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8/13/2019 Optimizacion de La Fragmentacion de Roca en Mina y Su Influencia en Los Circuitos de Trituracion y Molinos
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OPTIMIZACION DE LA FRAGMENTACION DEROCA EN MINA Y SU INFLUENCIA EN LOSCIRCUITOS DE TRITURACION Y MOLINOS
COMITÉ: PERUMIN 30 CONVENCION MINERA
AUTORES: ING. JESUS CRUCES HERRERAMBA FRIDA PAUCAR ALBARRACIN
EMPRESA: SOUTHERN PERU COPPER CORPORATION
CARGO: JEFE GENERAL DE MINA CUAJONEJEFE METALURGIA, CONCENTRADORA
CUAJONEDIRECCION:TELEFONO: 989087629
958190943
CORREO: [email protected] [email protected]
8/13/2019 Optimizacion de La Fragmentacion de Roca en Mina y Su Influencia en Los Circuitos de Trituracion y Molinos
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Optimización de la fragmentación de roca enMina y su influencia en la ConcentradoraCuajone
Optimizat ion of ro ck fragmentat ion in Mine and
inf luence at Cuajone Conc entrator
Jesús CrucesJefe Gral. de Mina Cuajone – SPCC
Frida PaucarJefe Metalurgia – Concentradora Cuajone -SPCC
Resumen Con el objetivo de incrementar la rentabilidad delproceso productivo global Mina - Concentradora através de mejoras en la eficiencia de los procesosque forman la cadena del valor creado, es que losdepartamentos de Perforación y Disparos yMetalurgia han determinado en conjunto que unode los procesos claves dentro de esta cadena es
sin lugar a dudas la fragmentación de rocas porvoladura. La variabilidad de ella tiene comoconsecuencia el mayor o menor tonelaje tratado enla etapa de trituración y molienda.
Un análisis estadístico del producto de lafragmentación medido en un tamaño de 30cm y unporcentaje pasante promedio de 88%, muestranvariaciones que van desde 76.1% hasta 99%. Estavariabilidad registrada en los últimos cinco años haocasionado alteraciones en la capacidad deproducción de la Planta.
Las operaciones de la Concentradora requieren untamaño de mineral homogéneo con +/- 92%pasante (-30cm) en la alimentación a la trituradoraprimaria. Un material más fragmentado yhomogéneo implica mayor presencia de tamañospequeños y conlleva a menores costos entrituración, mayores flujos horarios y por endemayor tonelaje tratado en molienda primaria. Paralograr este objetivo, se está implementando unsistema de voladura que logre mejorar lafragmentación en rocas duras y difíciles defragmentar, dicho sistema es particular para cadatipo de roca. Se sabe que la mina de Cuajone tiene
7 tipos de roca bien definidos para mineral con Wique van desde 14 hasta 21 kwhr/tc.
El principal cambio realizado en el sistema devoladura es la implementación de las cámaras deaire intermedia en detonares electrónicos ypirotécnicos en las zonas de mineral, logrando unincremento de 6.8% en la fragmentación y +2.1%de tonelaje en la planta de trituración secundariaque conlleva a un mayor rendimiento en el procesoglobal Mina – Concentradora.
El presente trabajo muestra no solo el incrementoen la capacidad de producción en laConcentradora, es decir las toneladas/hora quetratan las trituradoras y molinos, sino también el
incremento de productividad de las palas,mejorando el volumen cargado. Esto implica a suvez optimizar el llenado de las tolvas de losvolquetes y de los vagones con materialhomogéneo y menor espacio intersticialdesperdiciado.
La implementación de la cámara de aire intermediaen el sistema de voladura implicó un incrementodel 10% de su costo total. La filosofía del mínimocosto por concepto en este proyecto será aplicadoa la optimización integral de todo el proceso. Elproyecto concibe las operaciones de perforación,voladura, carga, transporte y fragmentación con lasde trituración, clasificación, molienda y tratamientosposteriores como parte integral y busca unareducción en los costos totales de producción.
Los análisis estadísticos realizados con lostonelajes reales de planta y las variables
geológicas de los minerales tratados entre los años2007 al 2010 indican dos variables importantes: %de fragmentación y % de Andesita Basáltica. Conestas consideraciones Se obtiene un modelo deregresión lineal que permita simular el tonelajemensual ha tratarse en la planta de trituración.
