Modelos de Costo Simplificados de Prefactibilidad

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MODELOS DE COSTO SIMPLIFICADOS DE PREFACTIBILIDAD

EVALUACIONES DE MINERALES

Por Thomas W. Camm Ingeniero de minas, centro de operaciones de campo occidental, los E.E.U.U. Oficina de minas, Spokane, WA.

RESUMEN

En este informe del E.E.U.U. Oficina de minas, mina y molino se presentan modelos de costos para hacer estimaciones rápidas de los costos para el desarrollo de depósitos minerales en la región del desierto del sudoeste de los Estados Unidos. Análisis de regresión se utilizó para generar capital y operativos de las ecuaciones de costo para cada modelo en la forma Y = AX', donde Y es el costo estimado y X es la supuesta capacidad diaria en toneladas cortas. A y B son constantes determinadas por el análisis de regresión. Cada uno se divide en 11 subcategorías para facilitar la escalada de los costos de la inflación y aumentar su versatilidad en el trabajo de evaluación económica.

Este informe contiene 2 modelos de cielo abierto, 6 metro modelos, 11 modelos de molino, la mina y costos ecuaciones para caminos de acceso, líneas de alta tensión y estanques de relaves. Además, se proporcionan factores de ajuste para la variación en las distancias de transporte para modelos de cielo abierto y la variación en profundidades de explotación minera subterránea modelos.

INTRODUCCIÓN

El formato para los modelos de coste en este manual fue desarrollado en la oficina Western campo operaciones centro (WFOC), Spokane, WA, para estudios de recursos conocidos y por descubrir en Federal tierras (1 - 2). Estos estudios requieren desarrollo de una metodología para estimar los costos operativos y de capital para un depósito mineral que por su tonelaje, grado y profundidad. Los modelos resultantes se resumen en esta publicación.

El formato de estos modelos fue adaptado del manual del sistema de estimación de costo (CES) de la oficina (3-4). CES se basa en tres ecuaciones de regresión (mano de obra, suministros y equipo) para cada proceso de la unidad individual. Estas ecuaciones se ampliaron para desgloses más detallados (acero, combustible y tubo, explosivos, etc.) mediante la aplicación de porcentajes a cada una de las ecuaciones de regresión de tres. Para realizar un análisis completo con CES, se debe realizar un esquema de diseño completo para el depósito para suministrar todos los parámetros de diseño necesarios para CES. Este es el enfoque normal de la disponibilidad de minerales tipo estudios realizados por la oficina. Sin embargo, para el análisis de las políticas de trabajo donde no están disponibles datos específicos sobre cada depósito, o donde es necesario un análisis regional, la exigencia de parámetros de diseño de ingeniería detallado hace CES inadecuado.

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Un nuevo enfoque del modelado fue desarrollado para hacer frente a esta solicitud de especificaciones. Los modelos son ideales para hacer estimaciones rápidas donde están disponibles los parámetros de diseño específicos. El enfoque de modelado utilizado en esta metodología simplificada está particularmente bien adaptado para esta circunstancia. Los usuarios en de la oficina evaluación de recursos y las divisiones de análisis de políticas, profesionales fuera de la oficina de realizar evaluaciones similares y aquellos que necesita un presupuesto rápido depósito de minerales se encuentra el enfoque de esta simplifican método particularmente útil. Los beneficios principales del método son: demandas menos ingeniería antecedentes del usuario, facilidad de aplicar factores de escalamiento, versatilidad en aplicaciones para una variedad de tipos de depósitos, ocupará mucho menos espacio en un equipo que sistemas alternativos y estiman los parámetros de diseño limitado necesarios para llevar a cabo un costo. El coste derivado usando estos modelos debe considerarse una estimación de tipo prefactibilidad.

