SULF MIN_OX MIN_SULF WASTE WASTE_SULF
0.48 0.83 0.96 0.78 0.46 0.80 0.90 0.80 0.34 0.85 0.91 0.67 0.33 0.82 1.10 0.60 0.20 0.81 0.91 0.66 0.23 0.89 0.84 0.86 0.31 0.87 0.77 0.96 0.36
91 772,532 164,288 1,896,300 141 1,380,120 47,025 1,137,636 6,324 1,704,862 65,551 722,718 31,678 1,567,685 18,992 639,942 11,849 1,624,637 66,846 465,522 15,142 1,586,340 99,059 294,862 22,420 1,322,511 75,524 249,450 46,863
FASE 5 BENCH
PRODUCT
CUT
TON_TOTAL
2350
MIN_OX
0.94
1,765,272
2350
MIN_SULF
1.06
585,547
2350
WASTE
0.98
612,571
2350
WASTE_OX
0.24
352
2350
WASTE_SULF
0.52
9,741
2340
MIN_OX
0.86
1,144,965
2340
MIN_SULF
1.08
498,694
2340
WASTE
0.76
805,718
2340
WASTE_SULF
0.55
2,739
2330
MIN_OX
0.90
809,010
2330
MIN_SULF
1.19
534,856
2330
WASTE
0.75
862,949
2320
MIN_OX
0.94
316,800
2320
MIN_SULF
1.21
1,768,869
2320
WASTE
0.79
1,050,670
2320
WASTE_SULF
0.56
2,502
2310
MIN_OX
1.02
101,909
2310
MIN_SULF
1.09
1,353,958
2310
WASTE
1.03
714,350
2310
WASTE_SULF
0.53
5,072
2300
MIN_SULF
1.04
1,124,966
35
2300
WASTE
0.79
335,346
2300
WASTE_SULF
0.47
11,683
2290
MIN_SULF
1.07
1,070,289
2290
WASTE
0
221,706
2290
WASTE_SULF
0.47
15,084
2280
MIN_SULF
1.31
313,293
2280
WASTE
0
37,785
2270
MIN_SULF
1.16
172,615
2270
WASTE
0
24,307
36