Los resultados muestran relaciones directas entrela fragmentación de roca y el tonelaje tratado entrituración primaria secundaria y molienda. Estoindica que el incremento en la etapa de trituraciónprimaria y secundaria es directamente proporcionalal incremento que se pueda dar en la etapa demolienda.
Finalmente la evaluación indica que por cada 1%de incremento en la fragmentación de roca se va aobtener 0.31% de incremento en el tonelaje detrituración secundaria. Lo que equivale a unbeneficio de 13.23 US$/TM adicional.
Abstract
With the aim of The increasing yield of the
productive process global Mine - Concentrating
through improvements in the efficient of the processes that form the chain of the created value,
that is the Drilling ,Blast and Metallurgy
departments; they are determined altogether that
one of the processes keys within this chain is
without doubt the fragmentation rock by blast.
Variability has as consequently the major or minor
tonnage treated in the crushing stage and milling.
A statistic analysis of the product of the
fragmentation which is measured in a size of 30cm
and a percentage average of 88%, it shows
variations that goes from 76,1% to 99%. This
variability registered in the last five years has
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caused alterations in the capacity of Plant
production.
The Concentrator operation requires homogenous
mineral size with +/- 92% mesh (30cm) in the
feeding to the primary crushing machine. The
material fragmented and homogenous implies
major presence of small sizes It entails to smaller
costs in crushing, majors hour flows and therefore
greater tonnage treated in primary milling.
In order to achieve this objective, It is being
implemented a blast system to improve
fragmentation in the hard and difficult rock to
fragment, this system of blast is particular for each
type of rock. It knows Cuajone Mine has 7 types of
good rock for mineral defined with WI that goes
from 14 to 21 kwhr/tc.
The main change made in the blast system is theimplementation of the intermediate air deck with
electronic and pyrotechnics detonators in the
mineral zones, having obtained an increase of
6,8% in the fragmentation in +2.1% of tonnage in
the plant of secondary crushing that entails to a
greater yield in the global process Mine –
Concentrating.
The present work not only shows the increase in
the capacity of production in the Concentrator, that
is to say the tons/hour that the crushing machinesand mills treat, but also the increase of productivity
of the shovels, improving the loaded volume.
This implies as well to optimize filling of the truck
hoppers and the wagons with homogenious
material and smaller interstitial space wasted.
The air deck implementation in the blast system
implied an increase of 10% in total cost, is not
logical to apply the philosophy of the minimum cost
by concept in this project, it looks for the integral
optimization of all the process.
The project conceives operations like, drilling,
blasting, loading, haul and fragmentation with those
of crushing, classification, milling and after-
treatments as it divides integral and it looks for a
reduction in the total production costs.
The statistic analyses realized with the real
tonnages of plant and the geologic variables of
treated minerals between years 2007 to 2010
indicate two important variables: % of
fragmentation and % of Basaltic Andesite. With
these considerations it make a model of linearregression that allowing simulate the monthly
tonnage to treat in the crushing plant.
The influence of these two variables is in the order
of 35% for fragmentation and 65% for Basaltic
Andesite.
The results show to direct relations between the
rock fragmentation and the treated tonnage in
secondary primary crushing and milling.
This indicates that increase in the stage of primary
and secondary crushing is directly proportional to
the increase that can be given in the milling stage.
Finally evaluation indicates that by each 1% of
increase in the rock fragmentation it is going away
to obtain 0.31% of increase in the tonnage of
secondary crushing. Which is equivalent to an
additional benefit of 13.23 US$/TM
1. INTRODUCCIONLa etapa de perforación y disparo es el inicio detodo el proceso de conminación en el tratamientode minerales. La búsqueda de la optimización eneste proceso involucra desde el método exacto dela puesta de los explosivos, mallas de voladura,tecnología de iniciación, secuencia de salida y ladistribución de la energía del explosivo entre otros.
Los principales cambios realizados fueron:Implementación de uso de cámaras de aireintermedias en detonadores pirotécnicos y
electrónicos.Disminución de la altura del taco.
