estudio de ingenieria luis
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UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN ANTONIO ABAD DEL CUSCO
FACULTAD DE INGENIERÍA: ELÉCTRICA, ELECTRÓNICA, MECÁNICA Y
DE MINAS
CARRERA PROFESIONAL DE INGENIERÍA DE MINAS
PROING – MINAS 2011
Estudio de Ingeniería
PRESENTADO POR:
Br. LUIS ALBERTO HUANCACHOQUE
COHAILA
PARA OPTAR:
AL TITULO PROFESIONAL DE INGENIERO
DE MINAS
ASESOR:
ING. MAXIMO MAYTA LINO
CUSCO - PERU - 2012
PERFORMANCE DE CARGUÍO Y TRANSPORTE EN
MINERÍA SUPERFICIAL - SOUTHERN PERU COPPER
CORPORATION - TOQUEPALA
Estudio de Ingenieria
1
DEDICATORIA
A Dios por ser nuestro guía, a Jesucristo por ser
nuestra inspiración a la virgen María por protegernos
en nuestro trabajo y darnos su amor, muy especial a la
virgen Ccopacabana que mucha fe le tengo.
A mis padres, hermanas y familiares que siempre me
apoyan.
Luis Alberto Huancachoque Cohaila
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2
AGRADECIMIENTO
A Dios Omnipotente:
Gracias Señor por todas las bendiciones que le has dado a mi vida, por la gran
familia con que cuento y el amor que solo de ti proviene. Tú has obrado en mí de
muchas maneras, enseñándome a levantarme en cada tropiezo, a aprender que
todo lo que sucede tiene un propósito y a esperar siempre en ti. Gracias Virgencita
Ccopacabana
A mis Padres.
Por todo el amor, protección, cuidado, formación y educación que solo unos buenos
padres pueden ofrecer. Por pensar siempre en el bienestar mío y el de mis
hermanas por encima de ustedes y luchar porque nunca nos faltase nada. No tengo
manera de compensarle todo lo que han hecho por mí,
A mis Hermanas.
Por ayudarme cuando los necesité y servirme de inspiración para ser cada día
mejor. A ti Hilda por entrar en mi vida
A los Ing. De Minas-UNSAAC
Por su constante apoyo y abnegada labor, quienes supieron inculcarnos y coadyuvar
con nosotros para lograr nuestras metas.
A mis amigos de la Universidad.
Por sus consejos, ayuda, compañía y amistad siempre que las necesite. A todas
estas personas y aquellas no nombradas que me ayudaron....
Muchas gracias...
Luis Alberto Huancachoque Cohaila
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3
INTRODUCCION
La planificación del programa de extracción de mineral y estéril, en minería a cielo
abierto, constituyen una labor ingenieril desafiante y de gran importancia económica,
para ello se requiere evaluar y mejorar continuamente el proceso de minado para
disminuir los costos operativos y llevar adelante el crecimiento del negocio.
Dentro de la operación de minado en el yacimiento de Toquepala, el carguío y
transporte constituyen una de las operaciones unitarias en la cual se tiene gran
cantidad de tiempos muertos, ocasionando grandes pérdidas económicas a la
empresa, por no optimizar adecuadamente la utilización de equipos.
En el siguiente trabajo de Ingeniería, se desarrolla el sistema de carguío y
transporte, las diferentes demoras: mecánicas, operativas y no operativas generan
pérdidas para la empresa, por ello es necesario identificar, evaluar y hacer que cada
maquinaria trabaje con un rendimiento óptimo; generando un beneficio útil y
minimizando costos para la compañía minera.
Performance se enfoca en el control y en la mejora de dichos objetivos, la reducción
de tiempos muertos, el enfoque es ser rentable durante periodos de precios de cobre
bajos y maximizar los resultados durante periodos de precios de cobre altos.
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INDICE DEDICATORIA………………………………………………………………………….. 2
AGRADECIMIENTO………………………………………………………………........ 3
INTRODUCCION….………………………………………………………………........ 4
CAPITULO I
ASPECTOS GENERALES
1.1 DATOS HISTORICOS…………………………………………………………….. 10
1.2 UBICACIÓN………………………………………………………………………… 12
1.3 ACCESIBILIDAD…………………………………………………………………… 13
1.4 CLIMA Y VEGETACION………………………………………………………….. 15
1.4.1.- CLIMA.................................................................................................... 15
1.4.2.- VEGETACION…………………………………………………………........ 15
1.5 RECURSOS……............................................................................................. 16
1.5.1.- RECURSO HIDRICO………………………………………………………. 16
1.5.2.- RECURSO ENERGETICO………………………………………………... 16
1.5.3.- RECURSO HUMANO……………………………………………………… 17
1.6 ORGANIGRAMA CORPORATIVA………………………………………………. 18
1.7 INFRAESTRUCTURA…………………………………………………………...... 19
1.7.1.- RED FERROVIARIA……………………………………………………….. 19
1.7.2.- CAMPAMENTOS……………………………………………………………20
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5
1.7.3.- CARRETERAS…………………………………………………………….. 20
1.7.4.- CENTROS EDUCATIVOS………………………………………………… 20
1.7.5.- CUIDADO DE LA SALUD…………………………………………………. 20
1.7.6.- TALLERES Y ALMACENES………………………………………………. 21
CAPITULO II
GEOLOGIA
2.1 GENERALIDADES………………………………………………………………….22
2.2 GEOLOGIA REGIONAL…………………………………………………………... 23
2.2.1 RASGOS DE ESTRUCTURA REGIONAL………………………………. 24
2.2.1.1 FALLAMIENTO…………………………………………………..… 24
2.2.1.2 EMPLAZAMIENTO DE INTRUSIVOS…………………………… 24
2.3 GEOLOGIA LOCAL……………………………………………………………..…. 25
2.3.1 RASGOS DE ESTRUCTURA LOCAL………………………….………… 25
2.3.1.1 FRACTURAMIENTO………………………………………………. 25
2.3.1.2 BRECHAMIENTO…………………………………………….……. 26
2.3.1.3 FALLAMIENTO LOCAL…………………………………………… 26
2.4 ORIGEN DE LAS ESTRUCTURAS……………………………………………… 27
2.5 ROCAS VOLCANICAS……………………………………………………….…… 29
2.5.1 VOLCANICOS DE PRE-MINERALIZACION…………………………….. 29
2.5.2 VOLCANICOS DE POST-MINERALIZACION…………………………… 30
2.6 ROCAS INTRUSIVAS…………………………………………………………….. 30
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6
2.7 ALTERACION……………………………………………………………………… 31
2.8 MINERALIZACION…………………………………………………………...…..... 32
2.8.1 ZONA PRIMARIA………………………………………………………..…...33
2.8.2 ZONA ENRIQUECIDA……………………………………………………….33
2.8.3 ZONA DE OXIDOS………………………………………………………….. 34
2.9 GEOLGIA ECONOMICA………………………………………………………….. 34
2.9.1 METODO DE CUBICACION……………………………………………….. 34
2.9.2 INVENTARIO DE RESERVAS…………………………………………….. 35
CAPITULO III
OPERACIONES MINERAS UNITARIAS
3.1 ASPECTOS GENERALES………………………………………………………... 37
3.1.1 PALAS………………………………………………………………………... 39
3.1.2 VOLQUETES……………………………………………………………….... 40
3.1.3 PERFORADORAS………………………………………………………...... 41
3.1.4 TRENES…………………………………………………………………….... 41
3.1.5 TRACTORES………………………………………………………………... 42
3.1.6 SERVICIOS AUXILIARES……………………………………………….… 42
3.1.7 EQUIPOS AUXILIARES………………..…………………………….……. 43
3.1.8 TOLVAS………………………………………………………………………. 44
3.2 PLANIFICACION…………………………………………………………………... 44
3.3 PERFORACION……………………………………………………………………. 48
3.3.1 RENDIMIENTOS EN LA PERFORACION PRIMARIA………………..... 50
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3.3.1.1 CALCULO DE LA DISPONIBILIDAD Y UTILIZACION………... 51
3.3.1.2 VELOCIDAD DE PENETRACION……………………………….. 53
3.3.1.3 PRODUCCION POR TALADRO…………………………………. 53
3.4 VOLADURA………………………………………………………………………… 53
3.4.1 EXPLOSIVO EMPLEADO………………………………………………….. 54
3.4.1.1 ANFO………………………………………………………………… 54
3.4.1.2 SLURREX………………………………………………………….... 55
3.4.1.3 ANFO PESADO…………………………………………………..… 56
3.4.2 ACCESORIOS DE VOLADURA…………………………………………… 57
3.1.2.1 FACTORES DE CARGA………………………………………..…. 57
3.5 CARGUIO…………………………………………………………………………… 58
3.5.1 EQUIPOS DE CARGUIO…………………………………………………... 58
3.6 TRANSPORTE……………………………………………………………………... 59
3.6.1 EQUIPOS PARA TRANSPORTE……………………………………….… 60
3.7 OPERACIONES DE BENEFICIO………………………………………………… 62
3.7.1 CHANCADO………………………………………………………………… 62
3.7.2 MOLIENDA……………………………………………………………….…. 63
3.7.3 PLANTA DE TRATANIENTO……………………………………………… 63
3.7.4 FLOTACION PRIMARIA ………………………………………………… 65
3.7.5 FILTRACION Y CARGA DE CONCENTRADOS……………………….. 65
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CAPITULO IV
RENDIMIENTO DE LOS EQUIPOS DE CARGUIO
4.1 ASPECTOS GENERALES……………………………………………………..…. 67
4.2 CARGUIO…………………………………………………………………………... 67
4.2.1 RENDIMIENTO DE EQUIPOS……………………………………………. 70
4.2.1.1 CALCULO DE LA DISP0NIBILIDAD Y UTILIZACION……….. 70
4.2.1.2 PRODUCCION DE PALAS…………………………………….…. 72
CAPITULO V
RENDIMIENTO DE LOS EQUIPOS DE TRANSPORTE
5.1 VOLQUETES……………………………………………………………………….. 86
5.2 CALCULO DE LA DISPONIBILIDAD Y UTILIZACION………………………... 88
5.3 PRODUCCION DE VOLQUETES……………………………………………….. 89
5.3.1 RAZONES PARA CAMBIAR UN NEUMATICO…………………………. 99
5.4 GESTION Y RESULTADOS……………………………………………………… 100
CONCLUSIONES……………………………………………………………………… 102
RECOMENDACIONES……………………………………………………………….. 104
BIBLIOGRAFIA…………..……………………………………………………………... 105
ANEXOS………………………………………………………………………………… 106
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CAPITULO I
ASPECTOS GENERALES
1.1 Datos Históricos
El yacimiento minero de Toquepala fue descrito brevemente en la bibliografía
geográfica del siglo XIX como depósito de Cobre, y recibió una atención pasajera de
parte de cateadores Chilenos a principios de este siglo. Por vez primera, fue
reconocido como zona mineralizada de importancia real por el Geólogo O. C.
Schmedeman durante un viaje de exploración con la empresa Cerro de Pasco
Copper Corporation, en 1937.
El descubrimiento fue tardío en comparación con reconocimientos anteriores de
Chuquicamata, Potrerillos y Braden en Chile, y de Cerro Verde al sur del Perú. Esto se
debió parcialmente a la difícil accesibilidad de la región, pero principalmente al
Estudio de Ingenieria
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carácter oscuro de la evidencia de cobre en la superficie.
Desde 1939 hasta 1942 la Cerro de Pasco Copper Co. exploró parcialmente el
depósito por túneles y perforaciones diamantinas. La Northern Perú Mining and
Smelting Co., una subsidiaria enteramente dependiente de la American Smelting and
Refining Co., realizó estudios regionales de ingeniería en 1945 y exploración por
perforación en 1949. De acuerdo con datos publicados, el depósito contiene
aproximadamente 400 millones de toneladas de mena para su extracción a cielo
abierto, con un promedio de un poco más de 1.04% de Cobre. En los años
siguientes se asociaron 4 grandes empresas extranjeras para la explotación del
yacimiento minero de Toquepala, para formar la Southern Perú Copper Corporation
de las cuales se tiene el siguiente porcentaje de acciones:
American Smelting and Refining Co. 57.75 %
Cerro de Pasco Corporation 16.00 %
Phelps Dodge Corporation 16.00 %
Newmont Mining Corporation 10.25 %
En Noviembre de 1954, en un convenio bilateral con el gobierno del Perú,
aprueban la explotación por intermedio de la Southern Perú Copper Corporation.,
iniciándose los trabajos de construcción de campamentos y de la planta
concentradora, conjuntamente con la etapa de desbroce que duró aproximadamente
4 años (1956 a 1960), hasta que se llega a desarrollar su explotación a gran escala,
conformada por 24 concesiones mineras que abarcan un área de 6,218 hectáreas;
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SIMARRONA, con 14 concesiones mineras con un área de 5,516 hectáreas; y,
TOTORAL, con 21 concesiones mineras y un área de 5,384 hectáreas.
Adicionalmente, la Unidad de Producción de Toquepala cuenta con 16 concesiones
mineras con un área de 8,089 hectáreas.
En total, la Unidad de Producción Toquepala tiene 75 concesiones mineras con un
área total de 25,207 hectáreas. Y las dimensiones del tajo de Toquepala es la
siguiente.
- Tajo parte superior : 2 km de diámetro y 700 metros de
vertical(profundidad)
- sección geológica : 3 km ancho y 1km en vertical (profundidad)
- talud final se dará acá de 35 años, desde el año 2015
- 2 tipos de rocas (brechas)(intrusivo), y una roca más antes de las 2 anteriores
era la roca pre-mineral
1.2 Ubicación
El yacimiento se ubica en el Sur del Perú, a 68 Km al Norte de la ciudad de
Tacna, en el distrito de Ilabaya, provincia de Jorge Basadre, departamento de
Tacna, región Moquegua-Tacna-Puno (ver Mapa N°01).
La ubicación de Toquepala está dada por las siguientes coordenadas
geográficas:
17° 13" Latitud Sur.
70° 36' Longitud Oeste.
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Los depósitos geológicamente similares de Quellaveco y Cuajone, están
situados a 18 y 29 Km. al Norte de Toquepala; Chuquicamata se encuentra a 600
Km. al Sur. La topografía local es moderadamente accidentada con modelado
dentrítico de drenaje y a alturas de 2400 a 4260 m.s.n.m. Se elevan hasta 5800 m.
conos volcánicos a lo largo de la cresta andina.
Mapa N° 1.1 UBICACION
1.3 Accesibilidad
Toquepala es accesible mediante la carretera Panamericana Sur, situado a la
altura del Kilómetro 1204, desde Camiara donde parte una carretera afirmada de 76
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Km. hacia la mina. También se cuenta con otra carretera de 73 Km. que une la
ciudad de Moquegua con la mina.
Las distancias promedios con las ciudades más importantes son:
Lima : 1035 Km.
Arequipa : 435 Km.
Tacna : 192 Km.
Moquegua : 130 Km.
Mapa N° 1.2 ACCESIBILIDAD
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Así mismo, con el puerto de Ilo, existe una línea férrea de 167 Km. de
distancia, por la cual transporta su concentrado a la fundición y Refinería de SPCC
en Ilo. Cuenta además con un aeropuerto, de uso exclusivo para la empresa.
1.4 Clima y Vegetación
1.4.1.- Clima
El clima es seco durante la mayor parte del año, la precipitación local, alcanza
unos 9 mm. durante Enero y Febrero, pero el escurrimiento general de la región es
pequeño. Precisamente en estas épocas el ambiente de la zona y en especial de la
mina se cubre con densas capas de niebla. La temperatura varía entre 4°C y 20°C, y
la humedad relativa entre 70% y 100%.
