UNIVERSIDAD DE LAS SERENA. DEPARTAMENTO DE MINAS. FACULTDAD DE INGENIERIA.
PROYECTO MINERO SUBTERRANEO
Carlos Viejo Montenegro.
ANALISIS TOPOGRAFICO El análisis de la topografía del sector en en interés corresponde a un área de 11.220.000 m² en la cual existen valores de máxima elevación elevación de 2620 metros sobre el nivel nivel del mar y niveles de 2360 m. como cota base.
Modelo DTM Topografía general del Sector en Análisis
Modelo 2d Topografía general del Sector en Análisis
ANALISIS DEL YACIMIENTO El yacimiento analizado consiste en una mineralización del tipo vetiforme con un Rumbo Rumbo de 44⁰ hacia el NE y un manteo aproximado de 78⁰ hacia el NW la veta tiene una potencia media de aproximadamente 20 m. y un largo o corrida de 1200 m. en la dirección del Rumbo. Los análisis y la obtención de las características geométricas se realizo en base al análisis de perfiles trasversales ubicados a lo largo de la línea de rumbo con una distancia o separaciones entre estos de 300 m. se tomaron cinco perfiles transversales en los cuales se baso el análisis cada uno con sus respectivos parámetros geométricos.
Perfil Nº 4 Perfil Nº 5
Perfil Nº 2
Perfil Nº 3
Perfil Nº 1
Sector de Análisis para perfiles Transversales Con respecto a los perfiles transversales estos entregan valiosa información con respecto a la mineralización así como a estructuras presentes en la mineralización como es el caso de una gran falla que se encuentra en la pared colgante de la excavación excavación produciendo tal vez problemas problemas de estabilidad en los los procesos de explotación. Las características de la falla corresponden a las siguientes esta presenta al igual que la mineralización un Rumbo NE con aproximadamente 44⁰ y un manteo medio de 78⁰ hacia el NW el ancho aproximado de l a falla corresponde a 12 metros. Extendiéndose aproximadamente a lo largo de la dirección de Rumbo unos 1200 metros. El objetivo del análisis a través de los perfiles obtenidos es poder modelar un cuerpo tridimensional equivalente del yacimiento para poder estimar parámetros de diseño futuro, tales como cantidad de reservas estimadas, ritmo de producción método de explotación y vida de la Mina por lo tanto a continuación se presenta el análisis de los perfiles obtenidos.
ANALISIS DE LOS PERFILES. Características Falla. Área = 10800 m Ancho = 18 m. Alto = 600 m Manteo = 80°
Características Veta. Área = 1000 m Ancho = 20 m Alto = 500 m Manteo = 70°
RESERVAS ANALIZADAS.
2
2
El análisis de las reservas a ser explotadas se llevo a cado a través de la cubicación de un modelo tridimensional generado a partir de perfiles de mineralización descritos en la sección anterior
Modelo del Cuerpo Mineralizado
La cubicación del modelo del cuerpo mineralizado se realizo a través de la generación de una Wireframe o malla de alambres interpolando a través de los perfiles analizados, asignándole al cuerpo mineral las respecticos propiedades físicas correspondientes a una densidad de 3 ton/m³
Evaluación Económica Open Pit La evaluación económica del diseño a realización de la explotación a través del un open Pit se valorizara de acuerdo a la relación Estéril Mineral por lo que es necesario conocer la cantidad de estéril a extraer durante la vida del proyecto y la cantidad de mineral que será removido
Vista isométrica del Pit Final de diseño
Vista de Planta del Pit Final de diseño
Relacion Mineral Esteril
Mineralización. Volumen = 8636980 m³ Densidad = 3.0 t/m³ Tonelaje = 25910941 t
Estéril a Remover Volumen = 761381315 m³ Densidad = 2.7 t/m³ Tonelaje = 2055729587 t
Rem = 2055729587 ton / 25910941 ton Rem = 79 / 1
Debido a que la relación mineral estéril final obtenida es demasiado alta para valores óptimos para la explotación a través de un Open Pit, en los cuales se contempla una relación estéril mineral máxima de 6:1, el proyecto se realizara a través de un método de explotación subterráneo que se procederá a seleccionar a continuación
