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SISTEMA DE EXTRACCIÓN Y TRANSPORTE DE MINERAL EN UNIDAD MARAÑÓN

Ing. José Marco Rojas Pérez Compañía Minera Poderosa jrojas@poderosa.com.pe

RESUMEN Se analizó y evaluó el sistema actual de

extracción y transporte de mineral en la Unidad Marañón, a partir del cual se identificaron las principales deficiencias, tanto de impulso interno como externo.

La productividad de la extracción y transporte

de mineral disminuyó progresivamente en los últimos años, provocando un incremento en el costo de extracción y transporte.

La información del modelo geológico, muestra

que la mineralización tiende a profundizar; por ello, la distancia recorrida por los equipos trackless se incrementa; a ello se debe adicionar los 9.5 km de distancia que existe entre el nivel de extracción (Nv. 1987) y Planta Marañón (Nv. 1289), lo que incrementa considerablemente el costo de extracción y transporte.

El objetivo es determinar e implementar en el año 2010, un sistema de extracción y transporte con alta productividad, medido en términos de bajo costo por tonelada, de 10.55 US$/t a 4.6 US$/t

La alternativa de mejora al actual sistema de extracción y transporte de mineral, consistió en evaluar y diseñar un nuevo sistema a partir del proyecto Aurora, en el cual se contempló: desarrollar en una cota inferior a los niveles actuales (Nv. 1810) y futuros de explotación, con el desarrollo de una cortada de 2,250 m ubicada en el nivel 1660, además la ejecución de chimeneas, las que ubicadas apropiadamente nos permitan reducir la distancia de transporte en superficie, generar sistemas de traspaso de mineral apropiados, circuitos de ventilación adecuados, drenaje por gravedad, bajo costo de transporte interior mina y superficie, y alternativas de accesos para el reconocimiento de la profundización de las estructuras mineralizadas.

Con la implementación de este nuevo sistema de extracción y transporte de mineral en la Unidad Marañón, nos permitirá obtener ahorros anuales de US$ 1.4 millones de dólares.

ABSTRACT The current extraction and transport system of

ore in Marañón Unit was analyzed and evaluated, from which were identified the main shortcomings, so much of internal or external impulse.

The productivity of the extraction and transport of ore gradually decreased in recent years, causing an increase in the cost of extraction and transport.

The information of the geological model displays that mineralization tends to be deeper; therefore, the distance travelled by the trackless equipment increases. Whereas in addition, the 9.5 km distance that exists between the level of extraction (1987 level) and Marañón Plant (1289 level), which significantly increases the cost of extraction and transport.

The objective is to determine and to implement in 2010 a system of extraction and transport with high productivity, measured in terms of low cost per ton, from 10.55 US $ /t to 4.6 US $ /t.

The alternative of improved the current extraction and transportation system of ore, consisted in evaluating and designing a new system from Aurora project, in the which contemplated: development a mineral labor lower than current levels (1810 level) and future mining, with the development of a cross of 2,250 m in 1660 level, besides the drive raises, which placed appropriately allow us to reduce surface transport distance, as well as systems of transfer of ore, drainage by gravity, low-cost underground transport, adequate ventilation circuits closer to the treatment plant transport routes running mine surface and alternatives of access for the recognition of the deeper mineralized structures.

With the implementation of this new extraction and transportation system of ore in Unidad Marañón will enable us to achieve annual savings of US$ 1.4 million dollars.

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INTRODUCCIÓN

Actualmente la extracción y el transporte de

mineral representan el 20% del costo de minado; por ello, se planteó el plan agresivo de reducción de costos para convertirlos en ahorros y poder revertirlos en inversiones de crecimiento. A partir de esto, se plantea el análisis del sistema actual de acarreo y transporte, para identificar las deficiencias y proponer alternativas de mejora basadas en una alta productividad, medido en términos de bajo costo por tonelada; mediante una adecuada selección de sistemas de traspaso, rutas de transporte y equipos.

El nuevo sistema da énfasis a reducir la

distancia de recorrido y el número de equipos trackless en interior mina; esto con la ayuda de las nuevas rutas de transporte y el uso de las locomotoras a trole cuyo costo por tonelada es mucho más bajo que otro equipo de transporte y al mismo tiempo reducirá drásticamente el recorrido en superficie.

Para determinar la viabilidad del proyecto, se

utilizaron los indicadores económicos que ayudaron

a determinar el costo beneficio del proyecto. SITUACIÓN ACTUAL

El conjunto de estructuras mineralizadas, que

trabaja Cía. Minera Poderosa S.A, están ubicadas en el Batolito de Pataz, departamento de La Libertad-Perú. La información del modelo geológico actual, muestra una tendencia de las estructuras al NW y con cota base en el nivel 1750, nivel que está por debajo de la zona actual de explotación. (Ver figura 1)

Figura 1 - Sección transversal en Unidad de Producción Marañón.

Figura 2 - Diagrama unifilar del actual sistema de acarreo y transporte.