La mina de Cuajone es versátil con sus técnicas devoladura, usa los detonadores pirotécnicos yelectrónicos. Las técnicas convencionales hanevolucionado con el uso de detonadoreselectrónicos eliminando la dispersión en lostiempos de retardo, de esa forman se garantizaque la secuencia de salida del disparo sea igual altiempo programado. Estas aplicaciones hanpermitido obtener una mejor fragmentación,material más homogéneo y generación de microfracturas en la roca volada.
La voladura con detonadores electrónicos al serprecisa en los tiempos de detonación ha permitidoimplementar el uso de cámaras de aire intermediasen la columna explosiva para rocas difíciles defragmentar como es el caso de las brechas. Cabemencionar que todas las pruebas se realizaronbajo este concepto.
La colocación de esta cámara de aire intermediagenera dentro de la columna explosiva dos cargas,una carga explosiva superior y otra carga inferiorreduciendo así la altura del taco sin tener queaumentar el factor de carga, obteniendo una mejordistribución de la energía en la zona del taco.
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La Técnica de cámara de aire intermedia también fueaplicada en los detonares pirotécnicos, cuyosresultados son los que se han utilizado para laevaluación económica.
2. CÁMARAS DE AIRE PARA LA OPTIMIZACIÓN
DE VOLADURA CON TECNOLOGÍA DEDETONADORES ELECTRÓNICOS
2.1 Técnica de cámara de Aire IntermediaEn la necesidad de minimizar costos totales deminado y mejorar los resultados finales deproducción es que el departamento de voladuradecide modificar su técnica en calidad de prueba.
La técnica empleada en la prueba y que es usadaactualmente considera una cámara de aireintermedia que consiste en un espacio de airedentro de la columna del taladro, creada por un
dispositivo puesto en el interior; este puede ser untapón de plástico o una bolsa de aire,dependiendo del tipo de roca, estado geotécnicodel macizo, presencia de agua nivel de alteración.
La nueva técnica incluye una cámara de aireintermedia a 3 metros del taco con la finalidadelevar la carga explosiva y mejorar la distribuciónde energía en las rocas con presencia depreformados y alto RQD (Toba cristal, latitaporfiritica potásica, brechas de Latita porfiritica)difíciles de fragmentar en la zona alta del taladro.
2.2 Sistema de Detonadores Electrónicos ycámara de aire intermedia
Los detonadores electrónicos son un nuevosistema de control de voladuras que redefineconfiabilidad de la detonación, precisión en lainiciación, flexibilidad y seguridad en la operación,son completamente programables, capaz deretardar desde 0 a 15.000 milisegundos conincrementos de 1 milisegundo permitiendo el usode periodos de retardos cortos hasta 1ms. Laprecisión se manifiesta en la perfecta secuencia deiniciación aplicando periodos de retardos cortos
que permite la interacción de ondas entre taladroscon la que se aprovecha al máximo el uso de laenergía explosiva, asegurando una mejora en lafragmentación con un apilamiento ydesplazamiento correcto del material después de lavoladura.
El detonador electrónico por su precisión garantizaque las dos cargas de la columna explosivadetonen simultáneamente logrando que con larápida expansión de gases colisionen en el centrode la cámara de aire intermedia produciendo unamejor fragmentación a todo lo largo de la columna
del taladro (Ver Gráfico N° 1).
Gráfico N° 1:: E xpansión de gases que colisionan en el centrode la cámara de aire intermedia del taladro, originando una
mejor fragmentación de la roca.
3. DESARROLLO DE LA IMPLEMENTACION
Esta técnica se aplicó en dos tipos de roca, BrechaLatita Porfiritica (BX-BLP) y Latita PorfiríticaPotásica (LP-PTK).
3.1 Pruebas de Voladura con implementaciónde la cámara de aire intermedia
A continuación se muestra la evolución de losdiseños de la distribución de carga (Gráfico No 2).El primer diseño muestra el uso del retardoelectrónico con cámara de aire de fondo. Elsegundo es el de retardo pirotécnico con cámarade aire de fondo y el tercero es un retardopirotécnico con cámaras de aire intermedia y de
fondo.