Selección del Método de Explotación Existen una gran cantidad de métodos de explotación, A grandes rasgos podemos dividir los métodos de explotación en minería subterránea en aquellos aplicados a cuerpos mineralizados tabulares (e.g., filones, mantos) y a cuerpos de carácter irregular donde la mineralización se distribuye de manera más o menos isotrópica (ag., pórfidos cupríferos). En el primer caso debemos hacer otra división entre aquellos que son aplicados a rocas competentes, i.e., cámaras (stopes) auto sustentadas, y los que se aplican en roca poco competente o muy fracturada (cámaras artificialmente sustentadas). Dentro de los factores críticos para la selección de un método de explotación nos encontramos con los siguientes características. -
Características Geográficas Características Geológicas y Físicas del yacimiento. Condiciones Económicas
Dentro de las características geográficas cabe destacar, la profundidad, cercanías a lugares poblados y el clima del sector. Por otra parte dentro de las características geológicas y físicas del yacimiento existen los siguientes factores que son de importancia considerable -
La forma del yacimiento o cuerpo mineralizado Potencia si se trata de una veta o manto Manteo si se trata de una veta o manto Diseminación de las leyes si se trata de un yacimiento masivo. Profundidad respecto de la superficie Dimensiones del yacimiento, su cubicación. Naturaleza mineralógica de los componentes de la mena. Sus leyes o repartición de la mineralización en el interior del cuerpo mineralizado. Características mecánicas (resistencia a la tracción y la compresión) de la roca que constituye el cuerpo mineralizado y de la roca encajadora.
Y por ultimo no nos podemos olvidar de los factores económicos ya que sin ellos no se podría realizar La explotación de un yacimiento, esta debe realizarse al menor costo posible. Debido a que tanto el costo de acceso, desarrollos y preparación propios del método de explotación son elevados. Intervienen además en las condiciones económicas el sistema de extracción, el tratamiento o procesamiento del mineral, inversiones en equipos, materiales y otros.
Las condiciones presente y futuro del mercado permiten determinar si un yacimiento de ciertas características Geológicas y físicas es explotable o no. También puede ser factor determinante el ritmo de explotación o el grado de selectividad alcanzable. Hay una tendencia importante que lleva a explorar yacimientos de leyes cada vez más bajas, debido principalmente a dos causas: -
El agotamiento de los yacimientos de leyes altas. La necesidad del abastecimiento constante del mercado.
Para solucionar estos problemas se recurre a dos alternativas: -
Seleccionar en el interior del yacimiento las zonas más ricas, lo que nos lleva a los métodos selectivos. Explotar grandes masas de baja ley, con costos también bajos debido al gran tonelaje; esto nos lleva a los métodos altamente mecanizados. En este caso se juntan las condiciones geográficas y humanas. En los países de alto nivel industrial donde la mano de obra es cada vez más cara, conviene una alta mecanización, que en el caso de un país subdesarrollado puede ser antieconómica.
La selección del método de explotación a emplear se realizara a través de técnicas o metodologías de selección para la selección del método a emplear utilizaremos el Método de selección de Nicholas, el cual se basa en una serie de factores geométricos y estructurales los cuales se les asigna un rating hasta obtener el valor final con la respectiva puntuación por método, seleccionándose el de mayor rating. Los
métodos
de
explotación
Subterráneo - Caserones Rellenos - Caserones Vacíos - Por Hundimiento Caserones Rellenos - Shrinkage - Cut and Fill Caserones Vacíos - Room and Pillar - Sub Level Stoping Por Hundimiento
se
pueden
clasificar
de
la
siguiente
manera:
- Sub Level Caving - Block Caving Selección a través de Nicholas Parametros de Caraterizacion Geometria Forma General : Cuerpo Tabular Potencia del cuerpo Mineralizado: Intermedia 10 – 55 m. Manteo: Pronunciado > 55° Distribución de las Leyes: Uniforme
Caracterización de la Zona Mineralizada Resistencia de la Roca: Resistente Espaciamiento / Fracturas: Muy espaciadas RQD 70 % - 80% Resistencia de las Fracturas: Resistentes