Estos modelos fueron desarrollados originalmente para evaluar la California desierto conservación área (CDCA) en el sur de California. Ellos. También son aplicables para cualquier operación de tipo similar en una región desértica en el sudoeste de los Estados Unidos. Los costos deben ajustarse para aplicación a regiones con clima más severo (que requieren edificios más importantes), más vegetación (que requieren más costos de claro) o la topografía más escarpada.

Además de esta publicación, se han incorporado estos modelos de coste en PREVAL - programa de pre factibilidad para la evaluación de depósitos minerales por R. Craig Smith, científico de la física, las operaciones de campo Intermountain Center, Denver, CO (5).

AGRADECIMIENTOS

El autor agradece a los siguientes colegas (todos en WFOC) para asistencia en situaciones de capacidad individual cuesta para varios de los modelos: David A. Benjamin, David S. Lindsey, James M. Spear, Scott A. Stebbins y Nicholas Wetzel.

METODOLOGÍA

Se desarrollaron modelos usando una variedad de fuentes, con la intención de proporcionar una representación más precisa de costos disponibles para cada modelo. Se estimaron costos para diversas operaciones en diferentes tonelajes. Siempre que sea factible, escenario de capacidad se basa en operaciones reales. Sitio información disponible incluye diagramas de flujo, equipo de

Números cursiva entre paréntesis se refieren a elementos de la lista de referencias anteriores a los apéndices al final de este informe.

Listas y la dotación cartas. Esta información fue aumentada por los datos de manuales de costos y referencias (3-4, 6-10) que contiene los componentes

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individuales de costos y uso tasa. Además, modelos de costos desarrollados en WFOC para los estudios anteriores fueron adaptados para ciertos casos donde sea factible (1 - 2).

Determinación de capacidades diarias representativas para cada modelo y recopilación de datos pertinentes, se generaron costos de capital y operación para cada capacidad. Estos costos fueron resumidos en las siguientes categorías: mano de obra, equipo, acero, madera, combustible, tubo, explosivos, neumáticos, materiales de construcción, reactivos y electricidad. Además, una categoría separada para el impuesto sobre las ventas basado en una tasa del 6% de California-fue incluida. Impuesto sobre las ventas se aplicó a todas las categorías de costo excepto mano de obra, combustible, el tubo y electricidad. También figuró un ecuación de costo total para cada modelo, para los usuarios que no requieren un desglose del coste en cada una de las categorías individuales, pero sólo un general estimación de costos.

Análisis de regresión se utilizó para generar capital y operativos de las ecuaciones de costo para cada modelo en la forma Y = AXB, donde Y es el costo estimado y X es la supuesta capacidad en toneladas cortas por día (st/d). A y B son constantes determinadas por el análisis de regresión. Los costos de operaciones mineras y otros industriales históricamente colocar esta forma de ecuación, y esto es coherente con el formato de CES ecuaciones de costos. Se calcularon las ecuaciones para cada categoría indicados anteriormente que eran apropiadas para el modelo en esta forma. Los costos expresados en estas categorías facilitan la escalada de los costos de la inflación y aumenta su flexibilidad en el trabajo de evaluación económica.

Un resumen de cada una de las ecuaciones de costo total, con correspondiente cuadrado del coeficiente de correlación (r2) y el número de observaciones, se incluye en el Apéndice A.

Debido a su naturaleza, algunas categorías de costos no se han cubierto por los modelos. Ellos, por lo tanto, deben considerarse por separado. Las más importantes son: exploración preproducción, permisos, estudios ambientales, estatales y federales impuestos (excepto el estado impuestos sobre artículos de coste especificado), corporativos arriba, recuperación de sitio, transporte de concentrado y fundición y refinación cargos (excepto donde observado para dote de modelos que incluyen la producción de oro y plata).