1.4.2.- Vegetación
La vegetación en general por estas zonas es muy pobre y se compone
mayormente de Cactus, y plantas silvestres, se observa que es escasa, al rededor
del tajo se pueden encontrar plantas silvestres como cactus y otras de su especie,
en época de lluvias se desarrollan pequeños arbustos, por lo general, en los lugares
más abrigados. En época de invierno hay una total ausencia de vegetación que no
sea cactus, esto debido a la aridez y rocosidad del terreno.
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1.5 Recursos
En general, en todo el Sur del Perú, las fuentes y ríos se encuentran muy
distanciados. Canales rudimentarios irrigan pequeños terrenos ubicados en terrazas
a lo largo de los riachuelos proporcionando un sustento modesto a los pocos
habitantes de esta región.
1.5.1 Recurso Hídrico
La zona sur del Perú, es uno de los lugares más áridos y secos del mundo, y la
escasez de agua estuvo entre los más grandes problemas que tuvo que afrontar
Southern Perú.
Para el desarrollo del proyecto Toquepala, se obtuvieron los derechos del agua
del canal de Tacalaya y Quebrada Honda, así como de la laguna de Suches, en el
Altiplano, a casi 5000 m.s.n.m.
El consumo de agua en planta concentradora y en mina es como sigue:
Consumo promedio mensual de agua en Planta concentradora : 350,000 galones.
Consumo promedio mensual de agua en mina : 28,000 galones.
1.5.2 Recurso Energético
Los requerimientos de energía eléctrica del enorme complejo minero de
Toquepala está cubierto por la planta de fuerza de Ilo, en la cual se han instalado
Estudio de Ingenieria
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turbo generadores que utilizan petróleo residual, además aprovechan el calor
producido por los hornos de fundición.
La energía eléctrica generada en la planta de fuerza, es enviada a Ilo, Toquepala
y Cuajone a través de las líneas de transmisión construidas por Southern y que
forman el anillo Toquepala-Cuajone-Ilo. Así mismo, en cada una de las áreas de
operaciones, se ha instalado una estación de transformación con su red de
distribución.
1.5.3 Recurso Humano
En lo referente a recursos humanos, éste es muy poco por la naturaleza desértica
de la zona, casi todo el personal obrero y empleado que labora en estas minas es de
departamentos vecinos como Puno, Arequipa, otros del mismo Tacna, y todo el
personal funcionario es mayormente de Lima y del extranjero.
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1.6 Organigrama Corporativa de Southern Copper Corporation
Unidad Minera
Cuajone Unidad Minera
Toquepala
Refinería de Puerto
de Ilo
DIRECTOR DE
OPERACIONES TOQUEPALA
Ing. Fernando Mejía
Gerente Planta
Ing. José Arenas
Grte. Concentradora
Ing. Alberto Buendía
Director de Operaciones
Ing. Beder Serpa
Director de R.R.H.H
Lic. Alberto Giles
Gerente Mina
Ing. Luis Ticona
Gerente Proyectos
Ing. Vicente Jaico
Grte. Mantenimiento
Ing. Miguel Llaguno
Superintendente de
Geología
Ing. Rubén Mattos
Superintendente de
Operaciones Mina
Ing. Edgardo Reyes
Superintendente de
Ingeniería Mina
Ing. Wilbert Pérez
Jefe de Voladura
Ing. Darwin Trejo
Jefe de Guardia
Ing. Jaime Guillen
Operaciones
N° 1
Operaciones
N° 2
Operaciones
N° 3
Operaciones
N° 4
SOUTHERN PERU
COPPER CORPORATION
“PERU”
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1.7. Infraestructura y Capacidad Instalada
Desde el 11 de noviembre de 1954, en que se firmó el contrato bilateral entre el
gobierno del Perú y Southern, hasta el inicio de las operaciones de Toquepala, en
febrero de 1960, transcurrieron seis años.
Fue necesario hacerlo todo: muelle, carreteras de acceso a la mina y a la
concentradora, tender vías férreas, construir talleres, centros urbanos, hospitales,
escuelas, oficinas y todo lo necesario para el desarrollo del proyecto. Ello demandó
un gigantesco esfuerzo, pero los frutos no se hicieron esperar: el inmenso páramo se
fue llenando de edificaciones hasta conformar el gran complejo minero de
Toquepala.
1.7.1.- Red Ferroviaria:
El ferrocarril industrial de Southern es la columna vertebral que integra a las tres
áreas de operaciones: Toquepala, Cuajone e Ilo, sin la cual no habría sido factible el
desarrollo de este gran complejo minero.
Las vías férreas que parten de Cuajone hacia Toquepala y luego, bajando por el
flanco occidental de la cordillera de los Andes, llegan hasta la Fundición y Refinería
de Ilo, tienen una longitud de 239 Km.
Los trenes al interior de las áreas de operaciones, permiten el acarreo del
mineral entre las minas y las concentradoras.
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1.7.2.- Campamentos:
En Toquepala los campamentos albergan una población de 12000 habitantes,
cuenta con 2512 viviendas para funcionarios, empleados y obreros. Todas ellas
están dotadas de servicios gratuitos de luz y agua y demás comodidades modernas.
Los trabajadores y sus familias disponen, así de viviendas adecuadas y distribuidas
en campamentos que hacen habitable la abrupta región geográfica.
1.7.3.- Carreteras:
Se cuenta con una infraestructura vial, construida cumpliendo con las
disposiciones legales. Esta red vial que abarca casi 500 Km. de extensión, tiene un
mantenimiento permanente y esmerado por parte de Southern Perú. Esta, a su vez
interconecta las áreas de producción con el resto del país, a través de la Carretera
Panamericana.
1.7.4.- Centros Educativos:
El campamento cuenta con cuatro Centros Educativos y tres de educación
Inicial, cada uno de estos con aulas construidas de acuerdo a las técnicas
pedagógicas más avanzadas. Se brinda este servicio a aproximadamente 1800
estudiantes que cuentan con 125 profesores.
1.7.5.- Cuidado de la Salud:
Los programas de atención médica, se brinda en el hospital de Toquepala que
está equipado con lo más moderno y avanzado instrumental médico y quirúrgico y
Estudio de Ingenieria
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cuenta con el concurso de destacados especialistas médicos. Se dispone de
farmacia, banco de sangre, laboratorios y hospitalización para los trabajadores y sus
familias.
1.7.6.-Talleres y Almacenes:
En Toquepala, se cuenta con talleres para la reparación de todos los equipos
con los que cuentan tanto Mina, Planta concentradora y Ferrocarril Industrial. Cada
uno de estos talleres equipados con modernos instrumentos y personal calificado.
Talleres tales como; Taller eléctrico Mina, Taller de tornos, taller de Palas y
Perforadoras, taller de Volquetes, Taller de Tractores, taller de enllante, taller de
Equipo liviano (Ford), Taller de Mecánica Planta, taller de Locomotoras, Laboratorio
de instrumentación, Laboratorio de Electrónica, etc.
Figura N° 1.1 Tajo Toquepala
Estudio de Ingenieria
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CAPITULO II
GEOLOGÍA
2.1 Generalidades.
Toquepala es un depósito mineral del tipo "Pórfido de Cobre", donde la
mineralización está constituida por una fina diseminación de sulfuros y el relleno de
angostas vetillas y con poca persistencia de fracturas, emplazadas en una secuencia
de rocas ígneas de composición química ácida a intermedia; la forma, como esta
mineralización ha llegado a su posición actual es el resultado de muchos y muy
variados factores que se explicarán más adelante.
Estructuralmente, el depósito está ubicado en una chimenea volcánica del tipo
diatrema (chimenea de brecha) donde la mineralización del depósito ha sido posible
Estudio de Ingenieria
22
por la existencia de una zona de debilitamiento que permitió el paso de las soluciones
mineralizadas.
Mineralógicamente, el depósito desde su origen ha sufrido sucesivos cambios
químicos y estructurales. La mineralización ha seguido los procesos de evolución
comunes a todos los depósitos de este tipo, originando finalmente, la alteración y
mineralización supergénica.
2.2 Geología Regional.
El depósito está situado en un terreno compuesto de volcánicas Mesozoicas y
Terciarias, intrusionadas por apófisis dioríticas del Batolito Andino.
La historia tectónica de la región está comprendida en un lapso geológico entre
el Cretáceo Superior y el Terciario Inferior, cuyos efectos están expuestos en los
diferentes tipos de rocas que afloran a lo largo de esta faja de yacimientos de Cobre
Porfirítico.
La actividad Volcánica del Cretáceo Superior que depositó una serie de
derrames riolíticos y andesíticos, conocidos integralmente como "Grupo Toquepala",
sufrió Plegamientos, Fallamientos y levantamientos en bloques por acción de una
compresión más o menos continua que iniciándose con el "Plegamiento Peruano" de
Steiman, alcanza su máximo desarrollo durante el "Plegamiento Incaico". Los
esfuerzos producidos en esta época fueron lo suficientemente intensos como para
producir importantes fallas de compresión de rumbo Norte-Oeste, y afectaron la
Estudio de Ingenieria
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estructura homoclinal volcánica pre-intrusiva inclinada hacia el Sur-Oeste. En
general, los eventos tectónicos (Orogénesis) que tuvieron lugar en dicho intervalo de
tiempo, coinciden con la actual Cordillera de los Andes, ubicándose en el flanco
Occidental.
2.2.1 Rasgos de Estructura Regional
2.2.1.1 Fallamiento.
Estas estructuras se refieren a un fallamiento de pre-mineralización cuya
dirección predominante es Noroeste-Sureste; algunas de las cuales son también pre-
intrusivas. Está constituido por una familia de fallas casi paralelas conocido como el
"Sistema Incapuquio" con una orientación N 50-55° W del tipo transcurrente con
movimiento de los bloques tierra adentro hacia el Nor-Oeste. Merece especial
atención la Falla Micalaco en Toquepala, la cual tiene rumbo N 60-65° W y su
inclinación es de 70-80° NE. El grupo de fallas en el área de Quellaveco tienden en
forma general a una continuidad estructural en Cuajone.
2.2.1.2 Emplazamiento de Intrusivos
En este marco estructural compuesto por fallas extensas y alineadas en la
región, se produjo la inyección de los intrusivos pre-minerales presentándose como
afloramientos irregulares allí donde estas rocas atraviesan a los derrames volcánicos
existentes. Son los responsables de la Alteración-Mineralización en los tres
depósitos (Toquepala, Cuajone y Quellaveco).
Estudio de Ingenieria
24
2.3 Geología Local
El área mineralizada de forma elongada y de 8 Km. de largo, ha sido un centro
de intensiva actividad ígnea. Existen varios cuerpos intrusivos de formas irregulares
dentro y junto a una gran chimenea brechosa ubicada en el centro. El cuerpo
mineralizado en forma de hongo, consiste de una zona enriquecida de posición
tendida, predominante, de Chalcosina con una continuación a manera de tallo, de
mena de Chalcopirita Hipógena en la profundidad, tanto dentro como alrededor de la
chimenea. La alteración hidrotermal se generaliza en la zona de mineralización. El
cuarzo y la sericita constituyen los principales productos de alteración, y en muchos
casos las texturas de la roca original han desaparecido.
2.3.1 Rasgos de Estructura Local
2.3.1.1 Fracturamiento.
Cubre a todo el intrusivo con intensidades variables con máximo desarrollo en la
parte central de ellos. Existen tres sistemas más o menos constantes, cada sistema
se presenta como una sucesión de fracturas que guardan cierto paralelismo entre sí,
originando zonas de apariencia lineal con áreas de fracturamiento mayor y
estrechamiento espaciado. Las direcciones comunes de rumbo están dirigidas en
gran proporción hacia el Nor-Oeste con un sistema correspondiente al Nor-Este a
90° aproximadamente entre ambos sentidos. Presentan ángulos de buzamiento
intermedios a altos en los 2 sistemas predominantes. El tercero indistintamente tiene
rumbo en las dos direcciones pero sus inclinaciones son sub-horizontales y
Estudio de Ingenieria
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horizontales en algunos casos. Al Nor-Oeste los rangos son N 35-50° W y N 5-10°
W siendo la primera la más importante
2.3.1.2 Brechamiento
Las estructuras de brecha se relacionan a zonas de mayor fracturamiento. Estas
se alinean al Noroeste en Cuajone y Quellaveco, variando en algo en Toquepala
debido a su génesis y extensión.
En este alineamiento se encuentra, en términos generales, cuerpos de brecha
con fragmentos angulares y otros con fragmentos redondeados (brecha de guijarros).
Los primeros son los más importantes por haber constituido las unidades de mayor
receptividad para la deposición mineral.
2.3.1.3 Fallamiento Local
Afecta a los Volcánicos del grupo Toquepala y a los intrusivos en cada depósito,
en consecuencia son posteriores al proceso de Alteración -Mineralización. Se asigna
a estas estructuras una edad anterior a los eventos Volcánicos. Terciarios y
Cuaternarios.
En base a la orientación, potencia y efectos de desplazamiento, se pudo
distinguir dos tipos de fallamientos que han producido desplazamientos verticales y de
rumbo que han desplazado lateralmente parte de la mineralización y han variado la
orientación de los sistemas de fractura.
Estudio de Ingenieria
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2.4 Origen de las Estructuras
Las superficies o planos de rotura son mayormente ásperas y algunas veces con
entrantes y salientes debido a la naturaleza granular de la roca, además la
resistencia de los diferentes granos no es uniforme y la rotura se ha producido
siguiendo los puntos más débiles.
Modelo geológico y distribución de Rocas
Ver Esquema N° 2.1
Estudio de Ingenieria
27
Ver Esquema N° 2.2
Ver Esquema N° 2.3
Estudio de Ingenieria
28
Ver Esquema N° 2.4
2.5 Rocas Volcánicas
2.5.1 Volcánicos de Pre-Mineralización
Forman una gruesa secuencia de mantos de lava en forma de capas
homoclinales con ligero buzamiento al Suroeste, donde es común la intercalación de
andesitas y riolitas. Corresponden al grupo Toquepala. La serie Toquepala está
conformada por cuatro unidades de poca potencia cada una de ellas. En Toquepala
la secuencia es relativamente completa. Se correlaciona con otras unidades. La serie
está representada por cuatro flujos volcánicos conformados por;
Estudio de Ingenieria
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Andesitas y riolitas intercalados, ellos son la Dolerita Toquepala, Pórfido Cuacífero
Toquepala, Andesita Toquepala y Riolita Toquepala, las andesitas son de colores
grises-verdosos y las riolitas de colores blanco coloreados por lixiviación a colores de
tonos rojizos, amarillentos y marrones. Por lo general son rocas poco mineralizadas y
su potencia aproximada es de 650 mts. Los volcánicos se presentan sólo en los
niveles superiores desapareciendo en el nivel 2905.
2.5.2 Volcánicos de Post-Mineralización
Son de importancia, la secuencia de derrames volcánicos post-minerales por
cubrir los depósitos de Quellaveco y Cuajone y ayudar en su preservación. En
Toquepala no se depositaron o simplemente fueron barridos por la erosión. Está
representado por tres formaciones: Huaylilas, Chuntacala y Barroso.
2.6 Rocas Intrusivas
El Stock de Pórfido de Dacita penetra a los flujos volcánicos y a la Diorita, Las
brechas hidrotermales tienen su máximo desarrollo, donde se formaron por
repetidos episodios de brechamiento principalmente antes y después de la intrusión
del Pórfido de Dacita.
Richard y Courtright (1958) establecieron la secuencia de la formación Toquepala:
Vulcanismo regional.
Intrusión regional.
Brechamiento con Diques y columnas de Turmalina.
Brechamiento con Diques y Sulfuros (Brech. Primario).
Estudio de Ingenieria
30
Intrusión de Pórfido de Dacita.
Brechamiento con Diques y columnas de Sulfuros (Brechamiento
Secundario).
Explosión. Formación de cráter abierto, zona N-E.
Intrusión. Formación de Aglomerado de Dacita.
Brechamiento. Diques y columnas de Brecha de Guijarros.