Caracterización Pared Colgante Resistencia de la Roca: Débil Espaciamiento / Fracturas: Espaciadas Resistencia de las Fracturas: Resistentes
Caracterización Pared Yacente Resistencia de la Roca: Resistente Espaciamiento / Fracturas: Muy Espaciadas Resistencia de las Fracturas: Resistentes
RESULTADOS
Según los análisis a trabes del método de selección del método de explotación el métodos más optimo para explotación corresponde a Sublevel Stoping
DESCRIPCION DEL METODO
CARACTERIZACION DE LA MINA Uno de los primeros parámetros que deberá obtenerse con el fin de poder estimar la planificación del yacimiento a futuro corresponde a la vida útil de la mina la cual se obtendrá a través del método propuesto por Taylor 1977
Vida del Yacimiento
La evaluación del yacimiento a través del método de las secciones transversales para la generación del modelo tridimensional entrega valores de un Tonelaje = 25.910.941 ton por lo que la vida del yacimiento se calcula en 15 años Vida del Yacimiento = 15 años
Por las consideraciones del tipo de método de explotación se obtendrá una recuperación del 80 % por o que del tonelaje total a extraer corresponderá a Reservas Totales = 25.910.941 ton Reservas Extraíbles = 20.728.753 ton
Con lo que al re- calcular la vida de la mina esta se estima en 13 años fijando un ritmo de trabajo constante los 360 días al años se obtiene una producción anual de a través del método de Taylor
Ritmo de Producción = RP = 1536030,657 ton/año
Con una razón de producción diaria de Razón de Producción Diaria
= 4267 ton / día
TURNOS DE TRABAJO. Estimada la razón de producción diaria de la mina lo siguiente será estimar los turnos de trabajo necesarios para poder obtener la producción requerida por lo que por de los tipos de turnos existentes se trabajara con dos turnos por día con los siguientes parámetros. Duración del Turno Tiempo de Entrada Colación Tiempo de Salida Horas Efectivas de Trabajo
12 hrs. 1 hr. 1 hr. 1 hr. 9 hr.
EVALUACION DE LOS METODOS DE ACCESO Con el objetivo de desarrollar el método de explotación es necesario ingresar a la base del yacimiento con el fin de poder construir la infraestructura necesaria para la extracción del mineral dentro de los métodos de acceso planteados para el ingreso a la base del yacimiento se evaluaran las posibilidades de ingreso a través de un pique o la posibilidad del desarrollo de una rampa de ingreso.
PROCEDIMIENTO DISEÑO DE LA RAMPA La rampa fue diseñada con una inclinación similar al depósito 70°, es por esto que cada tramo recto inclinado tiene rumbos que son los N45º E y N128º W. Los tramos rectos tenían una pendiente de 15%, los cuales fueron conectados por tramos curvos horizontales de radio 20 m, la inclinación de los tramos curvos correspondió a un 5% Resumen de las Características de la Rampa de Acceso:
- Pendiente
:
- Radio de Curva horizontales
:
20 m.
- Rumbo entrada
:
N 43 ° E
- Rumbo 2º Galería Accesos a Explotación
:
N 128º E
- Longitud Tramo recto de la Rampa
:
597 m.
- Profundidad entre curvas Horizontales
:
156 m.
- Longitud Curva Horizontal
:
62,83 m.
- Desarrollo Total Rampa
:
5.215 m.
- Profundidad Alcanzada
:
548,79 m.
- Longitud Pique
:
523 m.
- Cota Inicio Rampa
:
2.480 m.s.n.m.
- Cota Fin Rampa
:
1.931 m.s.n.m.
- Dimensiones Pique
:
63,61 m2
- Radio Pique
:
12%
4,5 m
Vista Isométrica de la Rampa de Acceso
Vista Isométrica Sector Curvatura de la de Acceso
Vista Planta de la Rampa de Acceso
% Inclinacion = tangent α x 100 DI DV
DH
DI = DH / Cos α
EVALUACION DEL PIQUE El pique se utilizara como sistema de ventilación, las características del pique que se diseñara corresponden a Características: -
Largo : 593,4 m Diámetro : 4,5 metros Área: 63,61 m2 Volumen 37746 m3
-
Toneladas de Material a remover : 101915 toneladas de Estéril
Vista Isométrica del Pique de Acceso
EQUIPOS UTILIZADOS EN EL DESARROLLO. La selección de los equipos para desarrollo que se utilizarán en la etapa de producción. Las características más relevantes de cada uno de ellos son:
Las dimensiones de la labor son:
Alto 5 m. Ancho 5 m.