COSTOS DE CAPITAL

Los costos de capital se basan en precios de lista de equipos reales en la mayoría de los casos. Un costo adicional de 7,5% se aplica a todos los gastos de compra de equipo para transporte de mercancías. Lista de equipo para los modelos de cielo abierto fueron basadas en operaciones reales, ajustadas para adaptarse a la naturaleza genérica del manual. Costos de capital metro fueron determinados por la cantidad de desarrollo necesario para un subterráneo mina del tamaño y el tipo

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en examen para comenzar a funcionar en el diseño de capacidad. Un costo de factoring método similar con el enfoque desarrollado por Mular (7) fue utilizado para muchos de los modelos de fábrica. Capital de trabajo, en base a 2 meses de gastos, de funcionamiento fue incluido en el costo de cada uno mina de capital y modelo del molino. Capital de trabajo cubre el costo de cumplir los costos de operación en las etapas iniciales de producción, antes de que ingresos se generaron desde los primeros embarques de producto (concentrados o dote).Este valor puede variar de

2 a 6 meses. Tarifas de gestión de ingeniería y construcción también se incluyen en los modelos de costo de capital.

COSTOS DE OPERACIÓN

Los costos de operación se basan en la capacidad diaria (st/d) y se expresan en dólares por tonelada corta ($/ st). Los modelos de cielo abierto se basan en X = st/d de mineral y residuos se movió. Esto permite la amplia variabilidad en las tasas de extracción entre operaciones diferentes a cielo abierto. Todos los modelos metro se basan en st/d de producción, y los gastos son en $/ St. modelos de molino se basa en molino de alimentación (st/d) y los costos son de $/st molino de alimentación.

FACTORES DE AJUSTE

Factores de ajuste se incluyen modelos de minería reflejar la variabilidad entre los diferentes yacimientos. Modelos de cielo abierto tienen un caso base costo ecuación para una distancia de transporte especificado calcula de una manera que se discute en la sección de cielo abierto. Además de las ecuaciones del caso base, otro conjunto de ecuaciones cuentan con un factor para diferentes distancias de transporte. Estos factores se explican por completo en la sección de cielo abierto y en el Apéndice B.

También se establecen modelos de minería subterránea utilizando un caso base. En este caso, el supuesto básico de los modelos de minería subterránea es una entrada de entrada a la mina. Para permitir la variabilidad en la profundidad de acceso común a la explotación minera subterránea, factores de ajuste de profundidad se encuentran en el comienzo de la sección metro. Estos factores son aplicables a las ecuaciones del caso base donde el acceso al cuerpo de mineral es por entrada de eje. Una explicación de los factores y una tabla resumen de aplicación para todos los modelos de metro, se encuentra al principio de la sección de minería subterránea.

INFRAESTRUCTURA

Los costos de líneas eléctricas y caminos de acceso se incluyen en la sección de infraestructura. Estos costos son ser aplicados donde un powerline debe construirse para alimentar el sitio, y donde debe construirse vías de acceso al sitio.

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Para molinos que requieren estanques de relaves, las ecuaciones de costo para construcción de estanques de relaves se proporcionan en la sección de principio de los modelos de fábrica.

FACTORES DE DILUCIÓN DE LA MINA Y LA RECUPERACIÓN

Minería rara vez recupera todos los recursos presentes en un yacimiento. La cantidad de mineral extraído realmente de un depósito se conoce como el factor de recuperación y se expresa como un porcentaje. Además, una cierta cantidad de residuos es generalmente mezclada con el mineral durante la explotación minera. Estos residuos mezclados en como mineral se llaman dilución y se expresaron generalmente como un factor de dilución (en %). Recuperación y dilución varían con cada cuerpo de mineral, pero tienden a estar dentro de una gama similar para cada método de explotación minera. La tabla 1 resume la dilución asumida y factores de recuperación utilizado para los modelos de minas y refleja valores comúnmente encontrados a la aplicación estos métodos de explotación minera.

Tabla 1. Factores de dilución y recuperación de la mina

Método de minería Dilución Recuperación

factor, el % factor, el %

A cielo abierto 5 90

Bloque de espeleología. 15 95

Corte y relleno 5 85

Sala-y-Pilar... 5 185

Contracción 10 90

Sublevel piloto..... 15 85

Retiro de cráter vertical. . 10 90

' Supone la extracción de Pilar.