Intrusión de los Diques de Latita.
Erosión Regional. Lixiviación profunda, enriquecimiento Supérgeno.
Levantamiento y Erosión Moderna Regional.
Los diques de Latita Porfirítica atraviesan el depósito en dirección
Norte-Sur principalmente, en algunas zonas acompañan a las Brechas de Guijarros.
2.7 Alteración
La Alteración Hidrotermal es intensa y afecta a todos los cuerpos a excepción
del Pórfido de Latita. El límite lateral de esta Alteración es ligeramente mayor a la
mineralización y su forma es elíptica. Las principales zonas de Alteración son:
Zona Fílica : Cuarzo - Sericíta.
Zona Argílíca : Arcillas.
Zona Propilítica : Clorita - Pirita.
Zona Silisificada : Principalmente en la masa.
Estudio de Ingenieria
31
2.8 Mineralización
Los procesos de alteración, el emplazamiento intrusivo de las rocas y
mineralización en los depósitos porfíriticos de Cobre pueden ser generalizados como
un desarrollo de origen magmático sub-volcánico de un magma rico en metales,
donde los fluidos residuales se mezclan con aguas meteóricas durante las últimas
etapas de enfriamiento en la formación de un yacimiento.
La mineralización supérgena o secundaria está dado por metales transportados
por aguas meteóricas oxidadas que se mueven hacia abajo y también lateralmente,
en contraste con la mineralización hipógena o primaria donde los sulfuros son
formados por soluciones hidrotermales ascendentes
Cuadro N° 2.1 MINERALOGIA DE TOQUEPALA
ZONA MINERAL MINERALES PREDOMINANTES OCURRENCIA
LEACHED CAPPING Limonitas, Jarosita 30%, Hematita
60%, Goethita 10% Diseminado mayormente y en
fracturas
OXIDOS Prácticamente no existe
ENRIQUECIDO Calcosita 90% y otros 10% Digenita,
Pirita, Covelita, Bornita, Cu Nativo. Rellenando espacios en las brechas,
diseminado y como vetas
TRANSICIONAL Calcopirita 60%, Calcosita 25% , otros
15% Molibdenita, Pirita, Bornita Rellenando espacios en las brechas,
diseminado y en venas, asociado al Cuarzo
PRIMARIO Calcopirita 90% y otros 10%, Pirita,
Bornita, Molibdenita, Tetrahedrita,
Enargita, Galena.
Rellenando espacios vacíos de
las brechas, diseminado y en
vetas.
Estudio de Ingenieria
32
2.8.1 Zona Primaria
El mineral hipógeno formado por pirita, molibdenita, calcopirita, y trazas de
bornita, esfalerita y galena, ocurrió una mineralización temprana con cuarzo-
turmalina con menos sulfuros; más tarde y antes a la intrusión del Pórfido Dacítico,
ocurrieron sulfuros y menos cuarzo-turmalina.
Conteniendo una mineralización discreta de pirita-calcopirita con una ley marginal o
menor de 0.40% de Cu, se tiene la brecha de guijarros. En profundidad se estrecha
la zona primaria, también la mayor distribución como una buena ley de molibdenita se
encuentra en el contacto brecha angular-diorita ubicado en la parte central-sur del
depósito, en la diorita; ubicado al este, se encuentra los mayores valores de Fierro.
2.8.2 Zona Enriquecida
La formación de la frontera superior fue una superficie ondulada, en contacto
con el material lixiviado, siendo irregular la superficie superior, la parte central fue de
un espesor de 150 mts, y en sus márgenes de pocos metros, predominando la
calcosina, la variedad denominada "sooty.calcosina", trazas de covellina y digenita,
estos minerales están asociados a la calcosina-calcopirita-pirita y calcosina-pirita.
Esta zona aparece en el nivel 3235, desapareciendo en el nivel 2980. La
molibdenita es errática, y al Este encontrarnos Fierro con valores de más de 6%.
Estudio de Ingenieria
33
2.8.3 Zona de Óxidos
Tuvieron pequeñas cantidades de silicatos de Cobre en los afloramientos
iniciales, sin poder constituirse en mena, Siendo los principales minerales, la
malaquita, crisocola, cuprita y calcopirita, difícilmente encontrado Cobre nativo en
los diques de lutita porfirítica.
2.9 Geología Económica
Los yacimientos mesotermales se forman a temperaturas y presiones
moderadas. Según la clasificación de Lindgren, las menas se depositan alrededor de
200º a 300º C a partir de soluciones que probablemente tienen al menos una ligera
conexión con la superficie. Los yacimientos diseminados de cobre “porfídicos”, se
consideran mesotermales.
Inicialmente las reservas fueron de 432'962,000 millones de Toneladas, siendo
su ley promedio de 1.04%, considerando en 37° el ángulo de talud final del tajo. El
estimado de la ley de Moly fué de 0.30-0.40%. La sobrecarga de estéril (Overburden)
sobrepasa en cada caso a los 150 millones de Toneladas.
2.9.1 Método de Cubicación
Para el cálculo de reservas, se toma como información de campo los datos de
los sondajes diamantinos, debidamente interpretados (logeados) y analizados por el
departamento de Geología, los cuales hasta el año 1995 suman 350 taladros
diamantinos, en el año 1996 se realizó un programa de perforación diamantina, el
Estudio de Ingenieria
34
cual se usará para probar los límites laterales y la profundidad del depósito,
particularmente del lado Oeste y Norte del Tajo, para una futura ampliación de la
producción. El método de cubicación que se emplea es el Inverso del Cuadrado de
la Distancia, el cual es utilizado para interpolar los datos de los sondajes
diamantinos, y generar un modelo de bloques de 20x20 mts.
Diagrama N° 2.1
Cálculo de reservas
2.9.2 Inventario de Reservas
Las reservas minables a Enero de 1996 suman un total de 339'364,000 TCS de
mineral con una ley estimada de 0.814 % de Cobre, y 0.061 % de Moly. En el
siguiente cuadro se detallan las reservas minables por niveles.
Estudio de Ingenieria
35
Cuadro N° 2.2INVENTARIO DE RESERVAS POR NIVELES
Nivel Toneladas 20x20 Cu 20x20 Mo
3295 62,000 0.425 0.002
3280 140,000 0.509 0.002
3265 148,000 1.013 0.002
3250 203,000 1.339 0.003
3235 329,000 1.454 0.004
3220 389,000 1.076 0.005
3205 608,000 0.721 0.004
3190 846,000 0.539 0.007
3175 1,128,000 0.518 0.015
3160 828,000 0.482 0.009
3145 1,890,000 0.516 0.014
3130 3,610,000 0.571 0.019
3115 5,166,000 0.577 0.019
3100 7,049,000 0.608 0.029
3085 9,058,000 0.633 0.034
3070 10,399,000 0.678 0.039
3055 12,321,000 0.697 0.042
3040 13,445,000 0.729 0.041
3025 14,117,000 0.769 0.044
3010 18,888,000 0.806 0.046
2995 16,307,000 0.832 0.054
2980 18,726,000 0.871 0.057
2965 20,487,000 0.864 0.059
2950 21,454,000 0.859 0.065
2935 20,727,000 0.867 0.067
2920 18,914,000 0.882 0.068
2905 17,662,000 0.886 0.068
2890 16,001,000 0.893 0.069
2875 15,049,000 0.888 0.068
2860 13,172,000 0.892 0.072
2845 12,192,000 0.892 0.075
2830 10,430,000 0.867 0.081
2815 9,424,000 0.853 0.082
2800 7,772,000 0.826 0.081
2785 6,930,000 0.818 0.078
2770 5,482,000 0.791 0.086
2755 4,630,000 0.781 0.103
2740 3,346,000 0.744 0.112
2725 2,488,000 0.684 0.116
2710 1,247,000 0.661 0.134
Total 339,364,000 0.814 0.061
Fuente: Plan de Minado 1997 - 2015 (Planeamiento de la Producción)
Estudio de Ingenieria
36
CAPITULO III
OPERACIONES MINERAS UNITARIAS
3.1 Aspecto Generales
Las operaciones de minado en la mina Toquepala son realizadas a Cielo
Abierto, con un plan de trabajo de 4 días de trabajo y 3 días de descanso, en 2 turnos
de 12 horas por día. El ciclo de minado comienza con la con perforación de taladros,
con máquinas perforadoras eléctricas. Seguidamente los taladros son cargados con
explosivos y disparados para producir un material debidamente fragmentado. La
siguiente etapa es el carguío del material fragmentado, para lo cual se emplean
palas electro-mecánicas impulsadas y controladas por electricidad; estas palas
Estudio de Ingenieria
37
cargan el material a las unidades de acarreo (volquetes y trenes), para luego en
función al valor económico del material sean transportados a sitios predeterminados.
Figura N° 3.1
Hay otras varias funciones específicas que no han sido mencionadas tales
como Limpieza de carreteras, pisos y botaderos, traslado y lubricación de palas, etc.
Todo el equipo y las instalaciones que se utilizan en la mina Toquepala tienen que
ser mantenidos y reparados tanto mecánicas como eléctricamente, es por eso que
se cuenta con talleres de Reparación y Mantenimiento, los cuales por la cantidad de
zapo
REPORTES DE OPERACIONES - MINA TOQUEPALA
TIEMPOS DE EQUIPOS
DEMORAS DE EQUIPOS
PRODUCCION MINA TOQ.
PESOMETROS
PESOMETROS DE VOLQ.
DIP. Y UTIL. DE PALAS
FRECUENCIA DE VOLQ. A PALAS
EQUIPOS INOPERATIVOS
DISPONIBILIDAD Y UTILIZACION DE
EQUIPOS
REPORTE DE PERFORACION
Estudio de Ingenieria
38
equipos y por la importancia que tienen, funcionan en forma separada de las
operaciones.
Por último, hay algunas funciones que no están directamente ligadas a la
producción pero que constituyen parte integral del conjunto de labores de la mina,
tales como por ejemplo son el Suministro y Drenaje de Agua (Bombeo), seguridad,
el Suministro de insumos y Repuestos (Almacenes), telecomunicaciones, control y
evaluación (Ingeniería Mina, Geología, Contabilidad), etc.
A continuación se da a conocer los equipos utilizados en la Unidad Minera
Toquepala de:
3.1.1 Palas
Cuadro N° 3.1 Utilización de Palas
Equipo Código Modelo Capacidad Carga (yd3)
Capacidad Tanque
Combustible (Gal)
Tasa excavación
(T/hr)
Capacidad carga (Tc)
Pala S01 P&H 4100 56 yd3 42.8 m3 8538 83.9 Tc
Pala S02 P&H 4100 56 yd3 42.8 m3 8812 83.9 Tc
Pala S03 BE 495B-I 56 yd3 42.8 m3 7610 83.9 Tc
Pala S04 P&H 4100 56 yd3 42.8 m3 9423 83.9 Tc
Pala S05 BE 495HR 73 yd3 55.8 m3 8126 109.4 Tc
Pala S06 BE 495HR 73 yd3 55.8 m3 7773 109.4 Tc
Pala S07 BE 495HR 73 yd3 55.8 m3 10178 109.4 Tc
Pala S21 P&H 2100 15 yd3 11.5 m3 8349 22.5 Tc
Pala S94 CAT 994F 28 yd3 21.4 m3 6131 42 Tc
Pala S98 L-1400 28 yd3 21.4 m3 4545 42 Tc
Pala S99 CAT 992D 13 yd3 9.9 m3 953 19.5 Tc
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39
3.1.2.- Volquetes
Cuadro N° 3.2 Utilización de Volquetes
Equipo Código ModeloCapacidad
Carga (Tn)
Capacidad
Combustible (Gal)
Peso Vacío
(Tn)Volquete T01 Cat 793C 230 1250 159Volquete T02 Cat 793C 230 1250 159Volquete T03 Cat 793C 230 1250 159Volquete T04 Cat 793C 230 1250 159Volquete T05 Cat 793C 230 1250 159Volquete T06 Cat 793C 230 1250 159Volquete T07 Cat 793C 230 1250 159Volquete T10 Kom 930 E-3 283 1100 208Volquete T11 Kom 930 E-3 283 1100 208Volquete T12 Kom 930 E-3 283 1100 208Volquete T13 Kom 930 E-3 283 1100 208Volquete T14 Kom 930 E-3 283 1100 208Volquete T15 Kom 930 E-3 284.7 1100 208Volquete T16 Kom 930 E-3 284.7 1100 208Volquete T17 Kom 930 E-3 284.7 1100 208Volquete T18 Kom 930 E-3 284.7 1100 208Volquete T19 Kom 930 E-3 284.7 1100 208Volquete T80 Kom 830 218 1000 154Volquete T81 Kom 830 218 1000 154Volquete T82 Kom 830 218 1000 154Volquete T83 Kom 830 218 1000 154Volquete T84 Kom 830 218 1000 154Volquete T85 Kom 830 218 1000 154Volquete T86 Kom 830 218 1000 154Volquete T87 Kom 830 218 1000 154Volquete T88 Kom 830 218 1000 154Volquete T89 Kom 830 218 1000 154Volquete T90 Kom 830 218 1000 154Volquete T91 Kom 830 218 1000 154Volquete T92 Kom 830 218 1000 154Volquete T93 Kom 830 218 1000 154Volquete T94 Kom 830 218 1000 154Volquete T95 Kom 830 218 1000 154Volquete T96 Kom 830 218 1000 154Volquete T97 Kom 830 218 1000 154Volquete TK20 Kom 930 E-3 284.7 1100 208Volquete TK21 Kom 930 E-3 284.7 1100 208Volquete TK22 Kom 930 E.3 284.7 1100 208Volquete TK23 Kom 930 E-4 284.7 1100 208Volquete TK24 Kom 930 E-4 283 1100 208Volquete TK25 Kom 930 E-4 283 1100 208Volquete TK26 Kom 930 E-4 283 1100 208Volquete TK27 Kom 930 E-4 283 1100 208Volquete TK28 Kom 930 E-4 289.3 1100 208Volquete TK29 Kom 930 E-4 289.3 1100 208Volquete TK30 Kom 930 E-4 289.3 1100 208Volquete TK31 Kom 930 E-4 289.3 1100 208Volquete TK32 Kom 930 E-4 289.3 1100 208Volquete TK33 Kom 930 E-4 289.3 1100 208Volquete TK34 Kom 930 E-4 289.3 1100 208Volquete TK35 Kom 930 E-4 289.3 1100 208Volquete TK36 Kom 930 E-4 289.3 1100 208Volquete TK37 Kom 930 E-4 289.3 1100 208Volquete TK38 Kom 930 E-4 289.3 1100 208
Estudio de Ingenieria
40
3.1.3.- Perforadoras
Cuadro N° 3.3 Utilización de Perforadoras
Equipo Código Modelo
Perforadora DR01 P&H 120A
Perforadora DR02 P&H 100XP
Perforadora DR03 P&H 100XP
Perforadora DR04 BE 49R-III
Perforadora DR05 BE 49R-III
Perforadora DR06 TITON 600
Perforadora DR07 BE 49HR
Perforadora DR08 BE 49HR
Perforadora DR09 BE 49HR
3.1.4.- Trenes
Cuadro N° 3.4 Utilización de Trenes
Equipo Código Modelo Capacidad Carga (Tn)
Capacidad Tanque
Combustible (Gal)
Peso Vacío (Tn)
Ton / vagón N` vagones
Tren TR26 GP 28 68 4000 100 68 15
Tren TR29 GP 28 68 4000 100 68 15
Tren TR40 U23B 68 4000 100 68 17
Tren TR43 M-100 68 4000 100 68 18
Tren TR50 U23B 68 4000 100 68 17
Tren TR51 U23B 68 4000 100 68 17
Tren TR52 U23B 68 4000 100 68 17
Estudio de Ingenieria
41
3.1.5.- Tractores
Cuadro N° 3.5 Utilización de Tractores
Equipo Código Modelo
T. Llanta C10 844C
T. Llanta C11 844C
T. Llanta C12 Kom WD600
T. Llanta C13 Kom WD600
T. Llanta C14 Kom WD600
T. Llanta C15 834H
T. Llanta C16 834H
T. Llanta C6 Kom WD600
T. Oruga CO1 D10N-1
T. Oruga CO2 D10R-4
T. Oruga CO4 D10R-6
T. Oruga CO5 D11R1
T. Oruga CO6 D375A-10
T. Oruga CO7 D375A-7
T. Oruga CO8 D375B-9
3.1.6.- Servicios Auxiliares
Cuadro N° 3.6 Utilización de Servicios Auxiliares
Equipo Código Función
Garza SG02 Agua
Garza SG03 Agua
Garza SG04 Agua
Garza SG01 Agua
Grifo GR1 Grifo
Grifo GR2 Grifo
Grifo GR3 Grifo
Grifo GR7 Grifo
Estudio de Ingenieria
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3.1.7.- Equipos Auxiliares
Cuadro N° 3.7 Utilización de Equipos Auxiliares
Equipo Código Modelo
Car. Frontal STC
Car. Frontal STD
Car. Frontal STE
C. Frontal 966C1 Cat 966C
C. Frontal 973C1 Picaflor
Tanque TQ74 T. Regadío
Tanque TQ76 T. Regadío
Tanque TQ77 T. Regadío
Tanque TQ78 T. Regadío
Tanque TQ79 T. Regadío
Tanque TQ210 T. Regadío
Tanque TQ241 T. Regadío
Moto Niv. 16-H2 16-H
Moto Niv. 24-H1 24-H
Moto Niv. 24-H2 24-H
Moto Niv. 24-M3 24-M
Camión B10 Ford
Camión B11 Ford
Camión B12 Ford
Camión B13 Ford
Jumbo B6 Jumbo
Camión B9 Ford
Bobcat BCAT1 Bcat IR863
Bobcat BCAT2 Bcat IR863
Cableador O35 Cables
Cableador O36 Cables
Excavador PC300-1 M. Rompedor
Camioneta SUP1 Supervisor
Camioneta SUP2 Supervisor
Camioneta SUP3 Supervisor
Camioneta SUP4 Supervisor
Camioneta SUP5 Supervisor
Estudio de Ingenieria
43
3.1.8.- Tolvas
Equipo Código Modelo
Tolva TOL-E Tolva
Tolva TOL-D Tolva
Tolva Ch. TOL-C Tolva (Lix.)