Gráfico N° 2: Diseño de Cámaras de aire intermedio y de fondo
1 2 3
DETONADOR
ELECTRONICO
DETONADOR
PIROTECNICO
DETONADOR
PIROTECNICO
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3.2 Resultados de voladura en LatitaPorfirítica Potásica
TABLA 1
Parámetros técnicos de voladura con el uso de retardos pirotécnicos y electrónicos con cámara de aire de fondo en roca latitaporfirítica potásica (LP-PTK).
TABLA 2
Tipo de taladro: Producción BxS (m): 6.9x8.0 Profundidad de taladros: 16m Taco: 6 m FC = 0.99 Kg/m3N° Fecha deldisparo
Nivel Proyecto Disparo Taladrosdisparados
%Pasante a30 cm.
SobreRotura
Esponjamiento Veloc. Exc.(Ton/Hr)
3 31/03/2010 3055 428 Pirotécnicocámara aireintermedia y
de fondo
75 98.1% 5 Bueno 9624.8
Parámetros técnicos de voladura con el uso de retardos electrónicos con cámara de aire intermedia y de fondo en roca latitaporfiritica potásica (LP-PTK)
Los tres disparos se diseñaron con los mismosparámetros de Burden, espaciamiento, subdrilling y
factor de carga, solo el diseño del tercer disparose lleva 1 metro menos de taco debido a lacámara de aire intermedia que adicionalmente sele colocó.
Se observa un incremento de la velocidad deexcavación de la pala de 4.6 % solo cuando secambia de detonador pirotécnico a electrónico y unincremento de 7% con detonador pirotécnico y eluso de la cámara de aire intermedia (Gráfico No 3).La facilidad del carguío se debe al incremento de lafragmentación alcanzando valores de 98.12% en
menos 30cm. Otro beneficio alcanzado en estaprueba fue la homogeneidad del material (VerGrafico No 4y No 5).
Para el análisis granulométrico de todos losdisparos se usa un software que utiliza fotografíasdigitales tomadas al material disparado para medir
el tamaño del fragmento y a la vez contabiliza losporcentajes por rangos de tamaño. Estosresultados combinados con los de velocidad deexcavación de la pala son índices más confiablespara cuantificar los resultados de la voladura.
Gráfico N° 3: Análisis comparativo de las voladuras realizadas conretardos electrónicos y pirotécnicos con cámaras de aire intermedia
y retardos pirotécnicos con cámara de aire intermedia y de fondoen LP-PTK
Tipo de taladro: Producción BxS (m): 6.9x8.0 Profundidad de taladros: 16m Taco: 7m FC = 0.88 Kg/m3
N° Fecha deldisparo
Nivel Proyecto Disparo Taladrosdisparados
%Pasante a30 cm.
SobreRotura
Esponjamiento Veloc. Exc.(Ton/Hr)
1 12/06/2008 3145 456 PirotécnicoCámaraaire defondo
85 84.34 3.0 Bueno 8996.52
2 12/08/2008 3145 458 ElectrónicoCámaraaire defondo
77 87.2 3.0 Bueno 9413.51
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Gráfico N° 6: Costos comparativos por taladro usando retardos electrónicos y pirotécnicos con cámara de aire de fondo y retardospirotécnicos con cámara de aire intermedia y de fondo en LP-PTK
Grafico N° 4: Análisis de Fragmentación
Gráfico N° 5: Distribución Granulométrica de la voladura realizada con retardos pirotécnicos con cámara de aire intermedia y de fondo,retardos electrónicos con cámara de aire de fondo y retardo pirotécnicos con cámara de aire de fondo en LP-PTK.