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IDENT_ACTVO TONELADA BRUTAS

t

HORAS DE

OPERACIÓN

h

TMB/HOP

t/h

CICLO

hDUMPER JDT 415 4,555 370 12.31 0.81

DUMPER MUL 6600 # 2 1,820 148 12.32 0.49

DUMPER VAR 1060 # 2 5,850 440 13.29 0.75

415 LHD 7,067 598 11.83 0.85

DUMPER 415 R&D 6,275 567 11.07 0.90

416 LHD 4,692 450 10.42 0.96

DUMPER EJC 417 5,455 403 13.55 0.74

TOTAL 35,714 2,975 12.00 0.81

La extracción actual de mineral se ubica en el

nivel 1987 y se realiza con una combinación de equipos trackless y convencional, con recorridos de rampa de 1.8 km hasta el ore pass 1000 y una cortada de nuestra flota de equipos convencionales operativos, cuenta con 5 locomotoras a batería y 2 a trole; con un peso total de 260 t (Ver tabla 4)

Nuestra flota de equipos trackless operativos,

son 7 camiones de bajo perfil, con una capacidad total de 1,068 HP y 5 cargadores de bajo perfil, con una capacidad de 478 HP (ver tabla 1 y figura 3).

Tabla 1- Capacidad de equipos trackless.

IDENT. ACTIVO MARCA POTENCIA

(HP)

DUMPER JDT 415 JARVIS CLARK 155

DUMPER MUL 6600 # 2 NORMET 87

DUMPER VAR 1060 # 2 NORMET 151

415 LHD TAMROCK 155

DUMPER 415 R&D TAMROCK 155

416 LHD TAMROCK 155

DUMPER 417 SANDVIK 210

CAPACIDAD CAMIONES DE BAJO PERFIL 1,068

TORO 151D 4 TAMROCK 82

TORO 151D 5 TAMROCK 82

SCOOP EJC 115D TAMROCK 137

TORO 151D 6 TAMROCK 82

TORO 7 SANDVIK 95

CAPACIDAD CARGADORES DE BAJO PERFIL 478

CAPACIDAD TOTAL 1,546 La productividad actual en camiones de bajo

perfil es de 12 t/h y en cargadores de bajo perfil es de 25.72 t/h (Ver tabla 2 y 3). Tabla 2- Productividad de los camiones de bajo perfil.

Tabla 3- Productividad cargador bajo perfil.

Tabla 4-Capacidad de equipos convencionales.

y = 109.0x-0.93

R² = 0.987

y = 83.08x-0.95

R² = 0.9830

5

10

15

20

6 8 10 12 14 16 18 20 22 24

N°

Eq

uip

os

Horas

Nº de equipos - Horas de operaciónSituacion Actual

Dumper Scoop Potencial (Dumper) Potencial (Scoop)

Figura 3 - Número de equipos vs horas de operación actualmente.

PROBLEMA

Análisis de las deficiencias a) Impulsos internos

La profundización de la mineralización.

Distancia recorrida por equipos trackless.

Incremento del número de equipos trackless.

Incremento del costo por tonelada de mineral transportado.

Distancia a planta.

Mayor número de camiones en el transporte de mineral en superficie.

Incremento del número de equipos de bombeo.

Mayor número de ventiladores de mayor capacidad.

b) Impulsos externos

El alto costo de producción mina

El no posicionamiento de equipos diamantinos para la exploración en los niveles inferiores a Jimena.

Selección de problema

El sistema actual de extracción y transporte

El sistema actual de bombeo

El sistema actual de ventilación

Figura 4 - Diagrama de matriz para selección de problema.

ITEMS

ITEMS

PROBLEMAS

To

pic

o d

e s

entid

o

co

mú

n

Fá

cil

de r

astr

ear

Fá

cil

de r

eco

lecta

r

dato

s

Gra

do

de

urg

en

cia

Gra

do

de

impo

rta

ncia

Es

pa

rte r

ele

vante

de

la

po

lític

a d

el á

rea

Be

ne

ficio

s

a la

vis

ta

Pu

nta

je to

tal

Sist. actual de bombeo D x m D m D D 34

Sist. actual de ventilación m D D m m m m 44

Sist. actual de extracción y transporte m D m m m m m 46

Puntaje: m 5

D 3

x 1

PUNTAJE x 2 PUNTAJE X 1

0 10 20 30 40 50

ACTIVO IDENT. ACTIVO CAPACIDAD

t

LOCOMOTORA A BATERIA LOCO LB5 5

LOCOMOTORA A BATERIA LOCO MAN 07 2

LOCOMOTORA A BATERIA LOCO LB4 01 4

LOCOMOTORA A BATERIA LOCO BEV 2.5 TON. 2.5

LOCOMOTORA A BATERIA LOCO BEV WR20 #1 4

LOCOMOTORA TROLLEY LOCO BEV 04 TON. 4

LOCOMOTORA TROLLEY LOCO KL7 02 4

TOTAL 26

IDENT_ACTVO TONELADA BRUTAS

t

HORAS DE

OPERACIÓN

h

TMB/HOP

t/h

CICLO

hTORO 151D 4 11,014 472 23.33 0.12

TORO 151D 5 14,508 564 25.71 0.12

SCOOP EJC 115D 11,527 370 31.13 0.11

TORO 151D 6 13,824 554 24.95 0.12

TORO 7 15,229 609 25.00 0.12

TOTAL 66,103 2,570 25.72 0.12

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En la figura 4 se observa que la calificación mayor la obtiene el Sistema de Extracción y Transporte con un puntaje de 46, convirtiéndose en el problema a estudiar.