3.2 Planificación
El flujo continuo entre el planeamiento a largo plazo y los presupuestos anuales
es conseguir los objetivos de producción para cada periodo, frentes de expansión,
accesos y rutas de acarreo
El calendario de optimización según el tamaño de la flota es minimizar distancias
y costos de transporte, minimizar la distancia a los botaderos mediante la selección
apropiada de sus ubicaciones, el destino óptimo de los camiones a fin de maximizar
la utilización de la flota
Maximizar la vida de la mina mediante la producción y la estimación de
presupuestos, estos costos se basan en el tipo de roca, y distancias a ubicar según
el botadero, planta de tratamiento con capacidad para ajustar distintas
características de la roca y mineral (masa, calidad, resistencia, etc)
Es Ajustar el diseño de los frentes de expansión para alcanzar la mezcla óptima
durante toda la vida de la mina y mejores estimaciones de los costos de transporte
Estudio de Ingenieria
44
debido a la precisión de la función de transporte y minimizar el movimiento de las
palas.
1. Se usa una secuencia de los siguientes pasos
• Plan de Desarrollo
• Buen Conocimiento de la Información
• Optimización de los Procesos
• Nuevos Conceptos
– Zonas Geo-metalúrgicas
– Índice de Solubilidad
• Maximización de las Ganancias del Accionista
• Recursos Necesarios
2. Se halla el cálculo de reservas y se hace un diagrama de reservas
3. Se halla el modelo geometalurgico
4. Se halla el índice de solubilidad
5. Se halla el modelo metalúrgico
6. Se halla el modelo económico
7. Se calcula la ley de corte
8. Se halla el modelo geotécnico
9. Se hace la generación del pit final(Lerchs & Grossman)
10. Se hace la operación de fases de minado
11. Se hace el diseño de botaderos
Estudio de Ingenieria
45
12. Se hace una secuencia anual de minado
13. Se hace modelos de leyes
Figura N° 3.2
o Clasificación de las reservas minables
o Envolventes económicas (leyes)
o Optimización de la altura de los bancos
Diseño de la mina
Planeamiento de la vida total
de la mina (Largo Plazo)
Planeamiento a corto plazo
Presupuesto
Control de leyes
El Proceso del Planeamiento
Estimación de costos
Duración de los ciclos
Tajos Diseñados
Reconciliación de leyesModelo de recursos
Estudio de Ingenieria
46
o Análisis de sensibilidad de la dilución (dimensiones de minado)
o Clasificación del tipo de roca (controlar el modelo de costos)
Métodos de procesamiento
Perforabilidad
Dureza
Litología
Solubilidad ácida
Leyes
Figura N° 3.3
ERP
El Proceso del Planeamientocalendarios y presupuestos
Activity schedule
Modelo de Reservas Minables
Modelo Económico
Simulación de Equipos Índices de consumo y costos unitarios
Frentes de expansión
Pit Final Optimo
Modelo de acarreo LP
Stockpiles LP
Calendario LP
Carreteras superficiales
Diseño del tajo y accesos
Diseño y secuenciamientode botaderos
Calendario con recursos & equipos
Calendario de actividades
Presupuestos
Constructor de botaderos y stockpiles
Duración de los ciclos y
estimaciones del EFH
Topografía actual
Rutas de acarreo y definición de destinos
Earthworks Planner
Calcular gastos a partir de datos históricos e índices de consumo por cada tipo de roca
Calcular ingresos a partir del mineral explotado
Estudio de Ingenieria
47
Figura N° 3.4
Planificación y Fases de Minado
3.3 Perforación
Se tiene las siguientes maquinas, 1 perforadora eléctrica P&H 120A, 2
perforadoras eléctricas P&H 100XP, 2 perforadoras BUCYRUS 49RIII, 3
Perforadoras BUCYRUS 49 HR, 1 Perforadora de Pre-corte TITON 660
La perforación es la primera etapa del ciclo de minado, que está íntimamente
relacionado con la voladura, para asegurar un fracturamiento adecuado del material.
Se ejecuta de acuerdo a modelos de mallas de perforación, La perforación se
realiza en forma vertical, con profundidades típicas de 17.5 mts. (Incluyendo la
Estudio de Ingenieria
48
sobre perforación de 2.5 mts.), hasta un máximo de 20 mts, en algunos bancos
altos. Las brocas que se utilizan son del tipo tricónica, con insertos de Carburo de
Tungsteno, con diámetros de 9 7/8" y 11".
Las mallas de perforación son de 2 tipos: mallas de producción y mallas para
pared final. En los siguientes cuadros se especifica las dimensiones de las mallas de
perforación para una altura de banco de 15 mts.
Cuadro N° 3.8: Mallas de Perforación: Voladura de Producción
Tipo de Roca
Diámetro de broca : 11" Diámetro de broca : 9 7/8"
ExB Sobre perf. ExB Sobreperf.
Dura
Media
Suave
5x4
9x8
12x10
1.50
1.50
2.00
4.5x4
8x7
11 X9
1.50
1.50
2.00
Fuente: Departamento de Perforación y Disparos.
Las mallas para pared final se disponen de tal forma que se produzca un menor
daño a la pared la que tendrá una duración hasta el final de vida de la mina.
Las filas de producción buffer y buffer se perforan con diámetros de broca de 11",
y la fila de trim con diámetro de 9 7/8". En el siguiente cuadro se especifican las
dimensiones de las mallas para pared final:
Estudio de Ingenieria
49
Cuadro N° 3.9: Mallas de Perforación: Producción buffer, buffer y trim Filas
Roca Dura Roca Media Roca Suave
Espac.
(m.)
Distancia-' entre filas(m)
Espac. (m.)
Distancia entre
filas(m)
Espac. (m.)
Distancia entre
filas(m)
Prod. Buffer
Buffer
Trim
5.00
4.00'
3.00
------
4.00
4.00
6.00
5.00
3.50
-----
6.00
7.00
9.00
6.00
4.00
----- 6.00 7.00
Fuente: Departamento de Perforación y Disparos.
En zonas de mayor dureza se requieren que la malla de perforación tenga un
menor espaciamiento. Es en estas zonas donde se utilizan las brocas de 9 7/8".
También en las mallas para paredes finales se emplea la broca de 9 7/8" en la fila de
Corte, puesto que se requiere perforar taladros con un espaciamiento menor entre
ellos. Para el caso de brocas de 11" se usan en zonas de dureza suave a media
debido a un mayor espaciamiento entre taladros, en Toquepala se realiza la
Perforación Secundaria, para lo cual se emplea la perforadora Titon 600 con código
DR06, y Jumbo de un brazo hidráulico, se emplean para perforar pedazos de rocas
grandes (bolones), producto de la voladura primaria. Los diámetros de perforación
son de 1/2 pie es para la Titon 600, y de 1/3 pie para el Jumbo. La profundidad de
perforación más común es de 3 pies hasta 7 pies, este última para la Titon,
dependiendo del tamaño del bolón.
3.3.1 Rendimientos en la Perforación Primaria
Los rendimientos en la perforación primaria dependen de los siguientes factores:
- Tipo de formación rocosa encontrada al perforar.
Estudio de Ingenieria
50
- Tipo y tamaño de la broca usada.
- La habilidad del perforista.
- Los traslados y movimientos de la perforadora en el cambio de
posición.
- La profundidad de perforación.
- Las restricciones operativas.
3.3.1.1 Cálculo de la Disponibilidad y Utilización de la Máquina
La disponibilidad de una máquina se entiende por el porcentaje que esta máquina
está disponible para trabajar, restando las demoras por mantenimiento y reparación,
la utilización es el porcentaje de tiempo disponible que la máquina opera restando las
demoras por operación, personal, otros. Para el cálculo de estos 2 factores muy
importantes en la evaluación de una máquina, se toman en cuenta las estadísticas de
tiempos que diariamente se registran en la mina, y son acumuladas para darnos un
resultado al final del año de operación, el porcentaje de disponibilidad se calcula por
la siguiente fórmula:
% Disponibilidad = PTD-DMR * 100%
PTD
Dónde:
PTD : Posible tiempo disponible
DMR : Demoras por mantenimiento y reparación
El porcentaje de Utilización se calcula por la siguiente relación
Estudio de Ingenieria
51
% Utilización = TOD-TDOP * 100
TOD
TOD : Tiempo de operación disponible
TDOP : Tiempo por demoras operativas (Restricciones operativas, traslado de
perforadora, demoras del personal, otros).
En el siguiente cuadro se especifican los tiempos que se emplearon para el cálculo
de la disponibilidad y utilización de las perforadoras:
Cuadro N° 3.10: Determinación de la Disponibilidad y Utilización
Horas Días
Total tiempo calendario 8760 365 Menos domingos y feriados por año 1488 62 Posible tiempo disponible (PTD) 7272 303 Menos demoras por Mant. Y Rep (DMR) 1080 45 Tiempo Disponible de Operación (TOD)
(Disponibilidad del equipo) 6192 258
Menos tiempo por demoras operativas (TDOP)
- Restricciones de operación 240 10 - Menos traslados de perforadora 120 5 - Demoras del personal:
- Traslado 96 4 - Refrigerio 480 20 - Otros 72 3
- Menos tiempo sin perforar:
- Engrase e inspección 120 5 - Movimientos cortos (acomodo) 72 3 - Reparaciones rápidas 192 8 - Otros 96 4
Total tiempo por demoras Operativa (TDOP) 1488 62 Tiempo neto de perforación 4704 196 Disponibilidad 85.15% Utilización
75.97%
% operado del tiempo total
64.69% Horas de operación por guardia 6.08 Fuente : Oficina de Registros Mina.
*Refrigerio: Almuerzo que se realiza a las 12:30pm
Estudio de Ingenieria
52
3.3.1.2 Velocidad de Penetración
Uno de los factores más importantes en la perforación, es cuán rápido puede
penetrar la broca en la roca, con el actual sistema de perforación. Este factor influye
en la productividad y en los costos unitarios. Años atrás, se realizaron estudios en la
industria del Hierro en Estados Unidos con la perspectiva de relacionar la
performance de la perforadora con las propiedades mecánicas de la roca. Estos
estudios (Bauer y Calder 1976) demostraron que se obtiene una buena correlación
entre la velocidad de penetración y el esfuerzo compresivo uniaxial.
3.3.1.3 Producción por Taladro
Para el cálculo del tonelaje afectado por taladro, se toman en cuenta las
dimensiones de la malla de perforación utilizada, la altura de banco típica (sin
considerar la sobre perforación)
3.4 Voladura
La voladura es la operación unitaria más importante del ciclo de minado. Los
principales factores que influyen en los resultados de una voladura son las
propiedades de los explosivos a usarse (densidad, velocidad de detonación, etc.).
Distribución y secuencia de iniciación, la geometría del disparo, las propiedades del
macizo rocoso.
Los resultados de una voladura pueden ser evaluados desde varios puntos de
vista y por diversos métodos, pero la única variable que permite evaluar cualitativa y
Estudio de Ingenieria
53
cuantitativamente y expresar estos resultados en números reales es el grado de
fragmentación alcanzado; ya que esto permitirá evaluar la producción y la
productividad, y permitirá cumplir con la producción requerida y minimizar el costo
total de minado.
Al igual que en la perforación primaria, se hacen dos tipos de voladura: voladura
primaria de producción y voladura para paredes finales, donde en esta última el
carguío de explosivo se realiza de forma controlada y en menor proporción que en la
voladura de producción, para no dañar las paredes del tajo, por ser éstas las
paredes finales.
3.4.1 Explosivo Empleado
Para los disparos primarios se emplean 3 tipos de agentes explosivos: ANFO,
Slurrex, y Anfo Pesado (Heavy Anfo).
3.4.1.1 ANFO
Es la mezcla de Nitrato de Amonio y Petróleo. El petróleo va en una cantidad
igual al 6% del peso de Nitrato que se va a utilizar o 3 Ibs, de petróleo por cada 50 Ibs,
de Nitrato de amonio. Para el carguío del Anfo a los taladros, se cuenta con 2
camiones tolva con capacidad de 8 tons, de Nitrato, las tolvas están acondicionadas
con un mecanismo que funciona con aceite hidráulico a presión y realiza la mezcla
mecánica en la proporción señalada al momento de cargar los taladros, el nitrato de
Estudio de Ingenieria
54
amonio grado ANFO, que se emplea es el de Cachimayo y tiene las siguientes
propiedades:
Composición Química : NH4NO3
Punto de Fusión : 160.6°C
Cantidad de Oxigeno : 60%
Densidad : 0.85 gr/cc
Velocidad de Detonación : 3500 m/s
Tamaño de Particulas : 1-3 mm.
Soluble en Agua
Costo del Explosivo : 0.34225 $/Kg
El petróleo que se utiliza es el N°2 corriente. El grado de confinamiento que se le
da a la carga explosiva se realiza llenando con los detritus de perforación, el espacio
del taladro que queda entre el extremo superior de la carga y el collar del taladro (taco o
retacado).