0
50
100
150
200
250
300
Carguío de Taladro Pirotécnico con
Cámara aire en el fondo
Carguío de Taladro Electrónico con
Cámara aire en el fondo
Carguío de Taladro Pirotécnico con
Cámara aire intermedia y de fondo
214.5
258.2224.6
$ / T a l
Costo de carguío por taladro en roca latita porfirítica
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7
2,000,000
2,100,000
2,200,000
2,300,000
2,400,000
2,500,000
2,600,000
2,700,000
2,800,000
2,900,000
0.12
0.13
0.14
0.15
0.16
0.17
0.18
2 0 0 8 - E n e
2 0 0 8 - F e b
2 0 0 8 - M a r
2 0 0 8 - A
b r
2 0 0 8 - M a y
2 0 0 8 - A g o
2 0 0 8 - S e t
2 0 0 8 - O c t
2 0 0 8 - N o v
2 0 0 8 - D i c
2 0 0 9 - E n e
2 0 0 9 - M a y
2 0 0 9 - A g o
2 0 0 9 - S e t
2 0 0 9 - D i c
2 0 1 0 - E n e
2 0 1 0 - F e b
2 0 1 0 -
M a r z o
2 0 1 0 - A
b r i l
T o n e l a j e ( T M P
r i m a r i a )
C o n s u m o ( k W - h / T C P r i m a r i a )
Relación Consumo Energía y Tonelaje
kW-h/TC Prim TM Prim
EVALUACIONES EN PLANTA CONCENTRADORA
4. ANALISISIS DE VARIABLES DEOPERACIÓN
4.1 Consumo de Energía
Un material más fragmentado conlleva a menorescostos de trituración y molienda y mayores flujosde tratamiento por hora. También es evidentetener que realizar menos trabajo de conminuciónen la planta para un mismo producto final (P80).
Un análisis del consumo de energía y el tonelajetratado muestra que debido a una mejorfragmentación y una mayor creación de microfracturas en el mineral volado hay una reducciónconsiderable del work index pronosticado vs el real,que se traduce en un menor consumo de energíapor tonelada molida, considerando que el 55% deltotal de energía en todo Cuajone es debido alcircuito de molienda (Gráfico N° 7)
Gráfico N° 7: Consumo de Energía vs Tonelaje en Trituradora Primaria
4.2 Fragmentación
La fragmentación de la mina de Cuajone tuvo dosproblemas bien definidos:
1. Variabilidad de la fragmentación: malla -30cm en rangos de 76.1% hasta 99%passing, ocacionando alteraciones en loscircuitos de trituración, molienda yflotación.
2. Incremento del índice de dureza en elmineral ( 16 a 21 kwh/tc).
Los parámetros requeridos por la PlantaConcentradora fueron:
1. Homogeneidad en la muestra alimentada aTrituradora Primaria: -30 cm con un 92%passing
2. un rango de variabilidad en lafragmentación de +/-3%.
A continuación se muestra el comportamiento de lafragmentación durante los últimos cuatro años. Serecopiló información antes y después del periodode prueba( 2007-2010) esto incluye años difícilescomo el 2008 (Gráfico N° 8).
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8
Gráficas N° 8: Historia de la Fragmentación en la mina de Cuajone
4.3 Capacidad de TratamientoUn resumen de los resultados reales entre elperiodo evaluado en las etapas de trituración ymolienda fueron:
Años Frag %AndTM Primaria Prom Mes TM Sec Prom Mes TM Mol Prom Mes
Real Real Real
2007 81.2 37.8% 2,359,642 2,366,354 2,362,666
2008 87.7 29.5% 2,557,870 2,518,266 2,526,408
2009 88.2 7.9% 2,695,264 2,670,882 2,670,728
2010 94.5 19.2% 2,626,782 2,641,707 2,632,839
Tabla N 3: Capacidad de tratamiento de la Planta Concentradora 5. SIMULACION
5.1 Efecto de la fragmentación sobre el tonelajetriturado
Para determinar el efecto de la fragmentación en eltonelaje de la trituradora primaria, se determinaronmodelos que repliquen el perfil real de la planta. Elanálisis estadístico incluyó variables comoToneladas métricas tratadas en primaria, % deandesita basáltica y % de fragmentación.
Adicionalmente se utilizaron dos modelos para lasTM Secundarias y TM Molinos, obteniendo lassiguientes ecuaciones:
Gráficas N° 9: Correlación Tm Secundaria vs Primaria
Gráficas N° 10: Correlación Tm Molinos vs Secundaria
TM Sec. = -37’971,532+8’703,320*%Andesita+14.825*TM Prim.
TM Molinos = 698,942 –143,221*%Andesita+0.74*TM Sec.
