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7/25/2019 Costos de Operacin Unitarias
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5. COSTO OPERATIVO DE UNA TONELADA DE MINERAL EXPLOTADO EN TAJEO
5.1. GENERALIDADES
El presente captulo trata sobre:
La metodologa para determinar los costos operativos en tajeos
Los factores bsicos y los elementos del clculo del costo operativo
Los consumos especficos expresados en forma de relaciones matemticas
(algoritmos)
Los precios unitarios
Los costos
El tratamiento computarizado
El costo operativo permite cuantificar en base a un criterio nico ($/t) los
parmetros de los mtodos de explotacin y sirve como costo comparativo en la
seleccin de los mtodos de explotacin subterrneos para la evaluacin
econmica de las operaciones unitarias usadas y para cuantificar la influencia de
las condiciones naturales de yacimiento.
La metodologa para determinar el costo operativo en tajeo consiste en lossiguientes:
Definir las operaciones unitarias del mtodo de explotacin y mina
analizada.
Definir los equipos utilizados y conocer las condiciones naturales del
yacimiento y sus propiedades geomecnicas.
Calcular los consumos especficos de energa, mano de obra, insumos,
depreciacin.etc.
Determinar la influencia sobre el costo operativo en tajeo de las labores de
preparacin necesarias para el mtodo de explotacin analizado.
Considerar precios unitarios al mes de Mayo 1989 promedio en trminos de
dlares
Formulacin de algoritmos como expresin matemtica de todos los
elementos de clculo Esta metodologa de clculo del costo operativo en tajeo difiere de las
metodologas usadas comnmente, en los siguientes aspectos:
El costo operativo del mineral explotado en tajeo incluye los costos de las
labores de preparacin respectivas, porque se debe considerar a estas
labores como parte integrante de cada mtodo de explotacin.
Las caractersticas geomecnicas del mineral estn incluidos en los
clculos de consumos especficos (ver operaciones unitarias)
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Los equipos usados figuran en el clculo del costo operativo como
equipos de propiedad de las empresas mineras (no de contratistas) y su
utilizacin se refiere a la situacin real de la mina.
5.2. FACTORES BSICOS Y ELEMENTOS DE CLCULO
El hecho de que la ejecucin del proyecto "Anlisis del estado tecnolgico de los
mtodos de explotacin subterrnea aplicados en las minas del Per" haya
revelado la falta de estudios de dimensionamiento geomecnica en la mayora
de las 24 minas analizadas y de datos sobre las caractersticas geomecnicas del
mineral y de la roca encajonante del yacimiento, ha obligado a definir criterios
para estimar la competencia de las mismas en funcin de procedimientos
indirectos segn las posibilidades de cada unidad minera. El criterio fue la
velocidad de perforacin (penetracin) en m/min, en condiciones standares de:
Uso de una perforadora Jack Leg (22 Kg) a 6 bares y
Dimetro del barreno integral de 40 mm. Y longitud de 1.5 m.
La relacin entre la velocidad de penetracin y la resistencia a la compresin
Uniaxial de una roca; es establecida por la siguiente expresin:
v =3
+3.6)
de donde:
v= velocidad de penetracin (m/mln)
6 c=resistencia la compresin (Kg/cm2)
N= potencia de la perforadora (Kw)
d=dimetro del taladro (mm)
5.2.1 Clasificacin de la rocaEn el siguiente cuadro se presenta el tipo de roca, la resistencia comprensiva y la
velocidad de penetracin, usada en el clculo del costo operativo:
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TIPO Resistencia a la
comp. Uniaxial
Kg/cm2
Velocidad de Penetracin V = m/min
Jack Leg Cavo Drill
(350)
Jumbo Boomer
H115
Roca competente 1000 1400 0.24 0.33 0.72
Roca de competencia media 400 600 0.40 0.56 1.20
Roca poco competente 100 - 200 0.65 0.90 1.95
En el caso de no disponer de ensayos geomecnicos, la clasificacin de las rocas
para propsitos del presente estudio se podra realizar determinando la velocidadpromedio de penetracin en las condiciones standares antes presentadas:
5.2.2. Tipo de equipo usado en las operaciones unitarias
La productividad, el ciclo de produccin y como consecuencia, los costos
operativos en tajeo, dependern del equipo empleado en la ejecucin de las
operaciones unitarias.
En el presente estudio para el "Anlisis del estado tecnolgico de los mtodos de
explotacin subterrneos en las minas del Per " se recopilaron las caractersticasy especificaciones tcnicas de los equipos utilizados en cada mina y cada
mtodo de explotacin a fin de establecer el costo operativo de cada mina. Las
alternativas analizadas son presentados del siguiente modo:
Perforacin: Jack-Leg (22 Kg)
Cabo Drill 350 (2 brazos)
Jumbo Boomer H 115 (2 brazos)
Voladura: Carga manual
Con cargador neumtico
Acarreo: Scoop (LHD) elctricos y diesel
Scraper
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Relleno: Hidrulico
Hidrulico cementado
Convencional (pequea y medianas canteras)
Convencional con material aluvial
Sostenimiento: Pernos
Puntales de madera
Aire comprimido: Comprensoras elctricas
Comprensoras diesel
1.2.3. Elementos de Clculo
El costo operativo fue analizado considerando los siguientes elementos de
clculo:
Energa
Insumos (incluyendo los explosivos)
Lubricantes y carburante
Mano de obra (directa)
Depreciacin del equipo
Mantenimiento
Otros
Los elementos de clculo mencionados, constituyen la estructura de los precios ycostos calculados, teniendo carcter de costo operativo para cada elemento, los
cuales forman parte en la operacin unitaria analizada.
5.3. CONSUMOS ESPECFICOS EXPRESADOS COMO ALGORITMOS
En la elaboracin de los algoritmos relacionados a los insumos especficos se ha
tomado en cuenta los siguientes aspectos:
Las variables y los valores constantes de estos algoritmos representan datos
(informaciones) recogidas de las diferentes unidades mineras. Las relaciones de influencia se han obtenido de manuales especializados.
Teniendo en cuenta el carcter especial de la ubicacin geogrfica de las
unidades mineras del Per, se ha considerado factores de correccin por altura,
en especial en el consumo de energa de los equipos.
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5.4. PRECIOS UNITARIOS
Los precios unitarios de la energa consumida, insumos, explosivos, lubricantes,
mano de obra y de los equipos, estn expresados en dlares MUC vigente a fin de
evitar el efecto de la inflacin. Estos precios estn referidas a Mayo 1989 y son
susceptibles a variacin considerando el tiempo de la valorizacin del costooperativo, para lo cual fueron almacenados en los programas computarizados
respectivos con posibilidad de actualizacin Cuadro 5. 4.
5.4.1. El precio del aire comprimido fue determinado en funcin del precio de laenerga elctrica consumida o el precio de combustible diesel, teniendo en cuenta
la ubicacin sobre el nivel del mar de la unidad minera y capacidad de los
compresores.
5.4.2.La mano de obra expresada en $ /hombre -guardia est referidad al sueldo
promedio del grupo de trabajo e incluye las obligaciones sociales de seguro eimpuestos por el personal directo productivo.