3.4.1.2 SLURREX.
Es un agente de voladura en forma de "Papilla" o "Slurry" del tipo emulsión,
aceite en agua, no sensible al fulminante N°8, de excelente resistencia al agua, alta
velocidad de detonación y gran poder rompedor. Se emplea para cargar taladros con
presencia de agua; el Slurrex que se emplea es de la marca EXSA, Slurrex tipo 40,
embolsado y tiene las siguientes características:
Estudio de Ingenieria
55
Potencia Relativa por peso : 107%
(anfo = 100%)
Potencia Relativa Por Volumen : 157%
Presión de Detonación (anfo=45) : 68Kbar
Densidad : 1.3 gr/cc
Velocidad de Detonación : 4600 m/s
Resistencia al Agua : Excelente
Categoría de Humos : 2da
Diámetro de la Bolsa : 8” (20.32)
Longitud de la Bolsa : 60 cm
Peso por Bolsa : 25 Kg
Costo por Explosivo : 0.41121 $/Kg
3.4.1.3 ANFO PESADO (Heavy Anfo)
Es un agente de voladura de alto nivel de energía. El Anfo pesado es un tipo de
Anfo densificado, usando emulsiones de Nitrato de Amonio, Nitrato de Calcio, agua,
petróleo y emulsificantes apropiados, tales composiciones contienen entre 40% a
50% por peso de emulsión, se emplea para cargar taladros con presencia de agua.
El Anfo pesado que se emplea es de la marca EXSA, tipo APEXSA-HA 64 (60% de
Anfo y 40% de Emulsión) y tiene las siguientes características
Potencia absoluta por volumen : 4100 Joules/cc
Estudio de Ingenieria
56
Presión de Detonación : 90Kbar
Densidad : 1.28 gr/cc
Velocidad de Detonación : 4300 m/s
Resistencia al Agua : Excelente
Categoría de Humos : 2da
Diámetro de la Bolsa : 8” (20.32)
Longitud de la Bolsa : 60 cm
Peso por Bolsa : 25 Kg
Costo por Explosivo : 0.37530 $/Kg
3.4.2 ACCESORIOS DE VOLADURA
3.4.2.1 Factores de Carga
Los factores de carga se resumen en el siguiente cuadro, donde se especifica por
tipo de roca, diámetro del taladro, y tipo de explosivo; los factores de carga se
expresan en Kgs. de explosivo por tonelada de material "in situ".
Estudio de Ingenieria
57
Cuadro N° 3.11: Factores de carga mina Toquepala
Tipo de Roca ROCA DURA ROCA MEDIA ROCA SUAVE
Diámetro
(pulg.)
Tipo de
Explosivo
Malla
(ExB)
Kg/ton Malla
(ExB)
Kg/ton Malla
(ExB)
Kg/ton
11" Anfo
Slurrex
Heavy Anfo
5x4
5x4
5x4
0.589
0.535
0.535
9x8
9x8
9x8
0.120
0.112
0.112
12x10
12x10
12x10
0.083
0.080
0.080
9 7/8"
Anfo
Slurrex
Heavy Anfo
4.5x4
4.5x4
4.5x4
0.595
0.535
0.535
8x7
8x7
8x7
0.120
0.112
0.105
11x9
11x9
11x9
0.088
0.080
0.076
Fuente: Departamento de Perforación y Disparos.
3.5 Carguío
Es la operación unitaria que consiste en excavar y cargar el material
fragmentado producto de la voladura, en Toquepala, esta operación es realizada
por palas eléctricas de gran capacidad. Estas palas mueven diariamente grandes
tonelajes, la producción diaria de la mina es de 120,000 Tons (mineral, leach y
desmonte). Para el carguío del material a los volquetes la cuchara de la pala
realiza de 4 a 5 pases para llenar el volquete. Para aumentar la productividad de la
pala se realiza el carguío simultáneo (ambos lados de la pala).
Equipos de Carguío y Equipo Auxiliar: Dos palas P&H 4100A con una capacidad
de 73 tn, lo que corresponde a 42.8 m3, 1 pala P&H 4100+ con una capacidad de 78
toneladas, lo que corresponde a 45.9 m3, 1 Pala P&H 2100BL con una capacidad de
Estudio de Ingenieria
58
20 tn, equivalente a 11.5 m3, 1 Pala BUCYRUS 495 BI con una capacidad de 73
tn, equivalente a 42.8 m3, 3 Palas BUCYRUS 495 HR con una capacidad de 95 tn,
equivalente a 55.81 m3, 1 cargador frontal LE TOURNEAU 1400 con una capacidad
de 36.4 tn, equivalente a 21.4 m3, 1 cargador frontal CAT 994F con una capacidad
de 39.8 tn, equivalente a 23.4 m3, 1 cargador frontal CAT 992D con una capacidad
de 17.6 tn, equivalente a 10.3 m3
Cuadro N° 3.12: Especificaciones de Palas usadas en S.P.C.C - Toquepala
Marca Modelo Capacidad Carga (yd3)
Capacidad carga (Tc)
P&H 4100 56 yd3 83.9 Tc
P&H 4100 56 yd3 83.9 Tc
BE 495B-I 56 yd3 83.9 Tc
P&H 4100 56 yd3 83.9 Tc
BE 495HR 73 yd3 109.4 Tc
BE 495HR 73 yd3 109.4 Tc
BE 495HR 73 yd3 109.4 Tc
P&H 2100 15 yd3 22.5 Tc
CAT 994F 28 yd3 42 Tc
LT 1400 28 yd3 42 Tc
CAT 992D 13 yd3 19.5 Tc
Fuente: Catálogos equipos P&H, BUCYRUS, LE TOURNEAU, CAT
3.6 Transporte
Es la operación unitaria que consiste en acarrear el material excavado y cargado
por las palas, hacia diferentes destinos, en Toquepala se realiza de 2 maneras:
Estudio de Ingenieria
59
Un sistema de transporte directo, que se realiza solamente para material de
desmonte y leach (material lixiviable), en donde el volquete transporta el material
directamente hacia los botaderos o canchas de lixiviación.
Un sistema por transferencia, donde se utiliza el sistema volquete-tolva-tren, el
cual se emplea para transporte de material ya sea desmonte, leach o mineral, que
tienen como destino los botaderos, canchas de lixiviación o planta concentradora
respectivamente.
Las distancias de acarreo para los volquetes desde el frente de trabajo hasta las
tolvas, son desde el nivel superior (3115) aproximadamente 2 Kms., y desde el
fondo de la mina (2950) aproximadamente 4 Kms. Los trenes recorren una distancia
de 4.7 Kms. desde las tolvas hasta la chancadora primaria, y 4.0 Kms. hacia los
botaderos. Para el control de volquetes a toda hora, se tiene el sistema DISPATCH,
el cual a través del Software y Hardware que tiene cada uno de los volquetes y
trenes, va acumulando los tiempos de operación y material cargado, para luego
calcular la productividad del equipo. De igual forma ocurre en las palas.
3.6.1 Equipos para Transporte
Para el transporte del material se utilizan volquetes y trenes con las siguientes
especificaciones:
Estudio de Ingenieria
60
Cuadro N° 3.13: Especificaciones de Trenes
Marca Modelo H.P. Flota Convoy Cap. Vagón (tons)
General Motors
General Motors
GP-9
GP-18
2250
2500
3
7
16
18
75.00
75.00
Fuente: Catálogos de Equipos G.M.
Cuadro N° 3.14: Tiempos del ciclo del Tren
Tiempos promedios del ciclo de acarreo: Trenes, (min.)
Convoy Carguío Ida Descarga Retorno Demoras Total
16
18
14.00
16.00
20.23
22.54
12.00
13.00
17.53
18.76
2.00
2.00
65.76
72.30
Fuente: Operaciones mina
Con los datos de los tiempos del ciclo de acarreo, usando la relación para el
cálculo de producción de volquetes, se calculan las toneladas por hora del convoy,
considerando un 90% de eficiencia operativa. Resumiendo, se elaboró el siguiente
cuadro
Cuadro N° 3.15: Producción de trenes
Producción de Trenes (tons/hora)
Convoy Tiempo del
ciclo (min.)
Factor de carga
convoy (tons.)
Eficiencia
(%)
Toneladas por
hora (tons/hr.)
16
18
65.76
72.30
1200.00
1350.00
90.00
90.00
985.00
1008.00
Fuente: Operaciones mina
Estudio de Ingenieria
61
3.7 OPERACIONES DE BENEFICIO
3.7.1.- Chancado
El mineral sin procesar de la Mina de Toquepala, es recepcionado en vagones
descubiertos de 65 tn que depositan el mineral directamente en la chancadora
primaria. La chancadora primaria es una unidad giratoria de 160” por 113”.
El material chancado es transportado a una pila descubierta de mineral grueso
intermedio con una capacidad de 40,000 tn de almacenamiento. El material es
retirado de la pila de intermedios mediante tres fajas transportadoras que conducen
hacia la planta de chancado secundario.
La planta de chancado fino está conformada por tres chancadoras cónicas MP-
800 de 1,089 t/h de capacidad cada una. Cada línea de chancado, recibe el material
grueso el cual es previamente clasificado desde tres zarandas vibratorias de 7’ de
ancho x 14’ longitud con 75 mm de abertura, el material fino prosigue hacia un nuevo
zarandeo.
Normalmente estas chancadoras entregan un producto malla 1 ¼”.
La planta de chancado secundario y terciario es protegida por un sistema de
captación de polvo que incluye lavado húmedo, y proporciona un ambiente libre de
polvo en la instalación de chancado. Los túneles transportadores de mineral cuentan
con colectores de polvo, instalados en la zona de chutes y descarga de las
chancadoras y zarandas. Los lodos de polvo provenientes de la planta de chancado
son bombeados al circuito de flotación rougher
Estudio de Ingenieria
62
3.7.2.- Molienda
El mineral fino es transportado desde la tolva de finos mediante fajas
alimentadoras de ocho líneas de molienda cada una de las cuales está conformada
por un molino de barras de 10.5’ de diámetro x 14’ de longitud, accionado por un
motor de 800 hp y 110 Amp.
Se agrega agua de proceso al sistema de alimentación de cada molino de
barras, a fin de proporcionar una densidad de pulpa de 78 % de sólidos. Los molinos
de barras operan en un circuito abierto y efectúan la descarga a dos o tres molinos
de bolas.
La molienda secundaria se lleva a cabo en veinticuatro molinos de bolas de 10
½” de diámetro x 13’ de longitud, cada uno accionado por un motor de 800 hp, los
molinos de bolas operan en circuito cerrado con hidrociclones, los molinos de bolas
operan con 75 % de sólidos, agregándose agua de proceso en el underflow del
ciclón, el material fino obtenido del hidrociclón es conducido al circuito de flotación y
un contenido de sólidos de 32 a 34 % y una granulometría de hasta 25 % en malla
+65, mientras que el grueso retorna al molino.
3.7.3.- Planta de Tratamiento
El tratamiento de minerales se realiza mediante el proceso de flotación de
minerales. La capacidad instalada de la planta concentradora es de 60,000 Tons/día.
Para el proceso de trituración, se utiliza una trituradora giratoria TAYLOR de 60"; 2
trituradoras SYMONS secundarias de conos de 7 pies y 4 terciarias cónicas con
Estudio de Ingenieria
63
cabeza corta de 7 pies en circuito abierto. Para el proceso de molienda se emplean
8 molinos de rodillos MARCY de 800 HP de 10x4 pies en circuito abierto, seguidos
por 20 molinos de bolas ALLIS CHALMERS de 800 HP de 10x13 pies que trabajan en
circuito cerrado. A continuación sigue el proceso de flotación, para lo cual se
emplean tanto celdas como columnas de flotación, en éstas los sulfuros de Cobre y
Molibdeno son separadas del material estéril. El concentrado obtenido pasa a los
espesadores, donde se recupera el agua. Finalmente pasa a la planta de filtros y
secado, y desde allí se envía el concentrado con un 27% de Cobre a la fundición de
Ilo. También se cuenta con una planta de Molibdeno para recuperar el Sulfuro de
Molibdeno.
La planta de molibdeno tiene una capacidad de 2,000 t/d, el cual es secado,
almacenado y directamente enviado por tren al puerto de Ilo para su embarque.
Con una Ley de cutt of : 0.4%, por encima de 0.4% se va a concentradora,
fundición, refinería, por debajo de 0.4% se va a lixiviación, extracción por solvente,
electro deposición (botaderos o quebradas), y por debajo de 0.095% es tierra de
cultivo, sin valor económico.
El 99.99% de cobre sale de concentradora, fundición, refinería (proceso
convencional)
El 99.9999% de cobre sale de lixiviación, extracción por solvente,
electrodeposición (proceso alternativo)
Estudio de Ingenieria
64
3.7.4.- Flotación Primaria
El concentrado primario se realiza en cinco secciones, cada sección
convencional o las primeras cuatro secciones se componen de una celda de 130 m³
de capacidad, una celda de 100m³ de capacidad y un banco de seis celdas de 1,500
pies³ de capacidad. La quinta sección consta de dos celdas de 130 m³ y cuatro
celdas de 60 m³ de capacidad.
La ley promedio de alimentación de flotación es de 0.80 % cobre y 0.035 %
molibdeno, el concentrado rougher tiene una ley aproximada de 10-12 % Cu y 0.5 %
Mo; este concentrado es molido en ocho molinos de remolienda hasta alcanzar una
granulometría de 5 a 7 % en malla -200 y 15 a 20 % en malla +400.
3.7.5.- Filtración y Carga de Concentrados
La pulpa de concentrado de cobre que se deriva del proceso de flotación
rougher de molibdeno es espesada en dos espesadores de 100’ de diámetro c/u. El
rebose del espesador es dirigido al sistema de reciclado de agua de proceso,
mientras que la pulpa del espesador es 60 % de sólidos es bombeada a los filtros de
presión.
Los filtros de presión entregan un concentrado de cobre con una humedad de 8
a 9 %, el agua filtrada junto con los finos es retornada al espesadores o tanque 100,
el concentrado seco es cargado en vagones que entregan el material a la Fundición
de ilo.
La pulpa de concentrado final de molibdeno es filtrada con un filtro de presión,
del cual se obtiene un concentrado con 8.5 % de humedad, este concentrado es
Estudio de Ingenieria
65
empacado en bolsas de 1,950 kg y transportado a las Instalaciones portuarias de
S.P.C.C en Ilo para su comercialización.
Cuadro N° 3.16Reporte Diario de Operaciones Concentradora
Estudio de Ingenieria
66
CAPITULO IV
RENDIMIENTO DE LOS EQUIPOS DE CARGUIO
4.1 Aspectos Generales.
Para obtener el rendimiento y la productividad máximos de una pala eléctrica se
necesita más que la aplicación eficiente de las fuerzas de excavación en el borde o
labio del balde. El papel del operador de la pala también es esencial, pero sin el
soporte de operaciones bien planeadas y bien mantenidas antes y después de la
operación de la pala, se limita el rendimiento hasta del mejor operador
4.2 Carguío
Las palas mineras son impulsadas y controladas por electricidad; los motores
eléctricos conectados a transmisiones mecánicas impulsan todas las funciones de la
Estudio de Ingenieria
67
pala electromecánica; el sistema de distribución eléctrico de la mina suministra la
corriente alterna a la pala minera a través de un cable de alimentación que se conecta
en la parte trasera de la base inferior. Se transfiere la potencia del conector del cable
de alimentación en el chasis inferior al chasis superior (giratorio) a través de un
sistema de colectores de alto voltaje localizado entre los chasis superior e inferior de
la pala electromecánica.
El alto voltaje de la mina se transforma a niveles de trabajo y se usa para
alimentar los sistemas eléctricos auxiliares y de control eléctrico de la pala
electromecánica; el sistema de izaje contiene 2 motores CC de respuesta rápida; los
motores de izaje se encuentran en las partes delantera y trasera del lado izquierdo de
la transmisión de izaje,
El mecanismo de empuje se encuentra firmemente alojado en la caja de
engranajes de empuje, la cual es parte integral de la pluma. Un sistema de correas
impulsoras de banda de potencia conecta el motor de empuje a la transmisión de
empuje. Este sistema de correas impulsoras ofrece protección contra choques
mientras que el mecanismo de empuje proporciona a la pala el movimiento de
empuje.
