Costos de Operación Unitarias

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)


16/47

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


17/47

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


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


19/47

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


20/47

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


21/47

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. =

/ ..

.

.. (. ./)


22/47

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


23/47

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


24/47

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)


25/47

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)


26/47

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


27/47

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.


28/47

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


29/47

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


30/47

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:


31/47

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)


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)


33/47

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 =.

.


34/47

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


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


35/47

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


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


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


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.)


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


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


41/47

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


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


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



44/47

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)


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


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.


45/47

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:


46/47

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.


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)


47/47

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)

Documents

Costos de Operación Unitarias