CAMIONES: Minetruck MT2010
El Minetruck MT2010 es un camión subterráneo desarrollado para llevar a cabo operaciones subterráneas de pequeña a mediana escala, y está preparado para realizar trabajos de avance, minería de producción y proyectos de construcción. Este vehículo dispone de características de serie que lo convierten en un camión de mina excelente en su categoría. Características destacadas
Densidad de potencia y velocidad excepcionales en pendiente
Frenos SAHR: seguridad
Ejes Rock Tough de Atlas Copco, con 4.000 horas de garantía: fiabilidad
Motor electrónico
Transmisión sobredimensionada: fiabilidad
Tamaño de galería recomendado Capacidad de carga útil Volumen semiamontonado Peso operativo del vehículo** Longitud Altura, sombrero/cabina Capota de perfil bajo con altura opcional Altura de la caja (elevada) Anchura, vehículo
3,5 m 20.000 kg 10,0 m3 20.500 kg 9.146 mm 2.444 mm 2.200 mm 4.438 mm 2.210 mm
Motor diésel de serie Potencia nominal de 2.100 rpm Dimensiones del neumático Dimensiones opcionales del neumático
Cummins QSL9C300, Tier 3/etapa III 224 kW/300 CV 16,00 R 25 18,00 R 25
CARGUIO: Scooptram ST1030
La Scooptram ST1030 es una cargadora con capacidad para operaciones de mediana a gran escala, como por ejemplo trabajo de avance, minería de producción y tunelización en obras de construcción. Las prestaciones de serie de este vehículo lo convierten en un LHD extraordinario.
Tamaño de galería recomendado Capacidad de desplazamiento Cubeta estándar Fuerza de desacoplamiento mecánica Fuerza de desacoplamiento hidráulica Peso operativo del vehículo** Longitud Altura, sombrero/cabina Altura cubeta, máx. Anchura, vehículo*** Motor diésel de serie Potencia nominal de 2.000 rpm Dimensiones del neumático
4,0 m 10.000 kg 5,0 m3 13.900 kg 15.200 kg 26.300 kg 9.745 mm 2.355 mm 5.060 mm 2.260 mm Cummins QSL9, Tier 3/etapa IIIA 186 kW/250 CV 18,00 R 25
PERFORACION PARA DESARROLLO: Boomer S1 D
Características
Sistema de perforación de control hidráulico directo (DCS), que incorpora la función antiobstrucción de potencia de deslizadera controlada por la presión de rotación (RPCF).
Brazo de gran rendimiento BUT 29 con ejes de expansión ajustables en todas las juntas del brazo.
Vehículo transportador 4x4 robusto y articulado.
Área de cobertura Brazo Perforadora Sistema de perforación Longitud Altura, mín./máx. Peso
Hasta 31 m2 BUT 29 COP 1838ME DCS 11.355 mm 2.030/2.730 mm 11.000 kg
PERFORACION PARA PRODUCCION Simba M6 C-ITH
Características Una serie de perforadoras entre las que escoger, que proporcionan un diámetro de barreno de 95-178 mm. Carrusel de barras para 27+1 o 35+1 barras. El Sistema de Control del Equipo, RCS, basado en la última tecnología informática que proporciona una importante precisión de perforación, capacidades informatizadas y funcionalidad. Datos técnicos Diámetro del barreno Profundidad del barreno Perforadoras estándar Longitud, empuje Anchura Altura, empuje Peso
95-178 mm < 51 m con sistema mecanizado para el manejo de la barra, RHS 27* COP 34, 44, 54, 64 10.500 mm 2.210 mm 3.200 mm Ap. 22.000 kg
CALCULO DE LA FLOTA PARA DESARROLLO.