Estudio de Ingenieria
68
Figura N° 4.1
Pala P&H 4100 de 56 yd3
El sistema de giro de estas máquinas usa 2 transmisiones de giro, localizadas
delante y detrás del chasis giratorio, un motor CC de respuesta rápida montado
verticalmente impulsa cada transmisión, proporcionando el movimiento de giro a la
pala. Para lograr los movimientos de propulsión de avance y retroceso y una dirección
diferencial uniforme, el sistema propulsor utiliza 2 trenes de mando independientes.
Los motores propulsores se montan en una base sujeta a la base inferior de la
pala. Las transmisiones propulsoras se fijan a los bastidores laterales de oruga. Los
cuatro sistemas principales de estas máquinas (izaje, empuje, giro y propulsión)
cuentan con un sistema de frenos, los cuales proporcionan una función de
Estudio de Ingenieria
69
"retención" y no deben usarse para proporcionar una función de "parada". Los frenos
son del tipo de disco accionados por resorte y soltados neumáticamente.
4.2.1 Rendimiento de Equipos
Para el cálculo de rendimiento de equipos de carguío se toman en cuenta el tipo
de formación encontrado, el ancho de la plataforma de trabajo de la pala, las
condiciones de operación, otros; plataforma de trabajo angosto y con bajas alturas
de banco reducen la eficiencia de la pala. En Toquepala el ancho mínimo de la
plataforma de trabajo es de 50mts.
El ancho de los caminos es de 25 mts. Para que los volquetes circulen en doble
vía, la gradiente de las rampas es de 8%, llegando en algunos casos a 10% para
rampas temporales. Para poder determinar la capacidad productiva de las palas se
deben tomar en cuenta 3 aspectos: Disponibilidad, Utilización, y la Producción
horaria.
4.2.1.1 Cálculo de la Disponibilidad y Utilización de la Excavadora
Para el cálculo de la disponibilidad y utilización se toma en cuenta las fórmulas
que se presentaron para el cálculo de disponibilidad y utilización de las máquinas
perforadoras. Tomando en cuenta los datos estadísticos de tiempos de demoras de
palas para el 2007, se elaboró el siguiente cuadro:
Estudio de Ingenieria
70
Cuadro N° 4.1: Determinación de la Disponibilidad y Utilización.
Horas Día
Total tiempo calendario 8760 365
Menos domingos y feriados por año 1488 62
Posible tiempo disponible (PTD) 7272 303
Menos demoras por Mant. y Rep (DMR) 600 25 Tiempo Disponible de Operación (TOO) (Disponibilidad del equipo) 6672 278
Menos tiempo por demoras operativas (TDOP)
dddddddddddd(888888((TDOP)
- Restricciones de operación 72 3
- Menos traslados de pala 96 4
- Demoras del personal: - Traslado 96 4
- Refrigerio 480 20
- Otros 72 3
- Menos tiempo sin cargar:
- Servicio 120 5
- Acomodo de la pala 72 3
- Otros (no programado) 48 2
Total tiempo por demoras Operativa (TDOP) 1056 44
Tiempo neto de carguío 5616 234
Disponibilidad 91.75%
Utilización 84.17%
% operado del tiempo total 77.23 %
Horas de operación por guardia 6.73
Posibles guardias disponibles anuales (303x3) 909
Fuente: Oficina de Registros Mina.
*Refrigerio: Almuerzo que se realiza a las 12:30pm
Estudio de Ingenieria
71
Figura N° 2
Operación de Carguío
4.2.1.2 Producción de Palas
La producción de las palas se expresa en toneladas por hora, para el cálculo se
tiene que considerar el tamaño de la cuchara, tiempo por pase, tamaño de la tolva
del volquete, y las condiciones de posicionamiento del volquete. Se puede determinar
por la siguiente ecuación:
Tons = 60 mm * FCV
Hora [ CTV *TCAP]+TPOV
CCP
Dónde:
CTV Capacidad. Efectiva de la tolva del volquete (m3).
CCP : Capacidad efectiva de la cuchara de la pala (m3).
Estudio de Ingenieria
72
TCAP : Tiempo de carguío por pase (min).
TPOV : Tiempo de posicionamiento del volquete (min).
FCV : Factor de carga del volquete (tons).
Así mismo se tiene las siguientes fórmulas:
CCP = CNP*FF
CTV = CNT*FF
CNP Capacidad nominal de la pala (m3).
CNT Capacidad nominal de la tolva del volquete (m3).
FF : Factor de llenado (fill factor).
Tomando en cuenta los datos promedios de factores de llenado, para palas de 0.90
de eficiencia y para volquetes de 0.85 de eficiencia, se elaboró el siguiente cuadro:
Cuadro N° 4.2: Capacidades de Palas y Volquetes
Pala Capacidad Pala Capacidad Volquete Factor de carga
Nominal
(m3)
Efectivo
(m3)
Nominal
(m3)
Efectivo (m3) volquete (Tons)
1800
2100
6.88
11.47
6.19
10.32
61.17
61.17
52.00
52.00
120.00 120.00
Fuente: Catálogos - Equipos P&H
Luego con las fórmulas anteriores se calcula la producción de las palas, la que
se resume en el siguiente cuadro:
Estudio de Ingenieria
73
Cuadro N° 4.3: Producción horaria de Palas
Pala N° de pases
Tiempo por pase(min)
Tiempo de posic.(min)
Toneladas por hora (tons/hr.)
1800
2100
8
5
0.83
0.75
0.50
0.50
960.00 1683.00
Fuente: Operaciones Mina.
A continuación se desarrolló un estudio de demoras de palas de los meses de Enero,
Febrero y Marzo (01/03/2010 – 11/03/2010).
Las demoras de las palas durante la operación es un gran problema en la operación
ya que existe un reducción de las actividades productivas en la mina, no alcanzando
de esa manera los planes establecidos para la guardia.
Se presenta la Categoría, Razón y el total de Duración de Demoras que han tenido
las palas.
Estudio de Ingenieria
74
Cuadro N° 4.4 Estudio de Tiempos de Carguío mes de Enero
*La información fue proporcionada por Truck Dispatch.
Estudio de Ingenieria
75
Cuadro N° 4.5
El tiempo acumulado en Demoras es de 558.59 horas.
Como se puede observar el tiempo de demora mayor es el de Refrigerio seguido por
el de cambio de turno, siendo estos tiempos estables.
Las demoras operacionales, el mayor tiempo es el de tiempos de Movimientos
cortos seguidos los tiempos en movimientos largos.
Al analizar que el tiempo, la espera por Mantenimiento - M14, es el mayor de todos.
En mantenimientos no programados se tiene que la razón que posee mayor tiempo
es el de las Sub Estaciones.
Tiempo Vs Razón
Estudio de Ingenieria
76
Cuadros N° 4.6Duración de la Demora vs el Tonelaje Perdido
Se observa en el cuadro la relación de demora con el tonelaje perdido de acuerdo a cada una de las palas.
Número de Demoras Ocurridas en el mes
de Enero
En el cuadro N° 4.6.2, se puede observar el
número de demoras ocurridas durante el
mes de enero según la razón.
Tener en cuenta, que la pala ha solicitado
problemas.
Datos
EQUIPO DURACION TONELAJE
S01 111:01:50 38.268,04
S02 103:30:34 179.916,12
S03 109:45:34 162.174,81
S05 87:43:03 214.946,42
S06 65:30:14 174.319,41
S07 81:04:12 271.573,84
Total general 558:35:27 1.041.198,64
S0120%
S0218%
S0320%
S0516%
S0612%
S0714%
% de Tiempo de Duración de Demoras en Palas - Enero
Cuadro N° 4.6.1
Cuadro N° 4.6.3 Cuadro N° 4.6.2
Estudio de Ingenieria
77
Cuadro N° 4.7 Estudio de Tiempos de Carguío mes de Febrero
*La información fue proporcionada por Truck Dispatch.
Estudio de Ingenieria
78
Cuadro N° 4.8
El tiempo acumulado en Demoras es de 439.31 horas.
Al igual que el mes de enero se pudo observar que el Refrigerio y el cambio de turno
generan más demoras en la operación a pesar que ya se han clasificado como
demoras estables en mina, los movimientos cortos como en el mes anterior con un
total de 52.56 horas acumuladas durante el mes.
En espera por mantenimientos se tiene que el M14(mantenimiento mecánico), tiene
una demora de 45.25 horas acumuladas durante el mes.
En mantenimientos no programados, el cucharón tiene 12.26 horas acumuladas
durante el mes, los cortes de energía también han afectado el desarrollo de la
operación con una demora de 17.18 horas acumuladas en el mes.
Tiempo VS Razón
Estudio de Ingenieria
79
Cuadros N° 4.9
Duración de la Demora vs el Tonelaje Perdido
Data
EQUIPO DURACION TONELADAS
S01 96:19:55 33.200,58
S02 39:00:41 67.803,67
S03 115:43:50 171.004,78
122:47:53 300.896,54
S06 93:41:53 249.321,80
S07 80:11:16 268.626,32
Total general 547:45:28 1.090.853,69
Se puede observar en el cuadro la relación de demora con el tonelaje perdido de
acuerdo a cada una de las palas
Número de Demoras Ocurridas en el mes
de Febrero
En el cuadro N° 4.9.2, se puede observar el
número de demoras ocurridas durante el mes
de febrero según la razón.
Tener en cuenta, que la pala ha solicitado
problemas.
S0118% S02
7%
S0321%S05
22%
S0617%
S0715%
% de Tiempo de Duración de Demoras en Palas - Febrero
Cuadro N° 4.9.1
Cuadro N° 4.9.2
Cuadro N° 4.9.3
Estudio de Ingenieria
80
Cuadro N° 4.10 Estudio de Tiempos de Carguío mes de Marzo
*La información fue proporcionada por Truck Dispatch.
Estudio de Ingenieria
81
Cuadro N° 4.11
El tiempo acumulado en Demoras es de 174.96 horas.
Al igual que los meses anteriores Cambio de Turno y Refrigerio, de la categoría de
estable ocupan el primer lugar de demora durante el mes de marzo.
En demoras operacionales se tiene los tiempos cortos con 20.9 horas acumuladas
por el mes de marzo.
En demoras por mantenimiento, en espera del L5 (mantenimiento eléctrico), tuvo el
mayor porcentaje en lo que va del mes con un acumulado de 14.27 horas.
En mantenimientos no programados se tiene a compuertas y accesorios con un
acumulado en lo que va del mes de 6.23 horas.
Tiempo vs Razón
Estudio de Ingenieria
82
S0128%
S027%
S0320%
S0517%
S0613%
S0715%
% de Tiempo de Duración de Demoras en Palas - Marzo
Cuadros N° 4.12
Duración de la Demora vs el Tonelaje Perdido
Se puede observar en el cuadro la relación de demora con el tonelaje perdido de
acuerdo a cada una de las palas
Número de Demoras Ocurridas en el
mes de Marzo
En el cuadro N° 4.12.2, se puede observar
el número de demoras ocurridas desde el
01 al 11 de mes de marzo según la razón.
Tener en cuenta, que la pala ha solicitado
problemas.
Datos
EQUIPO TIEMPO TONELAJE
S01 48:13:41 16.622,93
S02 12:12:53 21.232,81
S03 34:26:41 50.900,62
S05 30:17:33 74.227,71
S06 23:13:47 61.813,97
S07 26:33:06 88.938,15
Total general 174:57:41 313.736,18
Cuadro 4.12.1
Cuadro 4.12.3
Cuadro 4.12.2
Estudio de Ingenieria
83
Cuadros N° 4.13 Comparando los 3 meces
Datos
Pala Mes T. Acumulado Tonelaje
S01 Enero 111:01:50 38.268,04
Febrero 96:19:55 33.200,58
Marzo 48:13:41 16.622,93
Total S01 255:35:26 88.091,55
S02 Enero 103:30:34 179.916,12
Febrero 39:00:41 67.803,67
Marzo 12:12:53 21.232,81
Total S02 154:44:08 268.952,60
S03 Enero 109:45:34 162.174,81
Febrero 115:43:50 171.004,78
Marzo 34:26:41 50.900,62
Total S03 259:56:05 384.080,21
S05 Enero 87:43:03 214.946,42
Febrero 122:47:53 300.896,54
Marzo 30:17:33 74.227,71
Total S05 240:48:29 590.070,67
S06 Enero 65:30:14 174.319,41
Febrero 93:41:53 249.321,80
Marzo 23:13:47 61.813,97
Total S06 182:25:54 485.455,17
S07 Enero 81:04:12 271.573,84
Febrero 80:11:16 268.626,32
Marzo 26:33:06 88.938,15
Total S07 187:48:34 629.138,32
Total general 1281:18:36 2.445.788,51
Estudio de Ingenieria
84
Cuadros N° 4.14
Comparando los tiempos acumulados, se tiene que la pala 5 en el mes de
Febrero obtuvo la mayor demora seguida por la para 3 en el mismo mes.
Cuadros N° 4.15
0:00:00
24:00:00
48:00:00
72:00:00
96:00:00
120:00:00
144:00:00En
ero
Febr
ero
Mar
zo
Ener
o
Febr
ero
Mar
zo
Ener
o
Febr
ero
Mar
zo
Ener
o
Febr
ero
Mar
zo
Ener
o
Febr
ero
Mar
zo
Ener
o
Febr
ero
Mar
zo
S01 S02 S03 S05 S06 S07
Tiempo Acumulado General
Total
0
50000
100000
150000
200000
250000
300000
350000
Ene
ro
Feb
rero
Mar
zo
Ene
ro
Feb
rero
Mar
zo
Ene
ro
Feb
rero
Mar
zo
Ene
ro
Feb
rero
Mar
zo
Ene
ro
Feb
rero
Mar
zo
Ene
ro
Feb
rero
Mar
zo
S01 S02 S03 S05 S06 S07
Tonelaje Acumulado General
Total
Tiempo Acumulado General
Tonelaje Acumulado General
Estudio de Ingenieria
85
CAPITULO V
RENDIMIENTO DE LOS EQUIPOS DE TRANSPORTE
5.1 Volquetes
Los volquetes usados son camiones de acarreo de tarea pesada y de gran
capacidad, especialmente diseñados para minería a cielo abierto. Se impulsan
mediante motores de tracción montados en cada una de las ruedas traseras. La
potencia para accionar las ruedas motorizadas la suministra un generador
directamente acoplado a un motor diesel, la carga se lleva en una tolva, accionada
hidráulicamente. La cabina de control del operario va equipada con los controles e
indicadores necesarios para que el vehículo funcione segura y eficientemente.
Estudio de Ingenieria
86
Figura N° 5.1
Diagrama del Volquete Komatsu 930E
La suspensión del vehículo es independiente en el frente y de pivote de punto
único atrás. Los volquetes tienen frenos dinámicos y neumáticos sobre hidráulicos. El
sistema dinámico usa los motores de las ruedas como generadores para disipar la
energía del vehículo en movimiento, mediante resistores enfriados por aire. Para
velocidades bajas, estacionamiento y emergencias, el sistema neumático sobre
hidráulico acciona los frenos frontales de tambor y zapatas múltiples, y los frenos
traseros de disco tipo calibre o de tambor zapata.
Estudio de Ingenieria
87
5.2 Cálculo de la Disponibilidad y Utilización del Volquete
Para el cálculo de rendimiento de equipos se debe tomar en cuenta el factor de
carga del volquete. Este factor depende básicamente del tipo de material, el tamaño
de la tolva, y las condiciones de carguío. El número de viajes por hora es función del
tiempo de cada viaje. A través de los años, muchos métodos han sido usados para
llegar a determinar el tiempo del ciclo satisfactorio. Los métodos computarizados
como la Simulación de Volquetes son los más populares y eficientes. En ellas se
emplean técnicas tanto probabilísticas como determinísticas.