CUADRO 5. 4
Lista de Precios Promedio para ser Usados En el Prograna : Costo Operativo Comparativo Mayo: 1989
p1 Energa elctrica expresado en $/kw-HORA----------------------------------------0.05
p2 costo de aire de 1m3 comprimido (6 bares) en $/ m3-----------------------------0.02
p3 Precio del petrleo en $/ litro--------------------------------------------------------------0.09
p4 precio de gasolina 84 $/litro---------------------------------------------------------------0.14
p7 Dinamita 45% $/Kg----------------------------------------------------------------------------1.80
p8 Dinamita dinasol 64% $/Kg------------------------------------------------------------------4.31
p9 Anfo$/kg-------------------------------------------------------------------------------------------0.50
p10 Anfo+Din 45% $/Kg---------------------------------------------------------------------------0.66
p11 Iniciadores elctricos $/ unidad----------------------------------------------------------0.38
p12 Iniciadores $/unidad-------------------------------------------------------------------------0.14
p13 Gua bickford $/metro----------------------------------------------------------------------0.10
p14 Cordn detonante $/metro----------------------------------------------------------------0.30
p15 barreno integral dimetro 40 m/m $/unidad de 2.5 m-----------------------150.00
p14 Cordn detonante $/ metro---------------------------------------------------------------0.30
p15 barreno Integral dimetro 40 m/ m $ /unidad de 2.5 m---------------------150.00
p16 Broca con placas dimetro 40 m/m $/unidad--------------------------------153.000
p17 Barreno de 1" longitud 1.8 metros $/ unidad---------------------------------------40.00
p18 Neumticos para scoop de 3 Ydas -------------------------------------------------750.00
p19 Neumtico------------------------------------------------------------------------------------750.00
p20 Neumticos para cargador frontal (2.5 m3/125 hp)--------------------------900.00
p21 Cables de extraccin 1/2" $/ Kg---------------------------------------------------------9.81
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p22 Planchas de fierro 5 m/m $/ Kg-----------------------------------------------------------0.57
p23 Pernos con mariposa de 2 metros $/ unidad--------------------------------------15.00
p24 Pernos split set de 2 metros $/ unidad------------------------------------------------11.30
p25 Madera de seccin circular con dimetro 15 cm 2.5 mts $/unidad-------2.25
p28 Acero con 10% Mn repuesto para chacadora $/Kg ----------------------------5.31
p29 Precio de cemento $/T---------------------------------------------------------------------70.70p35 Aceite para perforadoras $/ litro---------------------------------------------------------2.34
p36 Aceite para transmisin hidralica $/ litros-------------------------------------------2.32
p37 Aceite para motor de combustin$/litros--------------------------------------------2.91
p40 Jornal del equipo de perforistas (2 per) jack Leg por $/ hombre guardia ---------6.67
p41 Jornal del equipo de Perforistas (2 per) Cavo Drill por $/hombre guardia----------8.00
p42 Jornal del equipo de perforistas (2 per) Jumbo Boomer en $/ h g----------8.80
p43 Cuadrilla de mineros y bodeguero para voladura $/ h g ----------------------6.80
p44 Operador equipo L H D en $/ h g--------------------------------------------------------8.80
p45 Operador para cargador frontal (superficie en $/h g) -------------------------6.70
p47 Operador para chancadora (superficie) en $/ h g ------------------------------6.00
p48 Operador compresor en $/ h g ----------------------------------------------------------6.70
p60 Perforadora rotacin percucin (neum, de 22 kg ) completo----------6200.00
p61 Cavo Drill -350 ( 2 brazos- Neum con perf. de 35 Kg ) completo----245700.00
p62 Jumbo Boomer h 115 con dos brazos-electro hidrulico-----------------518000.0
p63 Track Drill-1 Brazo (para canteras) ----------------------------------------------105740.00
p66 Cargador neumtico de explosivos-----------------------------------------------7000.00
p68 Wincha scraper (incluido el rastrillo) de 15 Kw -------------------------------25900.00
p69 Wincha scrapper (incluido el rastrillo) de 30 Kw-----------------------------50000.00
p70 Scrapper neumtico de 20 Hp ----------------------------------------------------31000.00
P75 LHD elctrico de 0.5 yd 3 ------------------------------------------------------------62000.00
P76 LHD elctrico de 1 Y d3--------------------------------------------------------------146850.00
P77 LHD elctrico de 2 Yd3 --------------------------------------------------------------210000.00
P78 LHD elctrico de 2 .5 Yd3 ----------------------------------------------------------262500.00
P79 LHD elctrico de 3.5 Yd3------------------------------------------------------------367500.00
P80 LHD diesel de 1 Yd3-------------------------------------------------------------------139860.00
P81 LHD diesel de 2 Yd3 ------------------------------------------------------------------200000.00
P82 LHD diesel de 2.5 Yd 3 ---------------------------------------------------------------250000.00
P83 LHD diesel de 3.5 Yd 3----------------------------------------------------------------350000.00
P84 LHD diesel de 6 Yd3 ------------------------------------------------------------------500000.00P85 LHD diesel de 10 Yd3-----------------------------------------------------------------750000.00
P86 LHD diesel de 13 Yd 3-----------------------------------------------------------------850000.00
P90 Cargador frontal 2.5 m 3 (125 hp) Diesel -------------------------------------180000.00
P95 Chancadora de quijada de 20 Kw con instalacin y accesorios-----45000.00
P96 Compresor elctrico de 30 m3/min de 7 bares-----------------------------103950.00
P97 Compresor diesel de 30 m3/min de 7 bares ---------------------------------128520.00
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5.4.3.En el clculo de la depreciacin del equipo, el precio est referido al preciode compra vigente a mayo 1989 y el tiempo promedio de la vida econmica delequipo.
5.4.4. El mantenimiento incluyendo el precio de los repuestos, se ha determinado
considerando como parte porcentual del precio del equipo.Los precios unitarios estn registrados, almacenados y codificados para suutilizacin en el clculo de los costos operativos.
5.1 COSTO UNITARIO
El costo unitario por tonelada de mineral extrado en tajeo se refiere a loscostos de minado de las reservas preparadas para ser explotadas y suacarreo hasta el primer echadero cercano al tajeo. En estos costos seincluyen los gastos en labores de preparacin del bloque de explotacin(BLOCK) . El costo unitario es el resultado de la multiplicacin del consumoespecfico y del precio unitario.En la estructura general del costo operativo interviene los siguientes factores:
5.5.1 Costo de Perforacin ($/1)
En funcin del equipo utilizado, se considera la velocidad de penetracin,los consumos especficos de barrenos, brocas., lubricantes, mano de obra ydepreciacin del equipo, bajo este esquema se determinar el costounitario para 1 m. de taladro. Este debe considerarse como precio unitarioen ($/ m)Multiplicando el consumo especfico por metro de taladro por tonelada demineral extrado del tajeo (m/t) con el costo unitario antes mencionado($/m), resultar el costo unitario, de la perforacin en $ /t.
5.5.2 Costo de la voladura ($ /t)
Teniendo en cuenta el factor de potencia del explosivo utilizado (Kg /t) y lasrelaciones matemticas existentes, entre los consumos de explosivos yaccesorios (iniciadores, gua) con el procedimiento de carguo delexplosivo, para la voladura se determinan los consumos especficos.Multiplicando estos consumos especficos por los precios unitarios, resulta elcosto de la voladura en el tajeo expresado en $ /t.
5.5.3 Costo de Acarreo ($ /t)
En el costo de acarreo se considera las operaciones de carguo, transportey descarga del mineral hasta la distancia promedio de os echaderos deltajeo. Los algoritmos de clculo han sido determinados para:
Los equipos LHD -diesel y elctrico El scraper
El principio de clculo consiste en:
Determinar el nmero de equipos (scoops) necesarios, teniendo en cuentael plan de produccin, nmero de tjeos, accesibilidad a los tjeos yestructura de la mina, etc.
Determinar los consumos especficos.
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5.5.4 Costo unitario del relleno ($ /t)
Las tecnologas de relleno analizadas son:
Relleno hidrulico de relaves (sin aditivos)
Relleno hidralido de relaves cementado
Relleno convencional con materiales que provienen de pequeascanteras o de medianas canteras y con materiales aluvionales.
Para cada una de estas tecnologas han sido determinados algoritmos para elclculo del costo unitario.
5.5.5 Costo unitario del sostenimiento
Aunque el sostenimiento en los tjeos analizados en el estudio no se usa,salvo en casos excepcionales, sin embargo, la metodologa de clculo delcosto por sostenimiento tiene importancia para disponer la posibilidad deevaluar costos alternativos de su eventual uso.
En el presente trabajo se ha calculado el costo unitario de sostenimiento
con pernos y puntales de madera.
5.5.6. Costo unitario de labores de preparacin
A fin de incluir el costo de las labores de preparacin en el costo de una
tonelada de mineral extrado en tjeos, se ha tenido en cuenta:
La produccin obtenida en un block por labores de preparacin,
efectuadas en mineral (yacimiento), expresado en porcentaje.
El costo operativo de una ton. de mineral obtenida por labores de
preparacin es de 2 hasta 5 veces mayor que del mineral obtenido en
tjeos. Se ha admitido en los clculos un costo promedio de 2.5 veces
mayor que el costo de extraccin directa en tjeos.
5.5.7. Tratamiento computarizado
Con el fin de calcular y permitir un anlisis rpido y minucioso del costo
operativo del mineral extrado por diversos mtodos de explotacin y
diversas condiciones del yacimiento y dotacin de equipo., se hadesarrollado un programa computarizado, por la complejidad de los
algoritmos y sus relaciones con las variables y las constantes.
El programa ha sido desarrollado como sigue:
Lenguaje Basic
La base de datos en D Base III y
Lotus 123
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La base de datos consiste en el almacenamiento de:
Las informaciones y parmetros contenidos en los Cuadros 1.1. al 1.5
Los precios, distinguiendo entre precios calculados (aire comprimido, etc
) y precios cotizados en el mercado nacional. Las expresiones y grficos de relaciones de los diferentes parmetros
Los consumos especficos (calculados en base a algoritmos)
La creacin de un banco de datos, que a su vez permite un anlisis ms
complejo.
5.2 COSTO OPERATIVO DE LAS OPERACIONES UNITARIAS EN TAJEOS
5.6.1. COSTO OPERATIVO DE PERFORACION ($fm)
El costo operativo de perforacin ha sido elaborado para:
Perforacin con Jack-Leg (22 Kg)
Perforacin con Cavo Drill 350-2 brazos
Perforacin con Jumbo Boomer H-115-2 brazos
5.6.1.1 Costo operativo de perforacin con equipo Jack Leg de 22 Kg y
taladros de 40 mm. dimetro ($/m)
Consumos especficos
Consumo de aire comprimido (en m3/m taladro)
Factores de clculo-consumo especfico de aire comprimido a 6 bares del
perforador, Cesp perf= 2.8 m3/min.
Factor de simultaneidad: K1=0.7
Factor para tiempo auxiliar; K2 en funcin de la competencia de la roca
Velocidad de penetracin m/min
Cuadro 5.6.1.1.
Roca K2
Roca competente 1.1
Roca de competencia media 1.2
Roca poco competente 1.3
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Q ac =
.