Análisis de causas

Lista de chequeo (herramienta para determinar las deficiencias internas y externas)

Figura 5 – Lista de chequeo para determinar las causas.

OBJETIVO

El objetivo es implementar en el año 2010 un sistema de acarreo y transporte con alta productividad, medido en términos de bajo costo por tonelada de 10.55 US$/t a 4.6 US$/t, mediante una adecuada ubicación de rutas de transporte y sistemas de traspaso, una apropiada elección de equipos y la ubicación de la Planta. ALTERNATIVAS DE MEJORA

Nuevo sistema de acarreo y transporte Ubicación de rutas de transporte y sistemas de traspaso La tendencia de las zonas de preparación, involucran a las vetas Jimena 4, Jimena 6 y Glorita 2, proyectando en Jimena 4 los 5 niveles de explotación: 1800, 1805, 1810, 1826 y 1840 que aportarán el 58% de la producción total y en veta Glorita 2 los niveles 1827, 1837, 1865 y 1890, con un aporte del 32% de la producción total; la diferencia de la producción lo aportará veta Jimena 6

A partir de esta información , se propone un nuevo sistema de transporte a partir de ingresar en una cota inferior de los niveles actuales, con el desarrollo de una cortada de 2,250 como primera alternativa, la segunda alternativa tiene una

longitud de 2,375 m y la tercera con una longitud de 2,700 m (ver tabla 5 y figura 6) y además la ejecución de labores raise climber y raise boring, lo que permitan generar rutas más cercanas a la planta de tratamiento, circuitos de ventilación adecuados, drenaje por gravedad, bajo costo de transporte interior mina y superficie, con alternativas de accesos para el reconocimiento de la profundización de las estructuras mineralizadas. Tabla 5 - Matriz de alternativas para ubicación de proyecto MATRIZ DE ALTERNATIVAS CR-AURORA

Alternativas

Labores-CR

Aurora I

Labores-CR

Aurora II

Labores-CR

Aurora III

Longitud CR mt 2,250 2,375 2,700

Longitud adicional mt 125 450

Longitud total labores 3,280 3,450 3,840

Objetivo proyecto por prioridad(1- 3) 1 2 3

Tiempo de Ejecucion meses 20.2 21.3 23.7

tiempo adicional meses 1.0 3.5

Ahorro Calculado (10$/OZ)

1 mes 68,210 224,691

2 meses 136,420 449,383

3 meses 204,630 674,074

4 meses 272,840 898,765

Figura 6 -Alternativas de ubicación de la Cortada Aurora.

Los componentes actuales de inversión del proyecto, son: Ejecución de la cortada de sólo 1,900 m, ejecución de chimeneas (servicio, ore pass y waste pass) entre los niveles 1847 y el nivel 1660, ejecución de chimeneas de ore pass y waste pass entre el nivel 1660 y el nivel 1467, rehabilitación de la cortada Estrella nivel 1467 y activos necesarios para la implementación de este nuevo sistema de acarreo y transporte.

En la siguiente figura se muestra lo que sería la

nueva ruta de transporte de mineral en superficie, empezando en bocamina Estrella Nv. 1467 hasta ore pass 4, con una distancia de 2.5 km, este tramo será realizado por una locomotora a trole de 10 toneladas y con carros G-140; luego se trasladará el mineral por medio de un camión hasta la planta Marañón, recorriendo una distancia de 1.3 km (ver figura 7)

Item Preguntas: Respuestas: Deficiencias en el sistema

actual de acarreo y transporte

P1 ¿Cómo se advirtió la deficiencia? R1 Por impulsos internos y externos.

P2 ¿Cómo se manifiesta la deficiencia? R2 El alto costo de producción mina.

P3 ¿Dónde surgió esta deficiencia? R3 En la operación mina.

P4 ¿Se estima que la deficiencia pueda

repetirse?

R4 Sí, si no se toma acción oportuna.

P5 ¿Qué áreas de la empresa están

implicadas?

R5 Principalmente el área de Mina,

Geología y Mantenimiento.

P6 ¿Está condicionado por la organización

de la estructura de la empresa?

R6 Sí, por el grado en la toma de decisiones

en diferentes niveles.

P7 ¿Se debe la deficiencia al personal? R7 No necesariamente.

P8 ¿Ha sido causada por recursos

físicos?

R8 Sí, por el alto número de equipos

utilizados.

P9 ¿Está condicionada por el potencial de

recursos?