TM Primaria = 2’699,241+520.49*Fragm–633,539*%Andesita
y = 0.9652x + 95829
R² = 0.87592,000,000
2,200,000
2,400,000
2,600,000
2,800,000
2,000,000 2,200,000 2,400,000 2,600,000 2,800,000 T M S e c u n d a r i a
TM Primaria
Correlación TM Secundaria vs TM
Primaria
y = 0.927x + 17649
R² = 0.9442,000,000
2,200,000
2,400,000
2,600,000
2,800,000
2,000,000 2,200,000 2,400,000 2,600,000 2,800,000
T M M o l i n o s
TM Secundaria
Correlación TM Molinos vs TM Secundaria
70
75
80
85
90
95
100
2 0 0 7 - E n e
2 0 0 7 - M a r
2 0 0 7 - M a y
2 0 0 7 - J u
l
2 0 0 7 - S e t
2 0 0 7 - N o v
2 0 0 8 - E n e
2 0 0 8 - M a r
2 0 0 8 - M a y
2 0 0 8 - J u
l
2 0 0 8 - S e t
2 0 0 8 - N o v
2 0 0 9 - E n e
2 0 0 9 - M a r
2 0 0 9 - M a y
2 0 0 9 - J u
l
2 0 0 9 - S e t
2 0 0 9 - N o v
2 0 1 0 - E n e
% F r a g m . -
3 0 c m
Variación de la Fragmentación 2007 - 2010
%Fragm.
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9
Con los modelos encontrados se procedió asimular los tonelajes en las diferentes secciones(Tabla N°4):
Tabla N° 4: Tonelaje tratado en la Planta Concentradora
Tabla N° 5: Variación de la Fragmentación
La Tabla N° 5 muestra un incremento de 6.1% detonelaje en el circuito de secundario y terciarioentre los años 2009 vs 2008, esto se debe a ladisminución de 21.7% de andesita (29.5% en el2008 respecto al 7.9 % del 2009). Así mismomuestra un aumento de 4.9% en el tonelajerespecto a los años 2010 vs 2008, esto por lamejora en la fragmentación (94.5 % 2010 respecto
88% 2008) y por una disminución en el %andesita(19.2 % en 2010 y 29.5% en el 2008).
Con los modelos encontrados se procedió arealizar la simulación para ver el efecto deincremento solo de la fragmentación manteniendoconstante el % de Andesita. Los resultados sonmostrados en la tabla N° 6
Tabla N° 6: Incremento por fragmentación
Los cálculos de la tabla N° 6 indican que existe unincremento de 2.1% en el circuito de chancadosecundario y terciario, esto debido al mejoramientode la fragmentación en 6.8%.
6. EVALUACIÓN ECONÓMICAConcentradoraUn análisis económico con estos resultados indicaun beneficio de US$ 809,803 al mes valorizado conun precio de cobre de 1.14 $/lb.
Tabla N° 7:Consideraciones para el cálculo económico
7. CONCLUSIONES
Las cámaras de aire se emplean comocámaras intermedias y de fondo. Las
primeras para reducción de carga yaumento de fragmentación y la de fondopara disminuir la posibilidad de sobreexcavación en bancos con sectores derocas inestables.La técnica de cámaras de aire intermediaoptimiza los resultados de la voladuraobteniendo 7% más de velocidad deexcavación de la pala y 98.6% enMalla -30 cm. De la fragmentación.Debido a los buenos resultados obtenidos,actualmente se aplica para todos losdisparos (mineral y desmonte).
La roca bien fragmentada conlleva amenores tiempos de carga y menorescostos de operación. Los explosivos son la energía más baratapara fragmentar la roca y ofrecer unproducto más fino a las etapas detrituración y molienda. La mejora en la fragmentación significó unincremento de tonelaje en trituraciónprimaria de 1.7 tm por vagón, lo queequivale a 54,825 tm molidas/mes.
El beneficio mensual alcanzado fue de US$
728,823.