Cálculo densidad esponjada Para e calco de la densidad del material esponjado se calculara esta asumiendo un factor de esponjamiento del 30 % Densidad esponjada = 3,0 / 1,30 = 1,55 ton / m3 Tiempo asignado en extracción de marina: 80 minutos Cálculo de capacidades para el LHD y camión Capacidad scoop = 5 m3 * 3 ton / m 3 = 15 ton-métricas por limitantes del equipo 10 ton Max Capacidad camión = 10 [m3] · 3 [ton/m3] = 30 ton-métricas por limitantes del equipo 20 ton Max
Cálculo número de paladas N. de paladas = 20 ton métricas = 2 paladas 10 ton métricas
Volumen y tonelaje de marina por caseron Vol. In situ = Área sección * largo caseron * RD Vol. In situ = 800 m2 * 10 * 0,95 = 7600 m3
Tonelaje marina Tonelaje marina = 76000 m3 * 3 ton / m 3 = 22800 ton
Volumen marina V marina = 228000 /3 = 7600 m3
Número de viajes
Nº de viajes =
Nº de viajes =
Volumen marina
Balde LHD Factor llenado
7600
5 x0,95
1600 viajes
Producción horaria LHD Datos:
-
Tiempo asignado Marina : 300 minutes. Tiempo fijo = 16,1” * 2 = 32,2” / 60 = 0,54 min Tiempo variable = 2 * (150/333,333)*25 = 0,90 min. Tiempo Viajes = 300 – (0,54+0,90) =298,56 min. = 4,976 hr.
Rendimiento Horario LHD
Qh =
Tonelaje marina Tiempo Marina
Ton 320 5 Hr
1600
Distancia al Drow Point : Distancia: 82,5 metros Viajes por hora del Equipo Velocidad 15 Km/hora 82,5 x 2 metros / 15000 m / hora = 0,0055 horas al Drow Point + 2 minutos en tiempo de carga y descarga Tiempo de Carga y descarga mas viaje 0,035 hrs Tiempo de trabajo 5 Hrs Viajes por Hora: 128,75 Viajes Capacidad x Viaje: 10 ton Toneladas Cargadas durante las 5 horas 10 ton / viaje x 128,75 = 18180 toneladas
Como la cantidad de horas de trabajo es demasiado baja para la cantidad de material o ritmo de producción que se necesita mantener se re calcularan las horas de trabajo necesarias en la etapa de carguío y transporte. Producción diaria = 4267 ton / dia Se necesitaran 426.7 viajes Como por viaje tardamos: 0,035 hrs Necesitamos 15 hrs de trabajo Como las horas de trabajo para poder obtener el material para completar con el plan de producción es demasiado alta deberán utilizarse una mayor cantidad de equipos en la explotación calculando la utilización de tres equipos da un tiempo razonable para la extracción de la mariana Utilizando 3 Scoop para Trabajo se tardara un tiempo estimado de 5 horas para cargar la marina el cual es mas que suficiente
Producción horaria camión Velocidad Camión
= 20 [km/hr] ·0,8 = 16 [km/hr]
Tolva camión = 10 [m3] · 3 [ton/m3] = 30 [ton] capacidad máxima del equipo 20 ton Tiempo llenado = 2 min. Tiempo Viaje
= (2*6000 [m] )/ 266,67 [m / min.] = 45 [min.]
Tiempo ciclo camión = T llenado +T viaje = = 2 + 10,0
Número De Camiones Producción diaria = 4267 ton / dia Se necesitaran 213,35 viajes Como por viaje tardamos: 1 hrs Necesitamos 213,35 hrs de trabajo
= 12 [min.]
Debido a que son demasiadas horas para la extracción de material considerando que un tiempo razonable corresponde a la horas de trabajo reales en un día operacional esta deberá extraerse como mínimo en 20 hrs, por lo que se necesitaran 213 hrs de trabajo / camión 20 hrs de trabajo necesarias Se necesitaran como mínimo 11 camiones de 20 toneladas de capacidad para cumplir con la producción requerida
Considerando un coeficiente de utilización del equipo de un 80 % Qh camion = 11 / 0,8 = 13.75 Aprox 14 Camiones
Extracción de Mineral: Método Analizado: Sublevel Stoping. Debido al análisis realizado previamente y las características geométricas del yacimiento, el método que mejor se adapta para la explotación corresponde al Sublevel stoping, el depósito se preparara con todo un sistema de explotación, con una serie de galerías interconectadas para la realización de la explotación, cada subnivel contara con las siguientes características: Características. Ancho del Caserón: 20 metros Largo del Caserón: 100 m. Alto del Caserón: 65 m. Volumen del Caserón: 130000. m3
Pilares de Soporte Crow Pillar Ancho: 15 m. Ribs Pillar: Ancho 15 m.