R9 Sí, la tendencia es a ir profundizando.

P10 ¿Está condicionada por la distancia? R10 Sí, debido a la profundización se

incrementa la distancia.

P11 ¿Residen las causas en los métodos y

conducción operativa que se han

empleado?

R11 Sí, por la manera actual de extracción y

transporte.

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Figura 7 - Vista de la ruta nueva de transporte de mineral en superficie.

En la siguiente figura se puede apreciar que la ubicación de la labor cortada Aurora Nv 1660, se ubica en la parte inferior de veta Jimena y veta Glorita2, por su parte los RB (ore pass, waste pass y servicios), comunican las labores de la veta Jimena en el Nv 1847 con la cortada Aurora y los RC (ore pass y waste pass), comunican la cortada Aurora con la cortada 500 del Nv 1467 (ver figura 8).

Figura 8 - Vista final del sistema propuesto. En el siguiente unifilar se puede apreciar las

rutas de acarreo, transporte, labores de traspaso, cantidad y tipos de equipos en interior mina (ver figura 9).

Figura 9 - Vista unifilar del nuevo sistema propuesto de acarreo y transporte.

Rojas, 6 de 11

Las zonas de explotación estarán concentradas en las vetas Jimena 4 y Glorita 2. El recorrido desde la zona de Jimena 4 empieza en la CH OP 8675 en el nivel 1810 hasta el RB 23 (ore pass) o RB 25 (waste pass) en el nivel 1847, formando el recorrido las rampas Sally y Mónica (12% de gradiente) con 0.68 km, en este tramo se utilizará el camión de bajo perfil, para luego continuar con el transporte hasta el RC 06 en el nivel 1660, el tramo recorrido es la cortada Aurora y la distancia de este tramo es de 1.9 km, en este tramo se utilizará una locomotora de 10 t; finalmente el transporte hasta el RB 04 (ore pass), conformado por 5 km de las cortadas 500 y cortada Estrella en el nivel 1467, en este tramo se utilizará una locomotora de 10 t para el mineral y una de 7 t para el desmonte, para finalmente ser transportado por camiones de 22 t desde este RB 04 hasta planta Vijus.

El recorrido desde la zona de Glorita 2 empieza en las CH OP de los tajos ubicados en el nivel 1847 hasta la CH OP 2, el tramo recorrido es la GL SE, GL NW y CR E, la distancia de este tramo es de 1.2 km, en donde se utilizarán 2 locomotoras a batería , una de 4 t y otra de 2t, para luego

continuar con el transporte hasta el RB23 (ore pass) o RB 25 (waste pass) en el nivel 1847, el tramo recorrido es la RA Gloria con una distancia de 140 m, RA Lola 2A con una distancia de 150 m, RA Marga (-) con una distancia de 150 m y con una gradiente de 12% y CR SE con una distancia de 240 m, los recorridos siguiente son los mismos que los realizados en la zona de Jimena 4. Ejecución de la cortada Aurora Nv. 1660

Inicialmente, se implementó el avance rápido en la cortada Aurora, que consiste en realizar de 3 a 4 disparos diarios en el mismo frente, para ello los equipos de perforación utilizados son las perforadoras Jack Leg en un número de 3 perforadoras en paralelo para el mismo frente, con 3 maestros perforistas y 2 ayudantes. El número total de taladros perforados es de 49 y con una velocidad de perforación de 1.8 p/min, la utilización de Anfo como explosivo y para la limpieza un Scoop. En el siguiente gráfico se muestra el ciclo total de 4 horas y 50 minutos que nos permiten lograr los 4 disparos diarios (ver figura 10 y 11).

00:00:00

01:12:00

02:24:00

03:36:00

04:48:00

06:00:00

Marcado de gradiente y dirección

Instalar equipo de perforación

PerforaciónCarguío

(sopleteo+carguío)Amarre + chispeo Detonación Ventilación

Regado + desatado

Limpieza CICLO TOTAL

CICLO PROMEDIO 00:09:52 00:16:00 01:54:54 00:18:29 00:08:24 00:06:56 00:26:36 00:23:00 01:05:50 04:50:01

Figura 10 - Ciclo promedio en el avance de la cortada Aurora.

Figura 11 - Diseño de malla de perforación en cortada Aurora.

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Inicialmente existió problemas con la ventilación, donde se tenía temperaturas elevadas en el frente de trabajo y a lo largo de la cortada, la temperatura de trabajo en el tope de la labor llegó hasta los 35.2 ºC con una humedad de 100 % y velocidad de 18 m/min, posteriormente se diseñó un nuevo sistema de ventilación en el que se contempla lo siguiente: el aire ingresa por la bocamina del Nv. 1987, luego se desplaza por la CR-N con una temperatura de 19.6 º C y llega a la cámara de la RB- 21 con una temperatura de 21.1 ºC y un caudal de 22 541 CFM de ingreso hacia la RB 21

El aire es impulsado por un ventilador impelente de 20,000 CFM, con una manga de 30” a una distancia de 300 m del otro ventilador de 20,000 CFM, de donde es soltado hasta el frente de trabajo a una distancia de 30 m del tope.