REFERENCIASMorell, S. “Mine-to-Mill” Documento técnico JKTech
(JKMRC Commercial Division), Brisbane AustraliaFranklin, J.A., Katsabanis, T. 1996 “Measurement
of Blast Fragmentation. Proceedings of the
Años Frag %Andesita TM Prim TM Sec TM Mol
2007 81.2 37.8% 2,501,838 2,410,837 2,434,743
2008 87.7 29.5% 2,557,870 2,518,266 2,526,408
2009 88.2 7.9% 2,695,264 2,670,882 2,670,728
2010 94.5 19.2% 2,626,782 2,641,707 2,632,839
DiferenciasCircuito
Primario
Circuito
Secundario y
Terc
Molinos
Años Frag %BA TM Mes % Dif Rel TM Mes % Dif Rel TM Mes %Dif Rel
2009
vs
2008
0.4 -21.7% 137,395 5.4 152,616 6.1 144,320 5.7
2010vs
2008
6.8 -10.3% 68,912 2.7 123,440 4.9 106,431 4.2
DiferenciasCircuito
Primario
Circuito
Secundario y
Terc
Molinos
Años Frag %BATM
Mes
% Dif
RelTM Mes % Dif Rel
TM
Mes
%Dif
Rel
2009vs
2008
0.4 -21.7% 137,395 5.4 152,616 6.1144,32
05.71
2010
vs
2008
6.8 0.0% 3,537 0.1 52,439 2.1 38,934 1.5
Data%Fee
d Cu
%Con
c Cu
%Rec
Cu$/lb Cu
2010 0.679 26.76 86.58 1.14
Incre TM
Mol
TM
Mol
Cu
Fino
lb Cu
Fino
$ Ganancia
Mes
2.1 54,825 322710,35
4728,823 (*)
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ANEXOS
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11
ANEXO N°1 – BASE DE DATOS ENERO 2007 – ABRIL 2011
Año Mes TM Prim TMSec %Fragm pasante
a 30 cmTM Mol WiBond RHI +1/2"
Malla
65
2007 Ene 2,521,656 2,471,410 79.11 2,430,523 15.1 16.48 4.7 20.3
2007 Feb 2,121,526 2,109,723 78.95 2,143,344 15.2 16.36 5.6 19.2
2007 Mar 2,362,566 2,368,660 77.05 2,394,338 15.2 16.43 6.2 19.9
2007 Abr 2,237,491 2,355,346 76.11 2,296,035 16.3 15.96 6.4 20.2
2007 May 2,436,775 2,412,716 83.82 2,412,728 14.8 15.93 7.3 18.9
2007 Jun 2,386,702 2,386,209 81.09 2,325,549 15.7 15.82 7.2 21.1
2007 Jul 2,528,246 2,482,013 85.8 2,510,508 15.2 15.44 7.5 20.6
2007 Ago 2,233,909 2,262,092 82.17 2,252,396 15.2 15.02 7.4 21.3
2007 Set 2,317,478 2,339,426 89.66 2,329,858 15.6 16 6.9 21.5
2007 Oct 2,415,631 2,425,875 81.84 2,422,998 15.9 15.85 7.3 20.6
2007 Nov 2,284,337 2,315,308 80.75 2,358,057 15.5 15.34 7.5 19.52007 Dic 2,463,507 2,471,044 84.33 2,475,653 15.6 15.39 8.7 19.5
2008 Ene 2,380,506 2,358,262 87.75 2,380,506 16.9 16.51 8.4 19.2
2008 Feb 2,387,721 2,339,923 84.28 2,387,721 15.6 15.74 8.2 17.4
2008 Mar 2,615,402 2,670,743 88.36 2,615,402 15.1 15.73 7 18.7
2008 Abr 2,264,042 2,260,092 91.69 2,264,042 15.2 15.25 7.4 19.5
2008 May 2,491,889 2,580,994 88.34 2,491,889 16 15.56 7.7 20.4
2008 Jun 2,555,753 2,451,552 80.54 2,555,753 16.9 15.94 7.7 20
2008 Jul 2,340,144 2,374,655 87.39 2,340,144 16.1 15.42 7.3 18.3
2008 Ago 2,648,975 2,578,502 86.74 2,648,975 16.2 15.49 8.1 19.4
2008 Set 2,611,197 2,523,823 86.85 2,611,197 15.9 15.44 7.9 20
2008 Oct 2,634,062 2,715,284 86.69 2,634,062 15.8 14.86 7.9 20.6