Sección Explotable. Por caserón se cuenta con un volumen explotable de 868.768 m de superficie por 100 m. de corrida lo que corresponden a 86876,8 m3, lo que equivale a un tonelaje de material por caserón de 260.630 toneladas de mineral. Para poder realizar la extracción de mineral en cada caserón deberán construirse una serie de labores interconectadas, dentro de las cuales se encuentran: -
Piques de Traspaso Galerías de Carguío y transporte Acceso a niveles de Explotación Interconexiones entre galerías. Zanjas de Recoleccion
Los desarrollos necesarios se muestran a continuación:
Diseño General de uno de los Caserones a ser Explotado
Componentes del caserón Zanjas de Recolección Para la extracción se construirán zanjas recolectoras de mineral a lo largo de la corrida, con dimensiones de: -
Base inferior de 5 m Base superior depende del espesor del cuerpo, siendo su media de 2 0 m. Altura de la zanja es de 10 m. Angulada en sus paredes con tal de maximizar la recuperación con ángulos de 45°
Galerías Auxiliares de Interconexión de Labores. Estas galerías cumplen la función de unir el acceso principal con las distintas partes del sistema de explotación las cuales presentan las siguientes características: Galería 1 : conexión nivel de explotación Con Galería Principal 90,611 m. Galería 2 : conexión nivel de carguío con galería principal 76, 2 m. Galería 3 : conexión, nivel de carguío de marina con Galería 1 60 m. Largo total Equivalente por Caserón: 222 m Sección: 5 x 5 Área: 25 m2 Desarrollo: 5550 m3 Toneladas A remover: 14985 ton
Pique de Traspaso Este pique servirá para traspasar el material de los diferentes niveles hacia el nivel de carguío y transporte. Las características del pique son las siguientes: Largo del Pique: 15 m. Diámetro: 4,5 m. Inclinación 45 °
Galerías de Acceso: Estas galerías servirán de acceso a los niveles de carguío o zanja de extracción y a los niveles de explotación. Las galerías presentas las siguientes características:
Galería de Acceso a explotación: 66,45 m. Galerías de Acceso a la Zanja de Carguío: 3 Galerías de 66,45 m. Largo total: 199,35 m. Sección de la galería: 5x5; 25 m2 Volumen Explotado 4987,5 m3 Tonelas a remover: 13466.3 m3
Perforación y Voladura De Producción: La perforación de producción se realizara con tiros radiales, con un espaciamiento de 20° t largos variables como se muestra en el esquema
EXPLOSIVOS REQUERIDOS 1. Explosivos ANFO Densidad: 0,77 3% gr/cc Velocidad de detonación: 3.500-3.900 confiando en 3” 2.600-3.000 confiando en 6” 3.800-4.100 confiando en 4½” Presión detonación: 30 Kbar Energía: 912 Kcal /kg Volumen de gases: 1050 l/kg Diámetro critico = 2”
2. Explosivos SOFTRON Densidad: 1,19 gr/cc Velocidad de detonación: 33 Kbar Energía: 955 Kcal /kg Resistencia al agua estática: 12 horas Volumen de gases: 970 l/kg Potencia relativa al ANFO: 1,03 peso, 1,55 en volumen Peso cartucho: 141 kg. Tamaño cartucho: 11 / 16 * 20 “
Cálculos para utilización de Correas Transportadoras
Alcance para tener una correa transportadora deberemos tener un chancador en interior mina para reducir de tamaño el material para ser transportado, por lo que ya se deberia considerar una caverna de mayores dimensiones, con lo que ya presenta una desventaja con el sistema de camiones debido a que este ultimo solo necesita de buzones. Ancho Cinta Cinta Ancho mm 300 350 400 450 500 600 800 1000 1200 1400 1500