La temperatura ambiente en el tope de la labor

es de 29.5 ºC y una temperatura efectiva de 27.3 ºC, combinando la velocidad y la humedad relativa en ese punto se tiene una velocidad promedio de 74.74 m/min hasta el extractor, siendo en este punto la temperatura efectiva promedio de 29.85 ºC.

A continuación se aprecia el balance de aire

utilizando un equipo diesel para la limpieza del frente (ver figura 13).

Figura 13 - Balance de cortada Aurora. Actualmente se tiene un ingreso de aire de

25,000 CFM como promedio en la labor, siendo nuestra cobertura más del 102.3%.

Cálculo de equipos para el nuevo sistema de acarreo y transporte de mineral

- Locomotoras Las variables tomadas en cuenta para el

cálculo fueron las siguientes (ver tabla 6 y 7).

Producción diaria de mineral y desmonte, 1,500 t

Tipo de carro N° de carros 20 horas de operación efectiva Un rendimiento promedio de 50 t/h Condiciones de vías perfectas Capacidad de locomotora Distancia Tabla 6 - Capacidad de arrastre

1.

Horizontal 1% gradiente

Capacidad de

arrastre

t

Capacidad de

arrastre

t

4 70 29

5 84 39

6 100 48

7 117 58

8 133 67

10 167 77

13 216 96

15 250 126

Locomotora

Coeficiente de fricción, 30 lb por t en

horizontal y 20 lb por t por cada

porcentaje de gradiente

Tabla 7 - Propiedades promedio de la línea trole1.

Area

cm2

Resistencia a la

rotura

kg

Resistencia

Ohms por

1000 m

2.03 6,575.96 0.09

1.78 5,714.29 0.10

1.52 4,768.71 0.12

1.07 3,515.19 0.16

Tabla 8 - Cálculo de locomotora a trole con G-140.

En la tabla 8, donde se aprecia que la cantidad

de carros G-140 requeridos en la CR Aurora Nv 1660 es de 9 unidades y un peso de arrastre de 98t, lo que nos hace considerar una locomotora de 10t para el transporte de mineral y desmonte. En el caso de Estrella Nv 1467, para el desmonte se requieren 8 carros G-140 y un peso de arrastre de 84t, siendo necesario una locomotora de 8t, y para

CR AURORA Nv 1660

mineral-desmonte desmonte mineral Und

Producción 1,500 750 750 t

Densidad 2.78 2.70 2.85 g/t

Esponjamiento 0.60 0.60 0.60 %

G-140 (peso mineral) 6.60 6.42 6.78 t

G-140 (Peso carro) 3.80 3.80 3.80 t

Peso total 10.40 10.22 10.58 t

Horas de operación 20 20 20 h

Rendimiento 75 38 38 t/h

Ciclo 0.63 1.20 1.40 h

Distancia 1.90 4.20 5.00 km

Velocidad 8.0 8.0 8.0 km/hr

N° de viajes 24 14 13

Ton por viaje 62 53 60 t

N° de carros G-140 9 8 9

Peso de arrastre por viaje 98 84 94 t

Capacidad de Locomotora 10 8 9 t

ESTRELLA Nv 1467

Rojas, 8 de 11

Equipo Camión

Marca DUMPER EJC 416

Capacidad en yd3

Factor llenado % 85%

Pe insitu material g/t 2.85

Pe material roto (factor esponjamiento 60%) 1.78

Capacidad Cuchara en m3 7.16

Capacidad Cuchara en t 12.75

Distancia en estudio m 1100

Tiempo duración 1 ciclo en min en galerías horizontales 14.57

Tiempo duración 1 ciclo en min en rampas positivas 22.25

Tiempo duración 1 ciclo en min en rampas negativas 11.35

Ciclos por hora en galerías horizontales 4.12

Ciclos por hora en rampas positivas 2.70

Ciclos por hora en rampas negativas 5.29

Producción horaria en t en galerías horizontales 52.50

Producción horaria en t en rampas positivas 34.39

Producción horaria en t en rampas negativas 67.40

Producción dia en t en galerías horizontales 840

Producción dia en t en rampas positivas 550

Producción dia en t en rampas negativas 1078

el mineral 9 carros G-140 y un peso de arrastre de 94t, una locomotora de 9t.

- Dumper y Scoop Las variables tomadas en cuenta para el

cálculo fueron las siguientes, ver además tabla 10: Producción diaria de mineral y desmonte por

nivel. Distancia. 20 horas de operación efectiva. Capacidad de Dumper 12.75 t Capacidad de Scoop 2.89 t Especificar si el movimiento es en GL o RA

En el caso del Scoop para el carguío, descarga

y maniobras se toma en cuenta los siguientes tiempos fijos, dependiendo de las condiciones de trabajo (ver tabla 9). Tabla 9 – Tiempo fijo de carguío, descarga y maniobras – Scoop

2.