2008 Nov 2,693,205 2,691,974 92.24 2,693,205 15.2 14.59 7.2 20.9
2008 Dic 2,752,348 2,695,587 78.17 2,693,995 14.5 14.87 6.5 21.3
2009 Ene 2,731,425 2,729,080 92.99 2,713,973 15.1 14.8 7.9 21
2009 Feb 2,382,187 2,409,518 85.91 2,441,187 15.1 14.8 8 20.2
2009 Mar 2,827,401 2,753,613 88.65 2,704,311 15.3 15.51 7.4 20.7
2009 Abr 2,678,159 2,735,877 83.69 2,720,880 15.5 15.7 7 25.8
2009 May 2,530,707 2,498,527 91.25 2,480,227 15.6 15.22 7.5 24.8
2009 Jun 2,723,840 2,751,008 87.13 2,691,040 15.8 14.46 7.6 24.42009 Jul 2,701,791 2,795,023 90.58 2,766,534 15.4 14.77 7.2 23.3
2009 Ago 2,774,692 2,767,049 86.89 2,787,757 15.9 14.58 7.4 23.2
2009 Set 2,687,860 2,649,873 85.24 2,627,373 16 15.55 7.3 22.8
2009 Oct 2,699,686 2,749,083 87.88 2,726,968 16.1 15.54 7.1 23.8
2009 Nov 2,580,706 2,667,201 86 2,667,204 15.7 15.12 7.5 23.5
2009 Dic 2,711,640 2,767,329 89.38 2,721,279 15.7 15.43 6.9 24.2
2010 Ene 2,755,421 2,715,079 92.34 2,700,298 15.9 15.99 6.7 24.1
2010 Feb 2,561,631 2,432,552 91.17 2,368,006 16.1 16.22 7.5 24.3
2010 Marzo 2,600,519 2,792,591 99.49 2,781,772 15.6 15.71 7.3 24.3
2010 Abril 2,589,555 2,675,185 95.03 2,681,280 16.1 15.19 7 23.9
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12
ANEXO N° 2 ANÁLISIS ESTADÍSTICO DE VARIABLES EVALUADAS
AnálisisEstadístico
TM Prim TMSec %Fragm pasante
a 30 cmTM Mol WiBond RHI +1/2" Malla 65
RecCu
ANDESITA LATITA
Mean 2,530,557 2,538,245 86.33 2,531,224 15.6 15.5 7.3 21.3 85.8 24.7% 57.3%
Standard Error 28,151 29,031 0.81 27,711 0.1 0.09 0.1 0.3 0.3 2.7% 2.0%
StandardDeviation
178,041 183,608 5.10 175,262 0.5 0.5 0.7 2.1 1.6 16.90% 12.5%
Minimun 2,121,526 2,109,723 76.11 2,143,344 14.5 14.5 4.7 17.4 82.6 0.30% 36.9%
Maximun 2,827,401 2,795,023 99.49 2,787,757 16.9 16.5 8.7 25.8 89.7 57.70% 80.9%
y = 14892x + 1E+06
R² = 0.1823
2,000,000
2,100,000
2,200,000
2,300,000
2,400,000
2,500,000
2,600,000
2,700,000
2,800,000
2,900,000
70 75 80 85 90 95 100 105
T M P r i m a r i a
Fragmentación (%)
Correlación TM Primaria vs %Fragm.
y = 0.9239x + 193270
R² = 0.88092,000,000
2,100,000
2,200,000
2,300,000
2,400,000
2,500,000
2,600,000
2,700,000
2,800,000
2,900,000
2,000,000 2,200,000 2,400,000 2,600,000 2,800,000 3,000,000
T M
M o l i n o s
TM Primaria
Correlación TM Molinos vs TM Primaria 2007-2010
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13
y = 16327x + 1E+06
R² = 0.2261
2,000,000
2,100,000
2,200,000
2,300,000
2,400,000
2,500,000
2,600,000
2,700,000
2,800,0002,900,000
70 75 80 85 90 95 100 105
T M M o l i n o
Fragmentacion (%)
Correlación TM Molino vs %Fragmentación
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14
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