.. m3/ m tal.
Q ac =
.7
.8
= 4.0
= m3
/ m tal.
Consumo de barrenos integrales (Qmt en unidad/m. tal) o consumo de brocacon placa
Qbr, en unidad/m taladro y barreno Qbaren unid./m taladro
Los consumos en funcin de la roca (velocidad de penetracin) son dados en
el Cuadro
Cuadro 5.6.1.2.
Consumo Denominacin Roca competente Roca comp. media Roca poco comp.
Qint Barrenos Vida-Mts. tal 150 m. 300 m. 600 m.
integr. de 1.8 m. Unid/m. tal. 0.007 m. 0.0035 0.0017
Qbr Broca en Vida-Mts. tal 200 m. 400 m. 800 m.
cruz Unid/m. tal. 0.005 0.0025 0.0013
Qbar Barreno de
1.80m
Vida-Mts. Ta.
Unid/m. tal.
600 m.
0.0017
1200 m.
0.00083
2400 m.
0.00042
Consumo de lubricante (Q lub - L/m taladro)
Teniendo en cuenta el consumo promedio de 1 It/guardia y perforadora (en 4
horas efectivas de perforacin)
Qlub=
.. (L/m. tal.)
Taladros perforados por guardia (T guar):
T guar = 4 hrs. X 60 min./h x 0.70 (K1) x V m/min
Tguar = 168 x V m tal/guardia
Qlub= =
68 (L/m. tal.)
Dnde: Velocidad de penetracin (m/min)
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Consumo de mano de obra (Qm o- hombre guard/m taladro. Se considera que elpersonal e perforacin est compuesto por 2 mineros; uno es el perforista jefe y
otro el asistente.
Qm.o. =
68
h.g./m.taladro
Qm.o. =
84 h.g./m.taladro
Depreciacin del equipo (Q dep unid /m / taladro) (perforadora, barra,lubricador)
La vida econmica del equipo en un regimen de trabajo de 2 guardia/da y 250
das
Efectivos/ao es de 3 aos, en este tiempo se perforar.
T total= V x 4 h/g x 60 min/h x 0.7 (K1) x2.Guar/da x 250 das/ao x 3 aos = 252,000
x V m taladro
Qm.o. =
5, unid/m.taladro
Mantenimiento del equipo, repuesto y accesorios para la perforacin (Qmant.)
Para perforadoras neumticas Qmantrepresenta el 25% de la depreciacin.
Q mant = 0.25 x Q dep=.5
5, =
,8 (unid/taladro)
Costo operativo de perforacin con equipo Jack Leg (C perf fl)
(Taladro de 40 mm. dimetro y perforadora de 22 Kg)
C perf.flen $/m taladro
C prf.fl= Cperf.f1 + 0.05 C perf.f1
C perf.fl 1= Qa.cx P2+ [(Qintx P15) (Qbrx P16+ Qbarx P17)] = Qlubx P35+ Qm.o.x P40+
Qdepx P60+ Qmantx P60
C perltL1= 4.0 x
x P2 + [(Qintx P15) (Qbrx P16+ Qbarx P17)] +
68 x P35+
84 x P4C+
.5
5, x P60
C perf.fL= 1.05 x Cperf.fL1
Se considera adicional de 5% del costo total como otros gastos.
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5.6.1.2 COSTO OPERATIVO DE PERFORACION CON CAVO DRILL 350-2 BRAZOS,DIAMETRO DE TALADRO 40 mm. ACCIONAMIENTO NEUMATICO
Consumos especficos
Consumo de aire comprimido (Q a.cm3/m taladro)
Factores de clculo -Consumo especfico de aire comprimido a 6 bares delperforador COP 89 de 3.5 m3/min
Factor de simultaneidad; K = 0.7
Factor para tiempo auxiliar K2(cuadro # 5.6.1.1.)
Velocidad de penetracin V determinado con equipos Jack Leg en
condiciones standard (dimetro taladro 40 mm. presin del aire
comprimido 6 bares, perforadora de 22 Kg) en m/min.
Nota:La velocidad de penetracin con Cavo Drill-Perforadora COP 89 D es 40%mayor a la velocidad con perforacin con equipo Jack Leg.
Q a.c. =
.
.4 =
.7
3.5
.4
Q a.c. = 3.6 x
m3/ m tal.
Consumo de barreno integral, broca y barrenos
Los consumos especficos sealados en el cuadro 5.6.1.2 aumentarn en un 5%promedio a razn del aumento de la velocidad de penetracin
Consumo esp. = Consumo dado en el cuadro 5.6.1.2 x 1.05
Similarmente se aplicar 1.05 al valor de los consumos especficos de broca con
placa y barreno.
Consumo de lubricantes(Olub I /m taladro)
El consumo promedio de lubricantes es de 1.2 l/guardia y por perforadora (se
trabaja 4 hrs de perforacin efectiva por guardia)
Taladros perforados por guardia (T guar):
T guar = 4 hrs. x 60 mn/h x 70 (k1) x 1.4 x V m/min. x 2
T guar= 470 x V (m taladros/guar)
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Qlub= .
47 (l/m. tal.)
Qlub=
96 (l/m. tal.)
De donde:
V = velocidad de penetracin en condiciones standard con Jack Leg (m/min).
Q lub= consumo de lubricante
Consumo de mano de obra(Q m.ohombre guardia/m taladro)
Se considera que el personal de perforacin est compuesto por 2 mineros
Qm.o. =
47
Qm.o. =
35 h.g./m.taladro
Depreciacin del equipo(Q depunidad/m tal.)
La vida econmica del equipo Cavo Drill en un rgimen de trabajo de 2 guar./da
y 250 das efectivos de trabajo/ao es de 4 aos.
En este tiempo se perforar:
T total= 2 x 1.4 x V x 4 h/g x 60 min/hr x 0.7 (R 1) x 2 guar/da x 250 d/a 4 aos =
940,800 x V m. taladros
Q dep. =
94,8 unid/m.taladro
Mantenimiento del equipo includo repuesto y accesorios para la perforacin
(Q mant. unidad/m. tal)
Para el equipo Cavo Drill es el 20% del Q dep
Qmant.
= 0.20 x Qdep
=
.
94,8 unid/m.taladro
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Costo operativo de perforacin con equipo Cavo Drill, 2 brazos dimetro taladro40mm.
C perf. C.D. en $/m. taladro
C perf. C.Dr1= Qa.cx P2+ [(Qintx P15) (Qbrx P16+ Qbarx P17)] + Qlubx P35+ Qm.o.x P50+
Qdepx P61+ Qmantx P61
C perf. C.Dr.1= 3.6 x
x P2 + Qintx P15+ Qbrx P16+ Qbarx P17+
96 x P35+
35 x P41
+.
94,8 x P61
C perf. . C.D. = 1.05 xC . C.Dr. 1
Se considera un adicional de 5% del costo total como otros gastos
5.6.1.3 Costo de perforacin con Jumbo BoomerH115de2 brazos dimetro de
taladro 40 mm. Accionamiento electrohidrulico Consumo de energa elctrica(Qel -Kw h/m tal.)
Factores de clculo
Consumo de energa elctrica para 60 Kw. potencia instalada
Factores de simultaneidad K1= 0.7
Factores para tiempo auxiliar K2=de acuerdo al cuadro 5.6.1.2.
Velocidad de penetracin V = min.
Determinado en condiciones standares con Jack Leg (22 Kg) dimetro tal 40 mm.Presin de aire comprimido 6 bares
Nota: La velocidad de penetracin con Jumbo Boomer es 3 veces mayor a lavelocidad con Jack Leg
La potencia utilizada es el 80% de la potencia instalada
Pot. = 60 x 0.8 = 48 Kw
Se perfora un promedio de 4 hrs. efectivas por guardia y el nmero de taladros
perforados por guardia con equipo de 2 brazos ser:
T guar = 4 hrs. x 2 perf. x 60 min x V x3 x 0.7
T guar= 1,008 x V (m/guardia)
Donde V es la velocidad de penetracin standard con equipo Jack Leg
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Consumo especfico de energa de Jumbo Boomer H115
C esp.J.B. =48 4
8 = (Kwh/m.tal.) C esp.J.B. =
5.5 (Kwh/m.tal.)
Q el =.7
.7 x
5.5 (Kwh/m.tal.) Q el =
5.5 x
Q el = 0.19 x
(Kwh/m.tal.)
Se debe mencionar que el coeficiente K, para tiempo auxiliar es 30% menor que
el caso de perforacin con Jumbo Boomer, o sea 0.7 x K2
Consumo de barrenos integrales broca y barrenos en unidad/m tal.Perforados
Los consumos especficos dados en el cuadro 5.6.1.2 aumentarn en 20%
promedio a razn del aumento de la velocidad de penetracin.
Consumo esp. = cons dado en cuadro 5.6.1.2 multiplicado por 1.2
Consumo de lubricantes (Qlub -l/m taladro)
El consumo promedio de lubricantes es de 3 I/guard. por perforadora y el nmero
de taladros perforados por guardia (2 perf.) ser:
Tguar= 4 hrs x 60 min./h x 0.7 (k1) x 2 perf. x 3 V /guard.