Figura N° 5.2
Diagrama de disposición de volquetes
Estudio de Ingenieria
88
En este caso se usará la técnica determinística por su gran adaptabilidad al
manipular diferentes configuraciones pala-volquete, y una fácil aplicación al control del
performance de las operaciones. El tiempo del ciclo implica los siguientes elementos:
(B) Tiempo de carguío, (C) Tiempo de ida cargado, (D) Tiempo de descarga, (E)
Tiempo de retorno vacío a ida pala, (E) Tiempo de posicionamiento en la pala, (A)
Tiempos de demoras (en la cola)
Figura N° 5.3
Diagrama de tiempos de volquetes
Estudio de Ingenieria
89
La asignación de equipos en tiempo real se hace gracias a la interacción del
sistema Dispatch y una coordinación efectiva entre el controlador y el supervisor de
campo, el sistema Dispatch es una herramienta realmente útil para la toma de
decisiones y optimizar el tiempo, esto es de gran ayuda si queremos optimizar el
carguío y acarreo con una distribución efectiva de equipos.
Se verifica la consistencia de la información almacenada, cargas, distancia de
acarreo, origen y destino, estatus de los equipos, cuentas de equipos, etc.
Figura N° 5.4
Diagrama del Sistema Dispatch
Estudio de Ingenieria
90
5.3 Producción de Volquetes
Para el cálculo de la producción de los volquetes se usa la siguiente relación:
Tons = 60 mm *FCV
Hora TTC/Eff
Dónde:
- TTC Tiempo total del ciclo (min).
- FCV : Factor de carga del volquete (tons).
- Eff : Eficiencia de la operación.
Figura N° 5.5
Diagrama de Carguío de Volquetes Ambos Lados
Estudio de Ingenieria
91
Se cuenta con la siguiente información del tiempo del ciclo de un volquete,
obtenida por simulación de volquetes, tomando en cuenta el perfil de acarreo,
resistencia a la rodadura, velocidad límite, y otros factores.
Cuadro N° 5.1 Tiempos del Ciclo del Volquete
Tiempos promedios del ciclo de acarreo: volquetes de 220 tons. (min.)
Pala Carguío Ida Descarga Retorno Posic. Demoras Total
1800
2100
7.00
3.78
9.91
9.91
1.00
1.00
4.20
4.20
0.50
0.50
0.20
0.20
22.81
19.59
Fuente: Operaciones Mina
Luego de tener los tiempos del ciclo de transporte, usando la relación anterior, se
procede al cálculo de la producción del equipo, considerando 90% de eficiencia de
operación. Resumiendo los cálculos, se elaboró el siguiente cuadro:
Cuadro N° 5.2: Producción de Volquetes
Producción de volquetes (tons/hora)
Pala Tiempo del
ciclo (min.)
Factor de carga
volquete (tons.)
Eficiencia (%) Toneladas por
Hora (tons/hr.)
1800
2100
22.81 19.59
120.00 120.00
90.00
90.00
284.00
331.00
Fuente: Operaciones mina
Estudio de Ingenieria
92
Cuadro N° 5.3 Cuadro Detallado de Demoras en el Sistema Truck Dispatch-
Volquetes
DEMORAS POR MANTENIMIENTO...
FECHA EQUIPO CODIGO ESTADO HORA DURACION RAZON COMENTARIOS FECHA EQUIPO CODIGO ESTADO HORA DURACION RAZON COMENTARIOS
31/05/2010 T01 205 Servicio 16:36:43 00:01:01 SERVICIO/LUBRICANDO 31/05/2010 T01 205 Servicio 00:12:57 00:07:48 SERVICIO/LUBRICANDO
31/05/2010 T01 205 Servicio 16:41:00 00:20:15 SERVICIO/LUBRICANDO 31/05/2010 0:07:48
31/05/2010 0:21:16 31/05/2010 T02 202 MntProg 19:30:00 12:00:00 MANT. PREVENTIVO PM
31/05/2010 T02 202 MntProg 07:30:00 12:00:00 MANT. PREVENTIVO PM 31/05/2010 12:00:00
31/05/2010 12:00:00 31/05/2010 T03 250 MntNoProg 03:31:00 01:46:24 MOTOR PRINCIPAL DIESEL/ELEC.SIN FUERZA
31/05/2010 T04 205 Servicio 11:00:32 00:28:13 SERVICIO/LUBRICANDO 31/05/2010 1:46:24
31/05/2010 0:28:13 31/05/2010 T04 205 Servicio 22:55:48 00:10:54 SERVICIO/LUBRICANDO
31/05/2010 T05 202 MntProg 07:30:00 01:33:52 MANT. PREVENTIVO PM 31/05/2010 0:10:54
31/05/2010 T05 210 MntNoProg 16:51:16 01:14:33 LLANTAS ROTACION LLANTAS 31/05/2010 T05 350 MntNoProg 19:30:00 00:10:26 ACUMULADORES DE PRESIONBAJA PRESION DE FRENOS
31/05/2010 T05 350 MntNoProg 18:48:02 00:03:26 ACUMULADORES DE PRESION BAJA PRESION DE FRENOS 31/05/2010 T05 272 MntNoProg 05:22:59 00:02:21 TORQUEO DE LLANTAS 6
31/05/2010 T05 350 MntNoProg 18:51:29 00:38:30 ACUMULADORES DE PRESION BAJA PRESION DE FRENOS 31/05/2010 0:12:47
31/05/2010 3:30:21 31/05/2010 T06 205 Servicio 03:31:01 00:14:05 SERVICIO/LUBRICANDO
31/05/2010 T06 205 Servicio 13:51:36 00:23:30 SERVICIO/LUBRICANDO 31/05/2010 0:14:05
31/05/2010 0:23:30 31/05/2010 T07 205 Servicio 22:58:53 00:08:54 SERVICIO/LUBRICANDO
31/05/2010 T07 290 MntNoProg 18:07:21 00:12:48 SENSORES DE MOTOR SENSOR FALLA 31/05/2010 0:08:54
31/05/2010 0:12:48 31/05/2010 T10 210 MntNoProg 21:54:33 03:03:35 LLANTAS ROTACION DE 1 Y 2
31/05/2010 T10 205 Servicio 11:55:25 00:18:48 SERVICIO/LUBRICANDO 31/05/2010 T10 205 Servicio 01:29:48 00:10:24 SERVICIO/LUBRICANDO
31/05/2010 0:18:48 31/05/2010 3:13:59
31/05/2010 T11 205 Servicio 10:33:49 00:10:54 SERVICIO/LUBRICANDO 31/05/2010 T11 205 Servicio 21:59:54 00:10:00 SERVICIO/LUBRICANDO
31/05/2010 0:10:54 31/05/2010 0:10:00
31/05/2010 T12 250 MntNoProg 07:39:48 00:13:20 MOTOR PRINCIPAL DIESEL/ELEC.SIN FUERZA 31/05/2010 T12 214 MntNoProg 19:30:00 02:23:46 FRENOS FRENO PARQUEO
31/05/2010 T12 205 Servicio 10:52:42 00:14:11 SERVICIO/LUBRICANDO 31/05/2010 T12 205 Servicio 22:39:17 00:31:28 SERVICIO/LUBRICANDO
31/05/2010 T12 272 MntNoProg 14:16:26 00:07:13 TORQUEO DE LLANTAS LLANTA 6 31/05/2010 2:55:14
31/05/2010 T12 214 MntNoProg 18:44:43 00:15:24 FRENOS FRENO PARQUEO 31/05/2010 T13 205 Servicio 22:23:05 00:23:15 SERVICIO/LUBRICANDO
31/05/2010 T12 214 MntNoProg 19:00:08 00:29:51 FRENOS FRENO PARQUEO 31/05/2010 0:23:15
31/05/2010 1:19:59 31/05/2010 T14 205 Servicio 02:45:23 00:14:30 SERVICIO/LUBRICANDO
31/05/2010 T13 250 MntNoProg 07:30:00 01:03:17 MOTOR PRINCIPAL DIESEL/ELEC.SIN FUERZA 31/05/2010 0:14:30
31/05/2010 T13 205 Servicio 10:03:18 00:20:16 SERVICIO/LUBRICANDO 31/05/2010 T15 250 MntNoProg 19:30:00 12:00:00 MOTOR PRINCIPAL DIESEL/ELEC.FUGA OIL
31/05/2010 T13 272 MntNoProg 13:57:10 00:10:01 TORQUEO DE LLANTAS LLANTA 1 2 356 31/05/2010 12:00:00
31/05/2010 1:33:34 31/05/2010 T16 250 MntNoProg 22:56:09 00:03:09 MOTOR PRINCIPAL DIESEL/ELEC.SIN FUERZA
31/05/2010 T14 205 Servicio 15:09:46 00:42:37 SERVICIO/LUBRICANDO 31/05/2010 T16 250 MntNoProg 22:59:18 08:30:40 MOTOR PRINCIPAL DIESEL/ELEC.SIN FUERZA
31/05/2010 0:42:37 31/05/2010 8:33:49
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REPORTE DETALLADO DE DEMORAS EN EL SISTEMA TRUCK DISPATCH DEL 2010-05-31 AL 2010-05-31 - VOLQUETES
TURNO A TURNO B
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Salir
Estudio de Ingenieria
93
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31/05/2010 T85 286 MntNoProg 16:03:00 02:15:06 MANDOS Y CONTROL SIN ACELERACION 31/05/2010 T88 210 MntNoProg 19:53:03 01:13:56 LLANTAS
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31/05/2010 0:20:49 31/05/2010 TK38 205 Servicio 00:18:44 00:12:52 SERVICIO/LUBRICANDO
Total Horas Mantto. No Programado: 67:21:59 - 31 Paradas... tpo. prom./parada: 2:10:23 Sub Total 0:12:52
Total Horas Mantto. Programado: 33:56:12 - 4 Paradas... tpo. prom./parada: 8:29:3 Total Horas Mantto. No Programado: 81:34:39 - 29 Paradas... tpo. prom./parada: 2:48:46
Total Horas Servicio: 15:13:54 - 43 Paradas... tpo. prom./parada: 0:21:15 Total Horas Mantto. Programado: 24:0:0 - 2 Paradas... tpo. prom./parada: 12:0:0
TOTAL HORAS: 116:32:7 - 78 Paradas... Total Horas Servicio: 12:45:29 - 47 Paradas... tpo. prom./parada: 0:16:17
TOTAL HORAS: 118:20:8 - 78 Paradas...
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Estudio de Ingenieria
94
Cuadro N° 5.4 Cuadro de Estudio en Equipos de Transporte
Estudio de Ingenieria
95
Estudio de Ingenieria
96
Estudio de Ingenieria
97
Estudio de Ingenieria
98
5.3.1.- Razones para cambiar un neumático
El monitoreo de llantas en campo es al servicio y a la solicitud del operador al
informar un corte y se debe de hacer el chequeo inmediato y las reparaciones
preventivas en taller con equipos especializados, y al control por llanta de las horas
de trabajo y un programa apropiado de rotaciones por tiempo de vida o por condición
que continuación hay razones para hacer un cambio de neumático.
• Desgaste del Neumático al 100% de la profundidad de la escultura y visualizar
la segunda lona de protección en proporción a 1/3 de la longitud de
circunferencia del Neumático (Scrap)
• Corte en el Flanco que llegue a los cables de acero de la carcasa (evaluación
para reparación).
• Perdida de aire por corte que atraviesa la carcasa (evaluación para reparación).
Figura N° 5.6
Reparación de Neumáticos
Estudio de Ingenieria
99
5.4 GESTION Y RESULTADOS
El costo de carguío y acarreo representa en la actualidad más del 60% del costo
total de minado, por ello el control de estas actividades y su constante optimización
es fundamental para la competitividad de las empresas minera.
La tarea es maximizar la productividad y bajar el costo de la mina, mediante la
optimización de los procesos de minado en un ambiente de trabajo seguro, en base
a estrategias de planeación y a través del control de parámetros claves de
rendimiento.
Figura N° 5.7
DISTRIBUCION PORCENTUAL DE COSTOS EN MINA
Estudio de Ingenieria
100
Figura N° 5.8
DISTRIBUCION PORCENTUAL DE LOS PRINCIPALES COSTOS EN ACARREO
Estudio de Ingenieria
101
CONCLUCIONES
• Para realizar el cálculo de rendimiento de equipos para mina, se toma en cuenta
los factores de Disponibilidad y Utilización de la máquina a evaluarse, así como
el rendimiento del equipo.
• Para los equipos de carguío y acarreo se toma en cuenta la simulación de
Volquetes por computador ofrece un mayor número de alternativas para
diferentes perfiles de acarreo, así como el ahorro de tiempo.
• El tonelaje acumulado perdido fue de la pala 5 durante el mes de Febrero de
300 896,54 toneladas perdidas, seguido de la pala 7 en el mes de enero con
271 573,84 toneladas perdidas.
• El tiempo total acumulado desde el 1 de enero del 2010 hasta el 11 de marzo
del 2010 es de 1 281.31 horas. el tonelaje acumulado es de 2 445 788.51
toneladas perdidas por demoras desde el 1 de enero del 2010 hasta el 11 de
marzo de 2010.
• Las demoras Estables (Refrigerio y Cambio de Guardia) son aquellas que
registran el mayor tiempo de demoras en los tres meses analizados.
• En demoras operacionales, tenemos a los traslados cortos con un mayor
índice de demoras en la operación en el transcurso de los tres meses
analizados.
Estudio de Ingenieria
102
• Las demoras en mantenimiento en espero del M15 en los meses de enero y
febrero, y la espera del L5 en lo que va del mes de marzo son los tiempos
más altos analizados.
• En mantenimientos no programados tenemos a Subestación (Enero),
Cucharón (Febrero) compuertas y accesorios (en lo que va del mes de Marzo)
con los tiempos mayores analizados.
Estudio de Ingenieria
103
RECOMENDACIONES
• En el caso del planeamiento, se recomienda hacer el uso de la simulación de
volquetes para el cálculo de equipos, para así de esta forma tener una buena
aproximación de los resultados finales.
• Se recomienda implementar un sistema de información que procese los datos
que se tienen de tiempos de equipos del sistema Dispatch para el cálculo de los
rendimientos, de tal forma que se mejore la precisión del cálculo de equipos,
de tal forma que se pueda mejorar las operaciones mineras
• Se recomienda realizar un estudio de transporte por fajas para hacer una
comparación y evaluación de costos de transporte con el actual sistema de
volquetes, debido a que en lo posterior la mina se profundizará más, y por
consiguiente aumentarán las distancias de acarreo, trayendo consigo el
aumento de costos de transporte.
• Comprometer a los operadores en el cumplimiento del ciclo programado para
evitar pérdida de tiempo, así como la consecuente pérdida económica para la
empresa.
Estudio de Ingenieria
104
BIBLIOGRAFIA
GREG GROSSON, 2008 “Standards of Disclosure For Mineral Projects”
HOWARD L., HARTMAN “SME Mining Engineering Handbook”
INTERCADE 2012, “Equipos de Carguío y Transporte en Minería Superficial”
KOMATSU 930, 2010 “Electric Drive Truck”
MCKINSTRY, H.E. “Geología de Minas”. Omega S.A. Barcelona.