Velocidad Máxima Liviano Medio m/s m/s 1,5 1,5 2,0 2,0 2,5 3,0 3,5 3,5 4,0 4,0
1,5 1,5 2,0 2,0 2,5 2,8 3,3 3,3 3,5 3,5
Pesado m/s 1,5 1,5 1,8 1,8 2,3 2,5 2,8 3,0 3,3 3,3
Granulometría Regular Mezcla 2" 3" 4"
5" 6" 7" 8" 10" 11"
Piezas Móvil Po Po Ligera Medio
4" 5" 6"
8" 10" 12" 14" 16" 20"
23 kg/m 27 32 38 50 63 75
60 75 90
Para efectos de cálculos se toma como referencia el tamaño de la partícula. Tamaño partícula (regular) 5”
Ancho de la correa = (2.5*12.7)+30 = 61.75 cm. ≈ 618 mm
Velocidad Según tabla para un ancho de cinta de 800 mm, la velocidad de la cinta transportadora es 2.8 m/s
La cinta trabaja como mínimo 16 hrs. al día, con un rendimiento del 75% Inclinación de la correa: 18%
Capacidad de la Correa Capacidad de la Correa= tonelaje diario/16hrs.= 3272,4 / 16= 204,53 ton/hr
Se utilizara un chancador de 400 ton/hr, para no estar en el límite de la capacidad de la correa. En este análisis la correa transportadora cumple con los requerimientos de producción pero la gran desventaja que presenta con el sistema de camiones es que es menos flexible ya que si ocurre algún inconveniente en la correa paramos en un 100 % la extracción de mineral y no podemos enviar mineral a la planta, se convierte en punto crítico de nuestro proyecto. Este problema no lo presenta los camiones debido a que puede que tengamos problemas con algunos camiones, y disminuiremos la producción, pero en ningún caso paramos el envió de mineral a la planta.
Análisis financieros
Evaluación Reservas US$ Red Eléctrica US$ Const. Planta Flotación US$ Administración y Personal de mina US$
Equipos Mina Jumbos Scoop Camiones Camionetas C. Anfo
Cantidad 1 3 11 2 2
Valor US$ 430000 400000 95000 17000 12000
250000 70000 5500000 300000
V. Total 430000 1200000 1045000 34000 24000
Costo personal por turno. N° CARGO 1 Ing. Planificación 1 Ing. Perforación y tronadora 1 Jefe de turno 1 Ing. Prevención y medio ambiente 1 Topógrafo 1 Chofer LHD 10 Chofer camión 1 Operario perforadora 8 Ayudantes 2 Mecánicos 27 Total costo personal/ turno (US $) Costo total (2 turnos) Costo diario
COSTO US $ (mes) 2.000 1.500 1.000 2.800 1.500 1.000 5.000 1.200 5.000 2.300 23.300 US $/ mes 6.000 US $/ mes 2.200 US $/ día
Flujo de Caja Puro Periodos Inversiones Activos Fijos Instalación Planta Red Eléctrica Equipos Rampa acceso a Nivel 1 Activos Nominales Evaluación Reservas Otras Inversiones Ingresos Venta de Concentrados Egresos Operacionales Costos Explotación Costo Planta Flete Fundición Total Egresos Margen Contribución Costos Fijos Depreciaciones 1 Jumbos 3 Scoop 11 Camiones 2 Camionetas 2 C. Anfo 2 Camiones Nuevos Planta 30% Amortizaciones Evaluación Reservas Total (-) Utilidad Bruta Impuesto 15% Utilidad Neta Depreciaciones Amortizaciones Re-Inversiones Activos Fijos Equipos Recuperación activo circulante Valor Residual Terrenos Planta
0
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
49666973
49666973
49666973
49666973
49666973
49666973
49666973
49666973
49666973
49666973,2
49666973,24
49666973,24
49666973,24
30192953,47
30524378,5 30524378,5 34055509,5 34353913,5 34918298,4 35224262,4 35781087,3 36094611,3 36643876,2
36964960,16
13157188,31
13157188,31
9946844,308
9946844,31 9946844,31 9946844,31 9946844,31 9946844,31 9946844,31 9946844,31 9946844,31 9946844,31
9946844,308
9946844,308
9946844,308
757669,7813
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