Tguar = 1008 x V (m. tal./guard.)
Donde V es la velocidad de penetracin en condiciones standares con
perforadora Jack Leg.
Qlub =3
8 (1/m tal.)
Qlub =
68 (l/m tal.)
Consumo de mano de obra (Qmo -hombre guardia/m tal.)
Se considera que el personal de perforacin est compuesto por 2 mineros.
Qmo. =
Tguar
8 (h. g./m. taladro)
Qmo. =
54 x V(h. g./m. taladro)
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Depreciacin del equipo (Qdep. - unidad/m taladro)
La vida econmica del equipo Jumbo boomer H 115 en un rgimen de trabajo de
2 guardias por da, 250 das efectivos de trabajo al ao es de 5 aos, en este
tiempo se perforar:
Ttotal= 2 x 3 x V x 4 h/g x 60 min/h x 0.7 (K,) x 2 g/d x 250 d/a x 5 aos
Total; 2'520,000 x V m taladros
Qdep=
5, x V (unidad/m. taladro)
Mantenimiento del equipo (Incluyendo repuestos y accesorios para laperforacin
Qmant en unidad/m taladro
Para el equipo Jumbo Boomer H 115 es el 15% del promedio Qdep
Qmant= 0.15 X Qdep
Qmant=.5
.5, x V(unidad/m. taladro)
Costo operativo de perforacin con equipo Jumbo Boomer H 115 de 2
brazos dim. taladro 40 mm
CpertJB. en $/m. taladro
C perf.JB.1 = Qelx P1+ [(Qintx P15) (Qbrx P16+ Qbarx P17)] + Qlubx P36+ Qm.o.x P42+
Qdepx P60+ Qmantx P62 + Qmantx P62
C perf. J.B. = 0.19 x
x P1 + Qintx P15+ Qbrx P16+ Qbarx P17+
68 x P36+
54 x P42+
.5
5, x P62
Cpert JB. = 1.05Cpert .J.B.1 .
Se considera un adicional de 5% del costo total como otros gastos
5.6.2 COSTO OPERATIVO DE VOLADURA ($/Tonelada mineral) EN LOS TAJEOS (dos
caras libres)
El costo operativo de la voladura ha sido elaborado para:
Carga manual de los explosivos y
Carga mecanizada por cargador neumtico
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Factores de clculo
Factor de potencia en Kg/T como datos estadsticos promedios
recuperados de las unidades minerales
Tipo de explosivo.
Consumo de accesorios; iniciador y gua
Consumo especfico de taladros (Estadstico) en m/T
Dimetro de taladro mm. (en general 40 mm.)
Longitud promedio del taladro (m.) Modalidad del carguo de
explosivo
Factor de potencia
Es un parmetro estadstico que involucra la influencia de las propiedadesgeomecnicas del mineral sobre el mtodo de explotacin aplicado y se refiere
a cada tipo de explosivos utilizado.
Qexpl.Kg/T(Factor de potencia)
Se puntualiza en el presente anlisis que el factor de potencia se refiere a laslabores mineras con dos caras libre en el tajeo.
En funcin del tipo de explosivo, el parmetro factor de potencia servir paracalcular el precio del explosivo:
En el caso de dinamitas o geles, el factor de potencia se multiplica por el
precio unitario del explosivo.
En el caso de ANFO, el precio unitario del explosivo se calcular teniendo
en cuenta el caso ms general: 88% de ANFO y 12% dinamita.
PAnfo + Pdin = 0.88x PAnfo+ 0.12'X Pdin
P10 = 0.88 X P9 + 0.12 X P7 en $/Kg.
Consumo especfico de iniciadores (Qinic. en Unid./Ton.)
El consumo especfico de iniciadores fue determinado por clculo en
funcin de informaciones disponibles:
Longitud de taladro (I) en m; I=corte 1.1
El corte est indicado para cada tajea
Consumo de taladro (Qtm) en mlt
Factor de seguridad 1.04
7/25/2019 Costos de Operacin Unitarias
18/47
Qinic = Qinic.el = 1.04
( unidad /t)
Donde:
Qinic.el = consumo especfico de iniciadores elctricos
Qinic.pir = consumo especfico de iniciadores pirotcnicos
Consumo de gua (Qguia-m/Tonelada)
El consumo de gua normal (Bickford) se refiere al uso de iniciadores pirotcnicos.
Qguia.Bic= .5
(m/t)
Qguia.Bic= 1.5 x Qtal(m/t)
Consumo de cordn detonante (Qdeto-n. -m/ton.)
Qguia.Bic= .3
= 1.3 x Qtal(m/t)
Mano de obra por carga de explosivo y disparo (Qm.o. - hg/ton.)
Mano de obra en caso de carga manual
Parmetros de clculo
Cuadrilla de mineros (generalmente) 3 personas
Bodeguero 1 persona
Taladros de long. promedio de 2 hasta 3 mts.
Duracin del cargado de explosivos (promedio) y taco, 2 mino
"Nmero de taladros
Nt =
Dnde:
Tdis= toneladas minados por disparo
Qtal= consumo de taladro
I = longitud promedio de taladros
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Duracin de la preparacin y voladura: Los tiempos promedio son:
Carga por taladro, 2 minutos, o sea 1/240
h.g.(hombre/guardia)
Encendido y retiro -10 minutos
Espera despus de la voladura (ventilacin) 60 min.
El consumo de mano de obra en caso de carga manual
Qm.o.man. =(.
x
4x
48x
6
48)x
4 .
.
Qm.o.man. =. +35
4 x 4h.g./t
Mano de obra en caso de carga mecanizada (Qm.o.mec.-h g/t)
Parmetros de clculo Cuadrilla de mineros 3personas Bodeguero 1 persona Taladros de long. mayor de 3mts. Duracin: Carga de un taladro de longitud I 3minutos Encendido y retiro 15 minutos Espera despus de la volad. 60minutos
Qm.o.men. =(.
x
3
48x
5
48x
6
48)x
4 .
.
Qm.o.men. =3. +75
48 x 4 x (h.g./toneladas)
Depreciacin de equipo (Qdep- Unid/T)
La vida econmica del cargador neumtico es de 10 aos
Qdep=
75,Unid. /t (promedio)
Mantenimiento del equipo y costo de mangas antiestticas
Representa el 25% del costo del equipo
Qdep=0.25 x Qdep.5
75,Unid. /t
Costo operativo de la voladura
En los tajeos en $/tonelada mineral
Carga manual C. vol. man.$/t
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Carga meco C. vol. mec.$/t
Costo operativo de la voladura con carga manual
C vol. man. ($/t)
C vol. man.= Qexpl.Dx P7+ Qexpl.Anfox P10+ Qinic.el.x P11+ Qinic.piz.x P12 + Qguia Bic. x P13+
Qcor.det.x P14+ Qm.o.man.x P43
C vol.man.= Qexpl.x P7x Qexpl.anfox P10+1.04 x
x P11 + 1.04 x +
x P12+1.5 x Qtalx
P13+ 1.3 Qtalx P14 + . 35
4 .X 4 x P43
Cvol.man.= 1.05 x Cvol.man.1 ($/t)
Costo operativo de la voladura con carga por equipo neumtico.
C vol. mec. ($/t)
C vol. mec.1= Qexpl.Anfox P10+ Qinic.elx P10+ Qinic.el.x P11+ Qinic.pir.x P12 + Qcord.det.x P14+
Qm.omec.x P43+ Qdep.x P66 + Qmantx P66
C vol.man. 1 = Qexpl.anfox P10 + 1.04 x
x P11 + 1.04 x +
x P12+ Qtalx P13x P14 +
3 . 75
48 .X 4P43 +
75,x P66+
.5
75,x P66
C perf.fL= 1.05 x Cvol.mec.1
5.6.3. COSTO OPERATIVO DE ACARREO EN TAJEOS ($/t mineral) El costo operativode acarreo ha sido elaborado para:
Acarreo con scraper
Acarreo con equipo LHD (scooptrams)
5.6.3.1. Costo operativo de acarreo en tajeas con scraper ($/T min)
Capacidad de acarreo por hora
Factores de clculo: Capacidaddel rastrillo (Ora) en m3
Densidad del mineral in- situ (b) t/m3
Distancia de acarreo (D) en m.
Velocidad promedio del rastrillo (v) en m/s
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Qscr/h = Qrax 0.5 x 0.9 x
.4x
3,6
+3
(t/h)
Qscr/h = 578 x
+5(t/h)
Consumo de energa elctrica - (Scraper con motor elctrico)
Qenerg.elct = .
/ (Kwh/t)
Donde:
Pmotb = potencia del motor (Kw)
Qscr/h - capacidad de acarreo por hora (t/h)
Consumo de energa neumtica aire comprimido (scraper neumtico)
Qairec. = ()
.x
.
= (m3ac/t)
Qaire c. =()
.= (m3ac/t)
De donde:
Pmot = potencia del motor neumtico (H.P.)
R = Rendimiento de motor neumtico (0.15)
Qscr/h = Capacidad de acarreo por hora (t/h)
Consumo de cables de 12.5 mm. dimetro (m/t)
Qcab =.
.
= (m/t)
Qcab. =.