Condiciones de

trabajo

Tiempo

min

Excelente 0.80

Regular 1.10

Malo 1.40

Tabla 10 - Cálculo de equipo de bajo perfil.

A partir del siguiente cuadro y del gráfico, se observa que la cantidad de equipos necesarios son 4 Scoop y 3 Dumper (ver tabla 11 y figura 14).

Tabla 11 - N° de equipos por niveles de producción.

GL RA(+) RA (-)

Nv. 2020 - Nv. 1847 Scoop 300 18.87 0.00 0.00 1.42 0.06 0.08

Dumper 1300 0.00 0.00 27.77 0.97 0.04 0.06

Locomotora 1 0 0.00 0.00 0.00 0.00

Locomotora 2 0 0.00 0.00 0.00 0.00

Nv. 1987 - Nv. 1847 Scoop 0 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00

Dumper 950 0.00 0.00 33.52 7.89 0.34 0.46

Locomotora 1 600 60.71 4.36 0.19 0.06

Locomotora 2 1850 31.74 8.33 0.36 0.12

Nv. 1937 - Nv. 1847 Scoop 300 12.77 0.00 0.00 18.01 0.78 0.97

Dumper 1300 39.97 0.00 39.34 11.60 0.50 0.67

Locomotora 1 0 0.00 0.00 0.00 0.00

Locomotora 2 0 0.00 0.00 0.00 0.00

Nv. 1847 - Nv. 1847 Scoop 0 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00

Dumper 520 0.00 40.06 0.00 12.92 0.56 0.75

Locomotora 1 1100 44.47 11.64 0.51 0.17

Locomotora 2 900 49.80 10.39 0.45 0.15

Nv. 1840 - Nv. 1847 Scoop 400 10.99 0.00 0.00 10.46 0.45 0.56

Dumper 650 0.00 35.79 0.00 3.21 0.14 0.19

Locomotora 1 0 0.00 0.00 0.00 0.00

Locomotora 2 0 0.00 0.00 0.00 0.00

Nv. 1826 Nv. 1810 - Nv. 1847 Scoop 350 11.81 0.00 0.00 48.67 2.12 2.62

Dumper 1050 0.00 26.96 0.00 21.32 0.93 1.24

Locomotora 1 0 0.00 0.00 0.00 0.00

Locomotora 2 0 0.00 0.00 0.00 0.00

N° Eq.Costo

US$/tTramo

230

Material

t

23

200

Distancia

mh

100

500

450

Rendimiento (t/h)Equipo

y = 41.44x-0.86

R² = 0.948

y = 61.93x-0.88

R² = 0.977

0

2

4

6

8

10

12

6 8 10 12 14 16 18 20 22 24

Nº

de

Eq

uip

os

Horas

Nº de equipos - Horas de operaciónCR AURORA concluido (1.9 Km)

Dumper Scoop Potencial (Dumper) Potencial (Scoop)

Figura 14 Número de equipos por horas de operación.

- Camiones (Volquetes) Las variables tomadas en cuenta para el

cálculo fueron las siguientes:

Producción diaria de mineral 750 t Distancia a planta Tonelada – kilometro

De la tabla 12 se aprecia que la cantidad de

camiones utilizados actualmente es de 6 unidades para una distancia de 9.1 km y con capacidad de 20 t y en la tabla 13 se observa la proyección de 2 camiones.