TOQUEPALA,2008 “ Parámetros de Diseño Toquepala”
Estudio de Ingenieria
105
ANEXOS
CUADRO DE PERMORMANCE DE PALAS PRINCIPALES
CUADRO DE PRODUCCION DE PALAS
Producción MaterialPala Fecha Mineral Leach Desmonte Stock Inpit RHO RHL
Cargas Tonelas Cargas Tonelas Cargas Toneladas 5,490.28 84,181.01 147,130.97 18,595.04 0.00 0.00 0.00
S01 21/05/2010 108 24,085.32 108 24,085.32 5,490.28 18,595.04
S02 21/05/2010 138 29,170.86 138 29,170.86 29,170.86
S03 21/05/2010 76 19,566.68 76 19,566.68 19,566.68
S05 21/05/2010 194 47,676.54 194 47,676.54 47,676.54
S06 21/05/2010 281 72,253.69 281 72,253.69 72,253.69
S07 21/05/2010 215 55,310.60 215 55,310.60 55,310.60
S98 21/05/2010 37 7,333.61 37 7,333.61 7,333.61
1,049 255,397.30 0 0.00 1,049 255,397.30
Turno A Turno B Total
5,490.28
84,181.01
147,130.97
18,595.04 0.00
0.00 0.00
Produccion por material
Estudio de Ingenieria
106
CUADRO DE EFECTIVIDAD EN EL CARGUIO DE VOLQUETES
CUADRO DE REPORTE DETALLADO DE EQUIPO INOPERATIVO EN EL
SISTEMA TRUCK DISPATCH
CUADRO DE LA DEMORA DE EQUIPOS DE CARGUIO
PALERO (S): /APAZA ABELARDO - 52505
VALOR MINIMO: 162
VALOR MAXIMO: 272
VALOR PROMEDIO REGISTRADO: 217.4545
VALOR NOMINAL DE CARGA: 200
CARGAS REGISTRADAS: 55
CARGAS NO REGISTRADAS: 52
PRODUCCION DISPATCH (TM): 21400
PRODUCCION PESOMETRO (TM): 11960
DIFERENCIA (TM): 9440
N° CARGAS %
0- 50 0 0%
50- 100 0 0%
100- 150 0 0%
150- 200 16 29%
200- 250 33 60%
250- 300 6 11%
300- 350 0 0%
350- 400 0 0%
55 100%
EFECTIVIDAD EN EL CARGUIO DE VOLQUETES - S01 CON KOM930E 31/05/2010
RANGOS
Total
0
5000
10000
15000
20000
25000
NOMINAL (TM) PESOMETROS (TM)
0
5
10
15
20
25
30
35
50 100 150 200 250 300 350 400
N°
CA
RG
AS
PESOS CARGADOS
HISTOGRAMA DE CARGAS POR PESOMETROS
53 47
FECHA: 30/05/2010
HORA: 8:36:19 AM
FECHA EQUIPO CODIGO ESTADO HORA UBICACION RAZON COMENTARIOS
30/05/2010 T03 250 Malogrado 19:30:00 T. VOLQUETES MOTOR PRINCIPAL DIESEL/ELEC. EVALUACION MOTOR
30/05/2010 T12 202 Malogrado 19:30:00 T. VOLQUETES MANT. PREVENTIVO PM
30/05/2010 T16 250 Malogrado 04:55:56 3175099 MOTOR PRINCIPAL DIESEL/ELEC. RPM BAJAS
30/05/2010 T17 213 Malogrado 19:30:00 3535082 ACCRS/DIRECCION/BOMBA HID.
30/05/2010 T80 286 Malogrado 05:36:33 TE6 MANDOS Y CONTROL CONTACTOR P2 B.O.
30/05/2010 T81 215 Malogrado 04:28:27 TALLERES LUCES LUZ TOLVA TRASERO
30/05/2010 T84 202 Malogrado 19:30:00 T. VOLQUETES MANT. PREVENTIVO
30/05/2010 T87 202 Malogrado 19:30:00 T. VOLQUETES MANT. PREVENTIVO PM
30/05/2010 T89 286 Malogrado 06:27:37 BE53 MANDOS Y CONTROL AVERIA ELECTRICA
30/05/2010 T96 251 Malogrado 04:11:04 81 SIST. ADMISION ESCAPE TURBO
30/05/2010 TK22 214 Malogrado 23:29:46 TALLERES1 FRENOS FRENO DE PIE GOLPEA
30/05/2010 TK38 210 Malogrado 04:47:35 T. ENLLANTE LLANTAS INVERSION DE LLANTAS 5 Y 6
FECHA EQUIPO CODIGO ESTADO HORA UBICACION RAZON COMENTARIOS
30/05/2010 S04 202 Malogrado 19:30:00 3190103 MANT. PREVENTIVO PM
REPORTE DETALLADO DE EQUIPO INOPERATIVO EN EL SISTEMA TRUCK DISPATCH ULTIMO ESTATUS
TURNO B
VOLQUETES
PALAS
Hacer Clic en el Logotipo
Estudio de Ingenieria
107
CUADRO ESTADISTICO DE LA DEMORA DE EQUIPOS DE CARGUIO
CUADRO DE PERFORMANCE DE EQUIPOSPRINCIPALES TOQUEPALA
MES FECHA TURNO EQUIPO FLOTA DURACIÓN DEMORA EVENTOS
ENERO 2010 02/01/2010 b S07 BE495HR 00:29:06 TEMPLANDO CABLE DE EMPUJ 1
ENERO 2010 16/01/2010 b S07 BE495HR 00:40:02 TEMPLAR CABLE RETRACCION 1
1:09:08 2
FEBRERO 2010 17/02/2010 b S07 BE495HR 00:36:30 TENSANDO CABLE RETRACCIÓN 1
FEBRERO 2010 04/02/2010 b S07 BE495HR 00:22:34 TENSANDO CABLE RETRACCIÓN 1
0:59:04 2
MARZO 2010 04/03/2010 a S07 BE495HR 00:49:34 TENSANDO CABLE RETRACCIÓN 1
00:49:34 1
AGOSTO 2010 11/08/2010 a S07 BE495HR 00:45:45 TENSANDO CABLE RETRACCIÓN 1
AGOSTO 2010 22/08/2010 b S07 BE495HR 00:37:16 TENSANDO CABLE RETRACCIÓN 1
01:23:01 2
SETIEMBRE 2010 14/09/2010 a S07 BE495HR 00:27:18 TENSANDO CABLE RETRACCIÓN 1
SETIEMBRE 2010 09/09/2010 a S07 BE495HR 00:21:22 TENSANDO CABLE RETRACCIÓN 1
00:48:40 2
4:00:19
TOTAL ENERO 2010
TOTAL FEBRERO 2010
TOTAL MARZO 2010
TOTAL AGOSTO 2010
TOTAL SETIEMBRE 2010
0
1
2
ENERO 2010 FEBRERO 2010 MARZO 2010 AGOSTO 2010 SETIEMBRE 2010
VE
CE
S
EVENTOS DE TENSAR CABLE DE RETRACCIÓN Y EMPUJE - S07
Estudio de Ingenieria
108
Equipo
S01
S02
S04
PH&4100
S03
BE-495B
S05
BE-495HR
S21
PH&2100
Total Palas
S98S99
Total Cargadores
T01
T02
T03
T04
T05
C793C
T10
T11
T12
T13
KOM930E1
T14
T15
T16
T17
T18
T19
TK20
TK21
TK22
TK23
TK24
TK25
TK26
TK27
TK28
TK29
TK30
TK31
TK32
TK33
TK34
KOM930E3
T80
T81
T82
T83
T84
T85
T86
T87
T88
T89
T90
T91
T92
T93
T94
T95
T96
T97
KOM830ETotal Volquetes
TQ74TQ75
TQ76TQ77
86.30
92.22
96.90
97.79
91.71
94.81
97.25
93.79
93.1185.86
88.61
98.02
62.77
97.72 87.20
0.00 0.00
97.43 88.69
86.30 83.80
97.91 91.16
97.61 90.04
95.52 88.91
85.43 84.90
95.28 80.75
98.17 90.78
95.07 92.67
97.46 88.54
97.68 88.85
22.44 91.39
67.10 75.91
64.03 88.93
96.97 90.11
37.32 41.74
98.42 90.28
42.10 93.86
93.59 95.37
80.00 85.22
95.86 93.37
91.39
96.13 91.93
0.00
94.11 90.96
97.05 91.35
0.00
88.26
89.54
87.76
97.93 87.90
90.05
98.18
67.56
69.47
90.69
89.11
96.82
72.90
100.00 69.99
100.00 93.68 100.00 65.83 79.75
0.00
100.00 23.26 100.00 0.00
DIA
5:30:25 AM
91.66
97.87 93.50
68.49
Disp %Util % Disp % Util %
TURNO A TURNO B
100.00 91.4265.73 76.32
Util %
65.53 89.81 71.01 84.17 68.27 86.99
Disp %
77.09 83.94 89.86 89.26
100.00 85.69 98.57 92.17
92.89 100.00 88.48
83.47 86.60
95.70 90.68
95.70 90.68
92.14 87.93
91.41 92.89
91.22 86.58 93.06 89.28
100.00 88.48
91.22 86.58 93.06 89.28
93.06 89.28
92.14 87.93
100.00 98.34
92.14 87.93
100.00 98.34
99.33 87.6590.44 88.40
91.22 86.58
86.57 87.80 94.31 89.0074.60
100.00100.00 8.46 100.00 45.40
49.87
77.96 92.55
74.93 51.84 99.66 66.52
45.48
97.63
94.58
46.98
89.00
91.43
26.93
59.18
82.07
82.87 83.87
99.29 88.93
71.58
43.79
87.31
85.23
95.22
0.00 0.00
91.41
99.28 87.52 89.64
100.00 23.26
100.00
86.5084.07 90.08
96.51 91.75
82.9293.8883.31 69.99
97.90
91.39 98.68 86.61
88.97
97.77
20.19
96.36
0.00
0.00
97.52
98.72
92.41
88.14
95.14
94.08
92.99
50.93
98.50
96.15
96.89
0.00
84.54
0.00
98.97
0.00
97.74
0.00
93.74
97.24
97.48
89.64
0.00
96.15
96.96
94.88
91.51
95.75
20.12
92.18
79.95
95.22
96.35
93.48
96.61
95.27
98.16
1.66
98.10
52.36
93.10
95.64
84.20
89.74
96.41
85.15
97.49
0.00
97.87
96.56
97.59
97.19
74.99
87.92
0.00
88.70
89.34
94.28
86.75
74.63
92.16
95.87
96.60
0.00
87.71
96.25
91.08
91.01
94.41
41.74
88.78
100.00
83.54
93.05
90.37
93.86
87.86
6.76
98.30
70.79
89.73
89.85
77.75
93.04
94.11
88.61
87.47
92.51
82.16
85.09
83.38
0.00
92.11
90.97
98.57
97.76
97.81
40.38
98.98
83.96
95.00
97.28
98.24
33.84
0.00
64.79
98.23
98.42
0.00
98.67
43.21
36.09
99.16
98.30
0.00
90.28
98.63
76.09
98.75
97.66
95.87
75.69
97.97
99.06
98.76
90.91
88.28
96.75
85.85
88.39
97.96
0.00
97.96
98.65
95.30
88.61
89.54
86.83
87.90
91.26
0.00
92.44
77.78
87.20
100.00
0.00
82.74
90.50
91.70
0.00
91.77
82.79
68.27
90.81
89.85
0.00
89.80
88.09
91.18
90.70
91.83
87.53
92.05
84.83
91.22
88.48
90.23
85.30
85.43
87.55
89.70
91.02
0.00
90.21
89.11
99.87 98.63 91.0492.07
90.44
90.01
86.77
88.62
88.83
86.32
48.10
97.52
99.25
47.43
90.47
97.82
87.30
86.85
PERFOMANCE DE EQUIPOS PRINCIPALES 2010/05/31
96.54 89.8997.59 91.33
91.56
96.46 90.36 97.77 90.59 97.11
94.02 95.56 77.70 90.66
95.49 88.45
SALIR
Estudio de Ingenieria
109
CUADRO DE SUMARIO DE PRODUCCION DIARIA Y RENDIMIENTO DE
EQUIPOS
31
PLAN % VARIACION %
489,970 104 4,727,536 107
TURNO A TURNO BPROD. POR TIPO DE MATERIAL
%Cu IS %Cu IS %Cu IS %Cu IS Tonelaje %Cu IS
Mineral+Retrabajado 0.59 10.20 0.66 12.30 0.64 11.70 0.73 -30,408 (0.09)
Mineral a Stock 0.76 7.50 0.53 8.23 0.67 7.8
Lixiviable Total. 0.15 51.4 0.15 51.6 0.15 51.5 0.20 38.8 -23,585 (0.05) 12.6
Lixiviable a Bot. ROM 0.16 51.4 0.15 51.7 0.15 51.5
Lixiviable a Ch. Lix. 0.00 0.0 0.00 0.0 0.00 0.0
Desmonte Total. 0.01 0.01 0.01 0.02 40,990
Desmonte a botadero
Desmonte a Ch. Lix.
Total Producción 20,090
Inpit S02 "A" 4:22 hr falla ventilador dere. 5:00 hr.Cambio ventilador "B" 0:20 hr. Compresora
Total Movido S03 "B" 0:15hr. Regulando compuerta 0:15 cable chico 1:39 hr.Escalera no sube
Material a Ch. Lixiviable 0.00 0.0 0.00 0.0 0.00 0.00 S04 "A" 12:00 hr. PM "B" 12:00 hr. PMS05 "A" 1:40 hr. Barretón no baja 1:01 hr. casquillo de diente 3:09 hr. no baja barretón
PRODUCCION DE PALAS Y CARGADORES
S01
S02
S04
PH4100
S03
BE495BI
S05
S06
S07
BE495HR
S21
PH2100
Total Palas
LT1400
LT1400
C992D
C992D
Total Cargadores
TOTAL TONELADAS
RENDIMIENTO DE PALAS 68.6 90.1
Disponibilidad
Utilizacion
Palas Trabajando
Palas en Demora
Palas en Reserva
Palas en Mantenimiento
Palas No ProgramadasTotal Palas 86.4
RENDIMIENTO DE VOLQUETES84.9 90.6
Disponibilidad
Utilizacion
Volquetes Trabajando
Volquetes en Demora
Volquetes en Reserva
Volquetes en MantenimientoTotal Volquetes
0
2.27 1.22 1.75
0
227,187
0
235,415 940 274,442 1107
0 0
0
122,093
0
110,573
0
116,615
0
0
2047
0
0
0 0
0
0
510,060
0 0
0 0 0 0 0
0 0 0
273,295 1,107
0 0 0 0
503
347,989 1391
0 0
235,415 940 2,047
159,762 631 188,226 760
0
244
63,379 246 66,134 257
508,710
129,513
0 0
378
139,873 541
24,195 103
72,187 282 67,686 259
54,407
97,674 378
28,460
78,603 347
47,193 183 50,481 195 97,674
47,193 183 50,481 195
126 34,587 152 278
32,348 141 32,348 141
11 13728,460 126 2,239
8,578
110,573
21,616
122,093
116,615
219,586
97,493
60,601
243,171
186,198
30,194
219,586
0
33,093
0
489,970
510,060
510,060
227,187
235,619 274,442
235,619 274,442
SUMARIO DE PRODUCCION DIARIA 2010-05-31
Tonelaje Tonelaje Tonelaje
DIA PLAN DIARIO
Tonelaje
1,574,026
89.83
0 0 0
RENDIMIENTO DE EQUIPOS 2010-05-31
Tons Cargas
30,699
(14.76)
83.85 77.43 80.64 83.00 (2.36)
67.56 82.57 75.07
0.60 0.63 0.623.97 4.48 4.22
0.00 0.00 0.00
0.16 0.67 0.42
74.69 78.60 76.64 86.05 (9.41)
7 7
(6.57)
29.48 35.40 32.4474.48 84.98 79.73 86.30
5.52 2.33 3.924.59 3.93 4.26
5313.42 11.34 12.38
53 53
13,875,197
ACUMPLAN VARIACION
111
REAL
510,060
DIFERENCIA
DIA MES
TOTAL MATERIAL MINADO
VARIACION
67,447,348
ACUM
15,449,223
%
AÑO
PLAN
72,174,884
97,493
20,090
18,975 14,118
7
0 0
63,047
30,699 32,348
0
97,674
78,603
139,873129,513
00
20,000
40,000
60,000
80,000
100,000
120,000
140,000
160,000
S01 S02 S04 S03 S05 S06 S07 S21
0 000000111111
LT1400 C992D