.= (m/t)
Dnde:Distancia de acarreo (m)
No de guardias/da (Ng)Capacidad de acarreo (t/h)
Consumo de mano de obra (h.g./t)
Qm.o.scr. =
/ ..
.
.. (. ./)
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Depreciacin del equipo (unidad/t)
La vida econmica de un scraper con motor elctrico se considera en promedio
15,000 hrs.
Qdep =
, .. (/)
Mantenimiento del equipo y rastrillo
Es el 15% del valor de depreciacin
Qmant =.
(/)
Costo operativo de acarreo en tajeos con scraper (Cscr-$It)
C scr.1 = [(Qenerg.elct.x P1) (Qaire c.x P2)] + Qcabx P21+ Qm.o.x P40+ Qdepx P(68-69-70)+
Qmantx P(68-69-70)
C scr.1= [(.
.x P1) (
()
.x P2)]+
.
.x P21+
.
.x P40+1.15
x ,.
= x P(68-69-70)
C scr.1 =
. [(0.9 x Pmt.el.x P1) (Pmot.nx 72 x P2)] +
.
x P21+ 0.4 x
.
, P(68-69-70) ($/t)
Cscr..= (1.07 x Cscr.1.
5.6.3.2 Costo operativo de acarreo en tajeas con equipo LHD ($It)
Capacidad de acarreo por hora y da (t/h y t/d)
Factores de clculo:
Produccin de mineral de la mina por da (P) - t/d
Produccin de mineral obtenido de tajeas (Ptaj) - t/d
Capacidad nominal de la cuchara (Qcuch) - m3
Peso especfico del mineral in-situ (6) - t/m3
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Distancia promedio de acarreo (D) - m
Velocidad promedio del LHD (V) - km/h
Potencia del equipo adecuado a la altura s.n.m. (Pot.)-HP
Mineral roto por disparo (Qdisp) t
No de tajeas activos en la mina (N taj.)
No de guardias por da ( N guard) Factor de esponjamiento 1.4 Factor de llenado de la cuchara 0.9
Tiempo necesario para un ciclo (Tci)
Los tiempos parciales expresados en segundos son:
t1=tiempo de carguo
t2= desplazamiento hasta el echadero (lleno);
t3= tiempo para descarga
t4 = desplazamiento, devuelto
t5 = tiempo de esperas varias
Tci = t1 + t2 + t3 +t4 + t5
a. EI tiempo de carguo(t1)es funcin de:
La fragmentacin del mineral (funcin de competencia)
El aspecto de la rotura y forma de la masa de mineral
La potencia del equipo
El ajuste de la cuchara
La inclinacin del suelo, etc.
Generalmente el llenado de la cuchara se realiza en ms de dos
movimientos de penetracin. A fin de simplificar los clculos y teniendo en
cuenta la prctica, el tiempo de carguo (segundo) en funcin de las
caractersticas geomecnicas del mineral y de la capacidad (potencia)
del equipo es el siguiente:
Cuadro 5.6.3.2.
Cap. Cuchara Y3 m3 1.50 2.67 4.60 7.64 9.93
Mineral 20 25 30 35 45 55
De competencia 24 30 36 42 54 66
Competente 28 35 42 49 63 77
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a. Tiempo de desplazamiento con carga (t2) en segundos
T2=
.
.
T2=3.6
.
Dnde:
D = Distancia de transporte (m)
V = velocidad promedio del equipo (km/h)
c. Tiempo de descarga (t3)
En condiciones normales la descarga en echaderos se realiza por uno o dos
movimientos, en 40 seg.
t3 = 40 seg.
d.
Tiempo de desplazamiento vaco (t4)
La velocidad en el desplazamiento vaco es.10% mayor con respecto a la
velocidad con carga.
t4= 0.9 X t2
t4=3.
e. Tiempos de esperas adicionales (t5)
En el transcurso del ciclo de operacin, ocurren tiempos de espera para
cruzarse los equipos y para realizar maniobras adicionales al carguo y
descarga estos tiempos aumentan la duracin del ciclo en un 10-30%, en
promedio pudindose admitir un 25%
t5= 0.25 (t, + t2+ t3+ t4) (seg.)
Tiempo necesario para un ciclo completo (Tci)
Tci= 5=
Tci= t1+3.6
+ 40 +
3.
+ ( t1+ t2+ t3+ t4) x 0.25
Tci= 1.25 x ( t1+6.8
+ 40) (seg)
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Donde:
D = Distancia de acarreo m.
V = velocidad Km/h
t1 = tiempo de carguo segn el cuadro 5.6.3.2
Toneladas transportadas por ciclo (Qci)
Factores de clculo
Qcuch= capacidad de cuchara m3
= peso especfico in-situ t/m3
Fe = factor de esponjamiento 1 .4
fll = Factor de llenado de cuchara 0.9
Qci= Qcuchx x
x Fll T
Qci= Qcuchx x
.4x 0.9 t
Qci= 0.64 x Qcuchx t
Capacidad de acarreo de un LHO por hora y da
QLHl.h y QLHD.d
a. Capacidad de acarreo horario
QLHl.h. = Qcix36
t/h
QLHl.h. = 1.840 x 8
+6.8
+4
t/h
Donde el significado de las abreviaciones corresponde a los anteriormente
mencionados
b. Capacidad de acarreo diario de LHD
QLHD1 t/d
F actores de clculo
QLHD1 = Capacidad de acarreo horario t/h
Tdips= Tiempo disponible de acarro dentro de una guardia horas
h.guardia = duracin de una guardia horas (8 12 hrs)
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Nguar. = N de guardias por da Ng
K3 = factor que se refiere a la disponibilidad de mineral (ton. minadas por
disparo) y frentes cercanos 0.9
Tiempo disponible por guardia (en %)
Teniendo en cuenta la duracin promedio de las operaciones las cuales no
permiten efectuar el acarreo al mismo tiempo que el desquinche, la
voladura, la ventilacin, el ingreso del personal, mantenimiento, etc., el
tiempo disponible promedio para el acarreo es de 55% del tiempo de una
guardia.
El factor K3de disponibilidad de mineral depende de:
Qdisp. = mineral roto por disparo y tajea tons.
y de la existencia de tajeas cercanos, a fin de trasladar el LHD a un tajeadonde hay disponibilidad de mineral.
QLHl.h. = 0.55 x K3x h.guar. x Nguar. X QLHD.h t/hQLHl.h. = 0.495 x h.guar. x Nguar. X QLHD.h t/h
Nmero de equipos necesarios en tajeos (NLHD tj)
Factores del clculo
Produccin de mineral de la mina (P. min)
(t/d)
Produccin de mineral de la mina por da que proviene de tajeas
(P.taj.) (t/d)
Capacidad de transporte del LHD en tajeas por da (QLH D d.)
(t/d)
Disponibilidad de equipos (Deq) conforme al cuadro 5.6.3.3
Produccin de mineral que proviene de labores de preparacin y
desarrollo (PLP) (%)
Produccin de mineral que proviene de tajeos (Ptaj)
P taj= P min.x. .
(t/d)
Nmero de equipos necesarios en operacin (NLHDOP.) Para el acarreo delmineral minado de los tajeas hasta el primer echadero
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N LHDOP =.
..
N LHDOP =
. ( .
)
..
El resultado del clculo es redondeado a una cifra entera superior.
Nmero de equipos de reserva (NLHD res)
Segn la prctica usada en las minas y teniendo en cuenta la
recomendacin de las unidades productoras de equipos LHD, el Nmero
de equipos en reserva y mantenimiento de largo plazo representa el 30% del
nmero de los equipos en operacin.
NUMERO DE EQUIPOS LHD EN OPERACION EN RESERVA Y TOTAL
Cuadro 5.6.3.3.
Nmero de LHD enOperacin N LHD
op.
Nmero de equiposLHD en reserva N LHD
res
Totalnecesario
NLHD.T.
1 1
2 1 33 1 44 1 55' 2 76 2 87 2 98 3 119 3 1210 3 13
Nmero total de equipos LHO necesario para el acarreo en los tajeos (N LHD.T.)
N LHD.T= NLHD.op + NLHD.res
Las caractersticas tcnicas de los equipos: capacidad de la cuchara
potencia del motor adecuada a la ubicacin de la mina (m.s.n.m.)
accionamiento diesel o elctrico, etc. corresponden a los del equipo
existente en las minas analizadas.
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Consumos especficos para el acarreo con LHO en tajeos
Los consumos especficos para el acarreo LHD en tajeas fueron
determinados en cuenta:
Las caractersticas tcnicas del equipo.
La distancia de acarreo en el tajea hasta el primer echadero
La disponibilidad de mineral
La capacidad de acarreo por da
Consumo de energa
Equipo LHD elctrico (Qel- KWH/t)
Factores de clculo
Ppot= potencia del motor Kw
NLHD o.p = nmero de equipos LHD en operacin
K4= factor de utilizacin de la potencia nominal 0.85
T= tiempo efectivo de operacin por da (0.55 x Nguard x Nguar ) Horas
Pta= produccin total de mineral que proviene de tajeas por da t/d
Consumo de energa elctrica (Qel)
Qel=.55 . ..
. Kw h/t
Qel=.47 . ..