Tabla 12 - Número actual de camiones. SIN PROYECTO AURORA

MATERIAL ORIGEN DESTINO DISTANCIA

km

COSTO

US$/t-km

IMPORTE

t t-km US$

MINERAL FP VI 9.10 0.42 660 6,006 2,527

MINERAL MZ VI 9.10 0.42 0 0

MINERAL PP VI 9.10 0.42 19,429 176,800 74,378

TOTAL: 20,089 182,806 76,905

CAMIONES COLLSE 5

MINERAL FP VI 9.10 0.38 0 0

MINERAL MZ VI 9.10 0.38 660 6,006 2,257

MINERAL PP VI 9.10 0.38 129 1,171 440

TOTAL 789 7,177 2,697

CAMIONES MITINSAC 1

TOTAL GENERAL 20,877 189,983 79,602

CAMIONES 6

Rojas, 9 de 11

0

50

100

150

200

250

300

350

400

450

500

0.00

1.00

2.00

3.00

4.00

5.00

6.00

7.00

8.00

9.00

200 400 600 800 1000 1200 1400 1600 1800 2000 2200 2400 2600 2800 3000

US$/t 2.3 2.7 3.1 3.5 4.0 4.4 4.8 5.2 5.6 6.0 6.4 6.9 7.3 7.7 8.1

t 461 392 341 302 270 245 224 206 191 178 167 157 148 140 133

t

US

$ /

t

Rango con

Proy. AuroraRango actual

m

500 1000 1500 2000 2500 3000 3500 4000 4500 5000 5500 6000 6500 7000 7500

US$/t 0.3 0.4 0.5 0.6 0.7 0.8 0.9 1.1 1.2 1.3 1.4 1.5 1.6 1.7 1.9

t 222 162 127 104 891 775 685 614 557 509 469 435 405 379 356

0

500

1000

1500

2000

2500

0.00

0.50

1.00

1.50

2.00

2.50

t

US

$/ t

Rango con Proy. Aurora

m

Tabla 13 - Proyección de camiones en base a t-km. EFECTO PROYECTO AURORA

MATERIAL ORIGEN DESTINO DISTANCIA

km

COSTO

US$/t-km

IMPORTE

t t-km US$

MINERAL FP VI 9.10 0.42 660 6,006 2,527

MINERAL MZ VI 9.10 0.42 0 0

MINERAL PP VI 9.10 0.42 0 0

MINERAL TN VI 1.40 0.42 19,429 27,200 11,443

TOTAL 20,089 33,206 13,969

CAMIONES COLLSE 1

MINERAL FP VI 1.50 0.38 0 0

MINERAL MZ VI 9.10 0.38 660 6,006 2,257

MINERAL PP VI 9.10 0.38 129 1,171 440

MINERAL TN VI 1.40 0.38 0 0

TOTAL 789 7,177 2,697

CAMIONES MITINSAC 1

TOTAL GENERAL 20,877 40,383 16,667

CAMIONES 2 En los siguientes gráficos se muestran el costo

por tonelada en que incurrimos actualmente y el rango en el que nos ubicaríamos una vez implementado el nuevo sistema de extracción y transporte

3 (ver figura 15 y 16).

Figura 15 - Producción y costo de mineral por tonelada en base a la distancia – locomotora.

Figura 16 - Producción y costo de mineral por tonelada en base a la distancia – Dumper.

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

110

120

130

140

150

160

170

180

0 200 400 600 800 1,000 1,200 1,400 1,600 1,800 2,000 2,200 2,400 2,600 2,800 3,000

t / h

DISTANCIA m

15%_Catalogo 15%_Real

DUMPER EJC 417

DATOS BASICOS

Capacidad real catalogo : 15.4 t (depende de la f ragmentación y del factor de esponj.)Ciclo Fijo : 3.75 min

Tolerancia : 9.00 %El ciclo f ijo incluye carga y descarga.

Pendiente / grado (%) Horiz. 1:10/10 1:7/15 1:5/20Velocidad c/carga (km/h) 20.00 8.8 6.0 4.4Velocidad s/carga (km/h) 20.00 20.00 20.00 20.00

Figura 17 - productividad según catálogo y real.

En la figura 17, se muestra la diferencia que

existe entre la productividad del equipo indicada en el catálogo y el resultado obtenido en la operación

4.

CALCULO DE COSTOS E INVERSIONES

Ahorro con la implementación del nuevo sistema de extracción y transporte

Para determinar el ahorro, producto de la implementación de este nuevo sistema, se muestran los resultados en la siguiente tabla. El ahorro por extracción y transporte es de 5.95 US$/t y por bombeo es de 0.14 US$/t (ver tabla 14 y 15).

Tabla 15 - Ahorro anual

Año Mineral Ahorro Total

t (US$)2010 77,797 473,717

2011 233,000 1,418,777

2012 233,000 1,418,777

2013 233,000 1,418,777

2014 233,000 1,418,777

2015 233,000 1,418,777

2016 233,000 1,418,777

2017 233,000 1,418,777

2018 233,000 1,418,777

2019 233,000 1,418,777

Proyecto Tipo Descripción Inicio Fin Cant Unid Precio Unid

Dumper Jimena 4 OP 1000 1.8 Km 11.32 S/t-km 20.38

Locomotora OP 1000 Túnel Papagayo 1.5 Km 0.70 S/t-km 1.06

Camión Túnel Papagayo Planta Marañón 9.5 Km 1.20 S/t-km 11.40

Desmonte Dumper Jimena 4 La Brava 2080 2.5 Km 11.32 S/t-km 28.31 28.31

Dumper Jimena 4 Echadero 0.68 Km 11.32 S/t-km 7.70

Locomotora Echadero Túnel Vijus 7.25 Km 0.70 S/t-km 5.10

Camión Túnel Vijus Planta Marañón 1.32 Km 1.20 S/t-km 1.58

Dumper Jimena 4 Echadero 0.68 Km 11.32 S/t-km 7.70

Locomotora Echadero Estrella 2 6.50 Km 0.70 S/t-km 4.58

Ahorro Prom. S/t 17.24

Tipo de cambio S/US$ 2.90

Ahorro por acarreo y transporte de mineral o desmonte US$/t 5.95

Costo S/t

Sin AuroraMineral 32.84

30.57

Con Aurora

Mineral 14.39

13.33

Desmonte 12.28

Rojas, 10 de 11

Depreciación 7%

Tasa de Interés 12%

Año Descripción Inversión US$

2008 Proyecto CR AURORA 1,213,583

2009 Proyecto CR AURORA 1,003,625

2010 Proyecto CR AURORA 899,268

Total Inversión 3,116,477

FLUJO DE CAJA

2008 2009 2010 2011 2012 2013 2014 2015 2016 2017 2018 2019

Inversión -1,213,583 -1,003,625 -899,268 0 0 0 0 0 0 0 0 0

Ahorros acarreo y transporte de mineral 473,717 1,418,777 1,418,777 1,418,777 1,418,777 1,418,777 1,418,777 1,418,777 1,418,777 1,418,777