. Kw h/t
Equipo LHD diesel (Qdis- l/t)
Factores de clculo
Qdis = consumo especfico de petrleo 0.20 Iitros/HP/hora
K3= Factor de Disminucin del Consumo de Petrleo en funcin de la potencia
del motor segn cuadro 5 K
K6= Factor de utilizacin de la potencia nominal 0.85
T= Tiempo efectivo de operacin (0.55 x h guar x Nguar) horas
Ptag.= produccin total de mineral que procede de los tajeas por da t/d
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NLHDop Nmero de equipos en Operacin Nr
CUADRO N 5
Factor de disminucin del consumo de petrleo en funcin de la potencia del
motor
POTENCIA NACIONAL DEL MOTOR DIESEL HP FACTOR DE CALCULO K5
45-100
100-150
150-250
ms de 250
1
0.95
0.9
0.87
Se debe sealar que, la potencia de los motores diesel, estn adecuadas a laaltura sobre el nivel del mar.
Qel=. .55 . ..
. Kw h/t
Qel=.93 ..
. (l/t)
Consumo de neumticos (Qaneum- unid/t)
Segn criterios y anlisis para la seleccin de equipos (Universidad Nacional de
Ingeniera Ed.Set.88) el consumo promedio de un juego de llantas corresponde a
1,500 horas efectivas de trabajo.
Qneum=4
5 .Unidades/t
Dnde:
Q = capacidad de transporte por hora del LHD.
Consumo de lubricantes (QIUb- litro / t)
Equipo LHD elctrico
Qneum=.4
...l/t
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Equipo LHD - diesel
Qneum=.53
...l/t
Consumo de mano de obra (Qmo h.g./t)
Cada equipo en operacin est dirigido por un operador
Qm.o.=...
..l/t
donde el significado de las abreviaciones ha sido establecido anteriormente.
Depreciacin del equipo (Qdep - Unidades/t)
Segn publicaciones especializadas, la vida econmica de los equipos LHD se
puede considerar en promedio 12,000 horas de trabajo efectivo
Qdep=
, .Unidades/t
Mantenimiento del equipo incluyendo repuestos (Qman)
Los costos promedios de mantenimiento y repuestos durante la vida econmica
son:
por LHD elctricos 18% del valor del equipo
por LHD Diesel 25% del valor del equipo
Costo operativo del acarreo en tajeos con equipo LHD
C LHDen $/t
C LHD.1= [(Qel. X P1) (Qdisx P3)] + Qneumx P(1820) + Qlub.el.x P36+ Qlub.disx P37+ Qm.o
x P46+ [(1.18Qdep.e.l.x P(7579)) (1.25Qdep.dis.x P(8086))]
CLHD= C LHD.1+ 0.05 x CLHD
CLHD= 1.05 x C LHD.1 ($/t)
NOTA:
El precio de los neumticos y el costo del equipo, son diferentes para cada tipo y
capacidad de los mismos.
5.6.4. COSTO OPERATIVO DEL RELLENO ($/Tonelada Mineral)
El costo operativo del relleno ha sido elaborado para:
7/25/2019 Costos de Operacin Unitarias
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Relleno Hidrulico con relaves sin Aditivos
Relleno Hidrulico con relaves Cementado
Relleno Convencional que proviene de canteras cercanas al echadero de
relleno
Relleno Convencional que proviene de zonas con material aluvial
5.6.4.1 Relleno hidrulico sin aditivos (CRHid$/t)
Condiciones asumidas:
El relleno proviene de relaves de flotacin sin almacenamiento (del flujo
directo)
Antes de bombeo a la mina se han eliminado las partculas finas
(hidrocicloneado)
Los relaves de flotacin contienen un promedio de 35% de slidos en la
pulpa (en peso).
El volumen de relleno requerido representa el 70% del volumen de
extraccin.
Se utilizan equipos como: hidrociclones, acondicionadores, bombas,
tuberas y mangueras.
En base a un programa computarizado (Ver bibliografa) se han determinado los
costos de relleno hidrulico.
Factores de clculo
La produccin de la mina (se rellena aproximadamente el 70%)
La distancia y desnivel entre la planta concentradora y el tajeo.
Elementos de clculo del costo operativo:
Energa elctrica requerida
Mano de obra
Depreciacin del equipo e instalaciones de tuberas y accesorios
Costo de mantenimiento
El costo operativo del relleno (CRHid.1)
Se refiere a la participacin del costo de operacin del relleno en una tonelada
de mineral extrado en tajeos para un desnivel de 100 m. entre la planta
concentradora y el tajeo ($/ t mineral)
7/25/2019 Costos de Operacin Unitarias
32/47
Participacin del Costo de la operacin de relleno ($/t min) en el costo Operativo
de Mineral
Cuadro 5.6.4.1.
Produccin demineral enta eo T d
DISTANCIA PLANTA TAJEO (m.)
1000m 1500m 2000m 2500m
500 0.90 1.00 1.20 1.25
1,000 0.35 0.42 0.73 0.75
1,500 0.22 0.30 0.50 0.52
2,000 0.21 0.29 0.38 0.40
2,500 0.20 0.28 0.30 0.32
Para cada 100 m. de desnivel, el costo indicado en el Cuadro No 5.6.4.1 se
incrementar por un factor de 1 .35 es decir:
C R.Hidr.1= C R.Hidr.1x 1.35 x.
$/t min. Extr. En tajeo
Dnde:
Desnv: representa el desnivel entre tajeo y planta concentradora
5.6.4.2. Relleno hidrulico cementado (CR.hidr.C
) en $/t mineral
Condiciones asumidas y factores de clculo:
El relleno proviene de relaves de notacin.
El cemento es aadido por dosificadores (con espiral o vibrador) en la
mezcla requerida (Rcem)expresada en proporcin 1 : X, donde 1 es la
proporcin de cemento y x representa la parte del agregado en peso en
relacin al total de relleno; por ejemplo 1: 6; 1 :10; 1:20
La depreciacin de las instalaciones complementarias para almacenar,
dosificar y mezclar el cemento est expresada en el costo operativo comoun factor sobre el costo del relleno hidrulico sin aditivo K7 = 1.2
Los costos para el drenaje del agua excedente se han expresado como un
factor K8 = 1.05 del costo de CR.hidr.C
CR.hidr.C =K6xK7xK8xCR.hidr + Rcemx P29en ($/t de mineral)
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Dnde:
CR.hidr = Costo operativo del relleno hidrulico (ver 5.6.4.1) sin aditivos, que
corresponde a una tonelada de mineral extrado en los tajeos.
K6= Factor de incremento para instalaciones complementarias
K7= factor de incremento para la planta de dosificacin de cementoK8= Factor de incremento para costos complementarios para el drenaje de agua
excedente.
Rcem = Factor que representa la mezcla de cemento en el relleno total expresada
como proporcin (1: x)
P29 = Precio de una tonelada de cemento.
CR.hidr.C= 1.26 x CR.hidr+Rcemx P29 ($/t mineral)
5.6.4.3 Relleno convencional proveniente de canteras
Se han analizado la siguiente dos alternativas:
Canteras de pequea envergadura, usando perforadoras manuales
Canteras de mediana envergadura, usando equipos de perforacin sobre
ruedas, tipo orugas (track-drill)
a) Costo operativo del relleno convencional procedente de pequeas
canteras (CR.Conv.1)
Condiciones asumidas y factores de clculo:
El material de relleno es de competencia media (calizas)
Las operaciones unitarias son: perforacin, con perforadora manual y
taladros de aproximadamente 2m. de longitud, voladura con ANFO;
transporte con cargador frontal aproximadamente en promedio de 200 m.
hasta la chancadora; trituracin, transporte del relleno chancado hasta el
echadero aproximadamente 1 Km, Y la distribucin del relleno en los tajeos
(distancia promedio 50 m.) Una tonelada de relleno convencional (caliza chancada) tienen una
densidad promedio de 2.2. t/m3
El factor de clculo (K8) representa el costo del relleno por una tonelada de
mineral:
K8 =.
.
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Dnde:
d.min. = densidad del mineral
Consumos especficos
Perforacin
(con perforadora de 22 Kg. Y broca 40 mm. )
Consumo de aire comprimido
(Ver punto 5.6.1.1.)
Pa.c.= 4.0 x
m3/m. taladro
Teniendo en cuenta que el material de relleno es generalmente de competencia
media, los valores promedio de los parmetros son:
K2= 1.2
V = 0.48 m/min. (20% mayor que en mina subterrnea V = 1.2 x 0.4 = 0.48)
Qa.c.=4.
.48 1.2 103/.Taladro perforado
Consumo de barrenos integrales.Segn el cuadro 5.6.1.2
Qint= 0.0035 Unidades/m taladros
Consumo de lubricantesPor V = 0.48 m/min.
Qlub =
68
68 .48= 0.012 1/m taladro
Consumo de mano de obra
El personal de perforacin est compuesta de dos mineros .Se perfora 5 hrs./guar.
Qm.o=
5 6 .48 .7= 0.02h.g/m talad.perforados
Depreciacin del equipo
La vida econmica del equipo utilizado en la cantera es de 5 aos:
Ttotal= 100 m/dia x 250 dias/ao x 5 aos = 125,00 m. taladros
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Mantenimiento, mangueras y tuberas
Estos costos representan en promedio el 20% del costo de la depreciacin.
Qman= 0.2 x Qdep
Costo operativo de la perforacin (Cperf.R1)
Cperf.R1 = 1.05 x (10 x P2+ 0.0035 x P15+ 0.012 x P35+ 0.002 x P40 +
5,x P60+ 0.2 x
5,x P60)
en $/m taladros perforados.
Nota:se incluye el 5% por concepto de otros gastos
Costo operativo de la voladura
Qeql= 0.3 Kg/t (promedio para calizas)
Se usa ANFO con dinamita en proporcin: 0.88 ANFO+ 0.12 dinamita.
Consumo de iniciadores
Donde:
L = longitud promedio de los taladros (2m)
Qtal= consumo de taladros Por tonelada de relleno
Qtal= promedio = 0.6 m. tal/ton
Qinic=.4
= 0.6 = 0.31unidades/toneladas relleno
Consumo de Gua-Bikeford
Qgua= 1.5 X Qtal= 1.5 x 0.6 = 0.9(m/t relleno)
La mano de obra est includa en el clculo de la perforacin.
Costo operativo de Voladura
Cvol.R1= (Qtal x P10+ Qinicx P12+ P13) x 1.05
Cvol.R1= 1.05 x (0.3 xP10+ 0.31 x P12+ 0.9 x P13) ($/t relleno)
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Costo operativo del carguo y transporte hasta la chancadora
Condiciones asumidas
Cargador frontal de 2.5 m3 y 125 HP
Distancia de transporte promedio: 200 m
Se trabaja en una guardia, 6 hrs efectivas
Capacidad de transporte por guardia: 30 x 6 = 180/t guardia
Consumo especfico de petrleo: 0.17 Its./HP horas
Factor de utilizacin de la potencia del motor: K6= 0.85
Consume de combustible
Qdis=.7 .85 6 / 5
8 (l/t relleno)
Qdis = 0.60 l/t relleno
Consumo de neumticos
Qneum= 0.0001 unid./t relleno
Consumo de lubricantes
Qlub= 0.02 L/t relleno
Consumo de mano de obra
Qm.o.=
80.006 h.g./t relleno
Depreciacin del equipo
La vida econmica de un cargador frontal es de 14,000 h.
Qdep=
4, 3
4,unid/t relleno
Mantenimiento del equipo
Qmant.=5
x Qdep(unid/t relleno)
Costo operativo de la carga y transporte hasta la chancadora
C tr.ch.1= (Qdisx P2+ Qneumx P20+ Qlubx P37+ Qm.0x P45 + Qdep .x P40+ 0.25 Qdepx P20) x
1.05
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C tr.ch.1= 1.05 x (0.6 x P2+ 0.0001 x P20+ 0.02 x P37+ 0.006x P45 + 1.25.x
4,x P90)
$/t relleno
Chancado
Condiciones asumidas:
Chancadora de quijadas de 20Kw elctrica
Se trabaja en una guardia de 7 hrs efectivas
Cantidad de caliza chancada por guardia: 180 t.
Consumo de energa elctrica
Qel.ch.1= 7
80.78 kw .h./t. relleno
Consumo de acero con 10% Mn.Qac.Mn.= 0.05 Kg/t relleno
Mano de obra
Qm.o=
80.006 h.g./t relleno
Depreciacin del equipo: chancadora y tolvas La vida econmica de lachancadora es de 10 aos
Qdep.=
45, Unidades/t relleno
Mantenimiento, incluyendo accesorios de la instalacin de chancado.
Qmant. = 0.20 x QdepUnid/t relleno
Costo unitario para chancado
Cch.p.c= (0.78 x P1+0.05 x P28+ 0.006 x P47+
45,x P95+ 0.20 x
45,P95) x 1.05
Cch.p.c= 1.05 x (0.78 x P1+ 0.05 x P28+ 0.006 x P47+ 1.20 x
45, x P95) ($/t relleno)
Transporte del material chancado hasta el echadero de relleno
Condiciones asumidas: Transporte con volquetes, en una distancia aprox. de 1km.
Ctr.relleno ch. = 0.2 $/t relleno
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Distribucin de relleno en tajeos
Condiciones asumidas:
Alternativa1: Transporte con LHD en una distancia promedio de 100 m. y puestoen el lugar
Cdist.RLHD=
100($/t relleno)
Donde:
CLHD= Costo operativo del acarreo en tajeas (ver 5.6.3.2.) mineral
D = Distancia de acarreo del mineral en el tajea (m.)
Alternativa 2:distribucin con rastrillaje scraper. por 50 m.
Cdist.R.ser.=
x 50$/t relleno
Donde:
Cscr= Costo operativo de mineral en tajeas, por scraper
D = Distancia de acarreo del mineral en tajeas (m.)
Costo operativo del relleno convencional procedente de pequeas canteras(CR.conv.1)
Teniendo en cuenta los consumos especficos antes calculados, el costo
operativo de una tonelada de relleno puesto en tajea es el siguiente:
CR.conv.1 = 0.55 x Cperf.R.1 + Cvol.R.1 + CTRch.1 + Cch.p.c. + Ctr.ch.rell. +
[(Cdist.R.LHD) (Cdist.R.Scr.)]
La significacin de las abreviaciones han sido anteriormente mencionadas.
El factor de 0.55 es el consumo promedio de taladros para obtener 1 tonelada
de relleno.
Costo operativo de relleno convencional proveniente de canteras de medianaenvergadura(CR.conv2.)
Condiciones asumidas:
El material de relleno es caliza de competencia media
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Perforacin con track Drill
Voladura con ANFO
Transporte 1, de cantera a chancadora
Chancado
Transporte 11, de chancadora hasta el echadero del relleno
Distribucin del relleno en el tajeo.
Perforacin ($/m taladro)
Consumo de aire comprimido
Qa.c.= 3.6 x
Donde:K2 = 1.2
V = 0.48 m/minQa.c.= 9 m3/m. taladro
Consumo de broca con plaquetas de metal duro(ver cuadro No 5.6.1.2.)
Qbr= 0.0025 x 1.05 = 0.0026 Unid./m taladro
Consumo de barrenos( Ver cuadro # 5. 6. 1. 2.)
(Barrenos acoplados)
Qbarr= 0.00083 x 1.1 = 0.00091 Unid/m. taladro
Consumo de Lubricantes
Qlub=
93 0.011 l/m taladro
Consumo de mano de obra (Ver numeral 5.6.1.2)
Qm.o=
35 0.009 h.g./ m taladro
Depreciacin del equipo
La vida econmica de un Track Drill es de 5 aos.
Rgimen de trabajo: 250 das/ao
En este tiempo se perfora:
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Ttotal= 1.4 x 0.48 x 5 h/g x 60 min/h x 0.7 x g/d x 250 d. x 5 aos
Ttotal= 353,000 m. taladros
Qdep =
353,Unid./m taladro
Mantenimiento y accesorios
Qmant= 0.15 x Qdepunid/m taladros
Costo operativo de la perforacin($/m taladro)
C perf.tr.dr= 1.05 (q x P2+ 0.0026 x P16+ 0.00091 x P17 + 0.011 x P35+
0.009 x P41+ 1.15 x
353, x P63)
Costo operativo de la voladura ($/t)
En las canteras de mediana envergadura, la voladura se realiza con ANFO y
dinamita en proporcin: 0.95 ANFO+0.05 Dinamita
El factor de potencia promedio para calizas de competencia mediana es 0.2
Kg/t ANFO.
Qexpl= 0.2 Kg/t relleno
El consumo promedio de taladros 0tal = 0.3m/t. relleno
Consumo de iniciadores:
Qinic=.4
x Qtal Unid/t relleno
Donde:
Qtal= consumo promedio de taladros (0.3 m/t)
L = 5 m promedio
Qinic= 0.062 Unid./t relleno
Consumo de cordn detonante
Qc.det= 1.3 x Qtal= 0.39 m/t relleno
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La mano de obra fue deducida en el clculo de, la perforacin.
Costo Operativo de la voladura
Cvol.R2= 1.05 x (Qexpl.x P10bis + Qinicx P12+ Qcdelx P.14)
Cvol.R2= 1.05 x 0.2 x (0.95 x P9+ 0.05 x P7) + 0.062 x P12+ 0.39 x P14.
Transporte I de la cantera hasta la chancadora
Las condiciones asumidas son idnticas con las del numeral 5.6.4.3. El costo
operativo es igual que CtransPoch1
CtransPoch2 =h21.05 (0.6 x P2+ 0.0001 x P20+ 0.02 x P37 + 0.006 x P45+
1.25 x 4,x P90) en $/t mineral
Chancado
Teniendo en cuenta el uso de una chancadora de 50 Kw, el costo operativo
presentado en el numeral 5.6.4.3 ser reducido en 20%
Cch.m.c= 0.8 x Cch.P.c
Cch.m.c = 0.84(0.78 x P1+ 0.05 x P28+ 0.006 x P47 + 1.20x
4,x P95) $/t relleno
Transporte II de la chancadora hasta el echadero del relleno
Condiciones asumidas:Transporte con volquetes hasta el echadero principal delrelleno, en una distancia aproximada de 2 Km.