Flujo de caja -1,213,583 -1,003,625 -425,551 1,418,777 1,418,777 1,418,777 1,418,777 1,418,777 1,418,777 1,418,777 1,418,777 1,418,777

VAN (12%) al 2008 TIR B/C PRI

3,194,234 33% 4.00 5 años (2012)

FLUJO DE CAJA ECONOMICO "PROYECTO CR AURORA"

Periodo de Evaluación

Evaluación económica financiera

El fin de esta evaluación es mostrar la factibilidad económica del proyecto. Los indicadores a usar son los siguientes: Valor actualizado neto (VAN)

Consiste en actualizar a valor presente los

flujos de caja futuros que va a generar el proyecto. Tabla16-Flujo de caja económico “Proyecto Aurora”

Si VAN>0, el proyecto es rentable Si VAN=0, el proyecto es postergado Si VAN<0, el proyecto no es rentable Tasa interna de retorno (TIR)

Se define como la tasa de descuento o tipo de interés que iguala al VAN a cero. Si TIR= tasa de descuento, el proyecto es postergado. Si TIR< tasa de descuento, el proyecto no es aceptable. Si TIR> tasa de descuento, el proyecto es aceptable. Relación beneficio costo (B/C)

Se obtiene con los datos del VAN; cuando se divide la sumatoria de todos los beneficios entre la sumatoria de los costos. Si BC>1, el proyecto es aceptable Si BC=1, el proyecto es postergado Si BC<1, el proyecto no es aceptable Periodo de retorno de la inversión (PRI)

Tiempo en que tarda en recuperarse la inversión inicial a través de los flujos de caja generados por el proyecto Inversión total

El costo de inversión total para el proyecto CR Aurora se estima en aproximadamente US$ 3, 116,477.00.

Evaluación económica Los indicadores económicos de rentabilidad del proyecto (VAN, TIR, B/C y PRI) se muestran en la siguiente tabla (ver tabla 16).

Análisis de sensibilidad económica

Para este análisis se trabajó sobre la

sensibilidad del Valor Actual Neto (VAN) en función del Costo de Oportunidad del Capital (COK), donde se tiene que para un COK de 33% se obtiene un VAN igual a 0, por encima de esta tasa el proyecto deja de ser rentable y considerando nuestra tasa el VAN es de US$ 3, 194,234 (ver tabla 17 y figura 18). Tabla 17 - Sensibilidad económica.

COK VAN5% 6,277,578

10% 3,886,39915% 2,357,28120% 1,355,08225% 684,596

33% 035% -85,64740% -303,92945% -456,20650% -562,31455% -635,672

60% -685,524

Rojas, 11 de 11

5%

10%

15%

20%

25%

33% 35%40%

45% 50% 55% 60%

-1,500,000

-1,000,000

-500,000

0

500,000

1,000,000

1,500,000

2,000,000

2,500,000

3,000,000

3,500,000

4,000,000

4,500,000

5,000,000

5,500,000

6,000,000

6,500,000

7,000,000

US$

COK

Figura 18 - Análisis de sensibilidad económica VAN - COK

Conclusión económica

De la evaluación se determina que el proyecto es rentable.

El VAN es positivo y es igual a US$ 3, 194,234.

La TIR es 33%, es mayor que el COK del. capital propio que es igual al 12%.

El B/C es igual 4. El PRI es igual 5 años.

CONCLUSIONES

Por el nuevo sistema de extracción y transporte se producirá mensualmente un total de 1,500 toneladas entre mineral y desmonte.

El mineral y desmonte bajarán por gravedad a través de las chimeneas (ore pass y waste pass) hasta los niveles de extracción.

Se reducirá el número de camiones de bajo perfil de 7 a 3, por la menor distancia de recorrido (inicialmente 2.5 km luego 0.7 km).

Se reducirá el número de camiones (volquetes) en superficie de 6 a 2, por la menor distancia a la planta (originalmente 9.5 km después del proyecto 1.32 km).

Se reducirá el uso de equipos de bombeo.

Se reducirá uso de ventiladores de mayor capacidad, disminuyendo el consumo de energía.

REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS

1. Peel, Robert. Mining Engineers' Handbook, p. 16-06, 16-13, Third Edition: John Wiley and Sons, Inc., New York (1941).

2. WAGNER MINING EQUIPMENTS, Technical Manual and Equipment features and application data, p. 16, USA (1978).

3. Hustrulid, William and Bullock, Richard, Underground mining methods : Engineering Fundamentals and International Case Studies, p. 1179, 1201, New York (1982)

4. SANDVIK, Manual and Additional Information 417, p. 6, Ontario, Canada (2008).