El costo unitario ser:
Ctr.R.ech.= 2x 0.2 = 0.4 $/t relleno
Distribucin del relleno en tajeos
Condiciones asumidas
Transporte del relleno en el tajea con LHD para una distancia promedio de 100 m.
y puesto en plaza (aplanado)
Cvol.R2= 1.05 x (0.19 x P9+ 0.06 x P7+ 0.062 x P12+ 0.39 x P14)
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Cdistr.R.LHD =
100 ($/t relleno)
Donde: CLHD= costo operativo del acarreo en tajeas (ver 5.6.3.2.) para mineral
D = Distancia de acarreo del mineral asumido en el clculo del CLHD
Costo operativo del relleno convencional procedente de canteras demediana envergadura (CR.conv.2)
El costo operativo de una tonelada de relleno puesto en el tajea es el
siguiente
CR.conv.2 = (0.3 x Cperf.tr.dr+ Cvol.r2+ Ctransp.ch.2+ Ctr.r.ech+ Cdist.R.LHD)($/t relleno)
5.6.4.4. Costo operativo de relleno convencional con material aluvional(CR.conv.Al -$/t relleno) Condiciones asumidas:
El material aluvional se encuentra a una distancia Dal del echadero
principal de relleno.
El material aluvional se usa sin chancado
Se evitan bloques en la carga
La carga del material aluvional se hace con cargador frontal d gran
capacidad-diesel y buldozer
El transporte hasta el echadero se realiza con volquetes
La distribucin del relleno en los tajeas se hace con equipos LHD y
scraper
Costo operativo de la carga con cargador frontal diesel y buldozer ($/t relleno)
El costo operativo es semejante a aquel expresado en el numeral 5.6.4.3. con
un factor de correccin de 2.2.
Ccarga = 2.2 x Ctransp.ch.(Ver 5.6.4.3)
CcargaR.Al. = 2.2 x Ctr.ch.1
Transporte con volquetes hasta el echadero de relleno
Ctr.R.ech= Dalx 0.2$/t Kw
Donde:
DAl= Distancia de transporte en Km.
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Distribucin del relleno en los tajeos
Condiciones asumidas:
Alternativa 1Transporte con equipo LHD en una distancia promedia de 100 m.puesto en plaza
Cdist.R.AL.LHD=
x 100 ($/t relleno)
Alterativa2:Distribucin por rastrillos scraper
Cdist.R.AL.Scr =
x 50 ($7t relleno)
La significacin de las abreviaciones han sido sealadas en el punto 5.6.4.3.
Costo operativo de una tonelada de relleno procedente de placeres aluvionales($/t relleno aluvional)
CR.conv.AL= (2.2 X Ctransp.ch.1+ Dal. x 0.2 + CLHD/D x 100 + Cscr/D x 50) $/reIleno aluvial
5.6.5 COSTO OPERATIVO DEL SOSTENIMIENTO EN LOS TAJEOS
En las minas analizadas, el sostenimiento en los tajeas se presenta muyreducido de tal modo que en la gran minera y mediana minera su uso es solo
en casos excepcionales
Los tipos de sostenimiento usados en los tajeos son:
Pernos de anclaje
Puntales de madera
El consumo especfico de pernos o de puntales ha sido evaluado para cada
mina, teniendo en cuenta la frecuencia promedio estadstica. De las 24minas analizadas, el sostenimiento con pernos en casos excepcionales se usa
en 2 minas y el sostenimiento con puntales de madera se usa en 7 minas.
5.6.5.1 Sostenimiento con pernos
Condiciones asumidas:
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Se usa para dar soporte a bloques o cuas a punto de deslizarse y de
algunas zonas donde la estructura de la roca del techo est adecuada
este tipo de sostenimiento.
Los tipos de pernos utilizados son: mariposas y split set, con perforadora
Ingersoll Rand Joy 38 C.
Segn el estudio elaborado por INGEMMET, el costo unitario del sostenimiento
en los tajeos con pernos es el siguiente:
Perno con mariposa Tubo Split Set
Precio de adquisicin/Unid.
Instalacin
7.52 $/u 11.30 $/u
2.01 $/u 1.62 $/u
TOTAL 9.53 $/u 12.92 $/u
El costo de sostenimiento se ha determinado en funcin del consumo especfico
de pernos por toneladas de mineral extrado:
Csost.ma.punt.= Qper(unid/t mineral)x P23o P24
5.6.5.2. Sostenimiento temporal en tajeas con puntales de madera ($/t)
Condiciones asumidas:
El consumo especfico de puntales de madera (Qmad) se expresa en
unidades/t mineral
Los puntales son de madera redonda de 12.20 a 15 cm. de dimetro y 2 m,
de longitud.
Csost.ma.punt= Qmanx P25
5.6.6. COSTO OPERATIVO DEL AIRE COMPRIMIDO
Condiciones asumidas
Presin del aire comprimido 7 bares
Compresor de tamao promedio 30 m3/min.
Fuente de energa del compresor: elctrica o motor Diesel
Altura sobre el nivel del mar (m.s.n.m.) o sea la densidad del aire.
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Consumo de Energa
Compresor elctrico
Consumo especfico de energa elctrica
Qesp.elect. = 5.5 Kw es lo que se necesita para producir: 1m3/min. De airecomprimido de 7 bares al nivel del mar
En una hora:
Qesp.elect.=5.5
6 .= 0.92 kwh/m3 a.c
El factor de correccin por altura sobre nivel del mar Kg = 0.091 (ver Manual AtlasCopco-Tcnica del Aire Comprimido Ed. 73)
Factores de clculo
A = altura sobre el nivel de mar
K1 = Factor de simultaneidad K1 = 0.7
K9 = Factor de correccin de la energa requerida en funcin de m.s.n.m. K9 =0.91
Qaesp.elct.= Consumo especfico de energa elctrica Kwh/m3 a.c.
El consumo de energa elctrica para producir 1m3/min. De aire comprimido de 6-7 bares es:
Qelct = Qelctx (
x K9+ 1) x
Kwh/m3a.c.
Qel = 0.131x (.9
+ 1) Kwh/m3a.c.
5.6.6.1. Compresor Diesel
Consumo de combustible petrleo en 1/ m3 a.c.
Condiciones asumidas y factores de clculo
Motor compresor diesel de 245 HP para producir 30 m3/min de a.c. de 6 -7bares
Consumo de petrleo: 0.29 I/HP/h Factor de simultaneidad: K1 = 0.7 Factor de correccin de la energa requeridas, en funcin de altura s.n.m.
(A) para cada 1000 m.: K1 = 0.1
El consumo especfico de carburante ser:
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qdis= 0.04 L/m3a.c. al nivel del mar
El consumo de petrleo necesario para producir 1m3de a.c. de 6-7 bares es:
Qdis = qdisx (
)x K10+ 1) x
Kwh/m3a.c.
Qdis = 0.057x (.
1) L//m3a.c.
Consumo de lubricantes en L/m3 de a.c.
Compresor elctrico
El consumo especfico de aceite es de 0.00275 L/m3a.c.
Factor de correccin por altura: K9= 0.09
QLub.el = 0.000275 x (
.9
1) L//m3
a.c.
Compresor Diesel
Al consumo de aceite del compresor se aade el consumo del motor diesel
QLub.dis = 0.000275x (.9
1) + 0.00055x (
.
1) L/m3a.c.
QLub.dis = 0.000825 x (.
1) L/m3a.c.
Mano de obra (h.g/m3 de a.c.)
Un operador/ guardia
Aire comprimido producido por una guardia
Ac.g= 7 h.x 30 m3/min x 60 minx 0.7 = 8.820 m3/hg
Qm.o =
8.8= 0.00011 h.g/m3a.c.
Depreciacin del equipo
La vida econmica de los compresores son:
Compresor elctrico 1Oaos
Compresor diesel 5 aos
Rgimen de trabajo: 7 h/guardia
(2 guardia da - 250 das/ao)
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Aire comprimido producido durante la vida econmica.
5.6.6.2. Compresor elctrico
Ac.dis= 7 h/g x 30 m3/min. x 60 min. x 0.7 x 2 g/d x 250 diao x 10 aos = 44'100,000
m3
Motor compresor Diesel
Ac.dis = 7 h./g x 30 x 60 x 0.7 x 250 x 5 aos =22050.000 m3
La depreciacin ser:
Qdep.el=
44.(unid./m3a.c.)
Qdep.dis=
5.(unid./m3a.c.)
Mantenimiento y repuestos
El mantenimiento para un compresor es el 10% del Qdep.el y para un compresor
diesel es el 20% del Qdep.d
Costo operativo del aire comprimido
Producido por un compresor elctrico
P2el= (Qel x P1+ Qlub.elx P37+ Qmox P48+ Qdep.elx P96+ 0.1 x Qdep.elx P96) x 1.05
P2el= 1.05 x 1.31 x (.9
1) x P1+ 0.000275 x (.9
1) x P37+ 0.00011 x P48 + 1.1
x
44,x P96
Compresor de Diesel
P2dis= 1.05 x 0.57 x (.
1) x P3+ 0.00082 x (
.
1) x P37+ 0.00011 x P48 + 1.2 x
(
5,x P37)
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