VIDA DE MINA

Teniendo en cuenta una reserva de mineral conocido puede ser determinada capacidad de tonelaje, la vida y diario de una operación minera típica. Taylor (11) desarrolló una ecuación de uso general en estudios de prefactibilidad para determinar la vida de la mina, conocida como regla de Taylor (ecuación 3). Basado en esta regla, es la ecuación básica para la C (capacidad de producción de mineral en st/d):

(1)

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Donde L = vida de la mina en los años T = tonelaje total (en st) de mineral a ser extraído,

dpy = funcionamiento días/año.

Para encontrar T, factores de dilución y recuperación (tabla 1) se aplican a la cantidad total de mineral en el depósito:

(2)

Donde rt = tonelaje de reserva de depósito total en st, RF = factor de recuperación para el método de minería particularmente de tabla 1,

DF = factor de dilución de tabla 1.

Sustituyendo por L usando la regla de Taylor (11):

(3)

Podemos determinar la capacidad de extracción diaria con cualquier ecuación 4 o 5 por debajo, dependiendo de si los días de funcionamiento al año son 350 o 260 (equivalente a operar 7 días/semana o 5 d/semana, respectivamente).

(4)

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(5)

Donde C1 = capacidad de la mina en st/d para d 350/año

(7 días/semana),

C2 = capacidad de la mina en st/d para d 260/año

(5 días/semana).

ACTUALIZACIÓN DE COSTOS

Todos los costos se basan en dólares promedio de 1989. Categorías de coste corresponden al manual del CES de la mesa, con algunos ajustes menores. Hay solamente un índice de mano de obra, y las categorías de combustible y el tubo están separadas en los modelos desarrollados para esta publicación. Se incluyen dos categorías, electricidad y productos químicos reactivos, que no se encuentran en CES. Índices de costo utilizados para los modelos son resumidos para los años 1967-1989 tabla 1' incluido en la tabla son el índice de Marshall & Swift (12-14) para aumento los costos de capital de la minería y las operaciones de fresado.

Para actualizar los costos de una ecuación dada, divida el índice para la fecha indicada por el índice del costo del año base (1989) y la ecuación de costo se multiplican por este factor. Por ejemplo, para actualizar el combustible funcionamiento de coste para el modelo pequeño Tajo a dólares de 1990 (ecuación 6), primero buscar el índice de progresividad para el combustible y lubricante en 1990 = 74,8. Luego mirando en la tabla 2, determinar que el índice del año base es de 61,2. Dividir el índice el índice del año base de 1990 y multiplicar por la ecuación costo de tabla 6. Supongamos una operación de st/d 10.000:

(6)

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Tabla 2-históricos índices de costos

(1)

Año-

Minería

Equipo

Pedacitos de

Madera

Combustible

Explosivos

Neumáticos

Construcción

Electricidad

Producto químico

Minería,

Código (2)

mano de obra

y reparación

y y y Y material reactivos

de fresado

piezas acero de la madera

lubricante

caucho

C-1 (3)

Cost(4) Bldg.

M & S (5)

1967...

3.19 29.1 29.5 32.2 13.1 33.5 36.8 100.0 21.1 28.4 263.5

1968...

3.35 30.7 30.1 37,8 12.9 34.2 37,8 127.0 21.3 28.6 273.2

1969...

3.60 32.1 31.6 2.3 13.1 35.0 36.2 108.0 21.6 28.4 284.5

1970...

3.85 33.7 34.0 36.6 13.3 35.7 38.8 109.0 22.5 28.6 302.6

1971...

4.06 35.4 35.9 43.8 14.1 37.9 40.6 133.0 24.8 28.9 321.1

1972...

4,44 36.6 37.9 51,3 14.3 38.5 41.0 151.0 26.2 28.7 331.8

1973...

4.75 38.0 40.2 66.0 16.9 40.2 42.6 154.0 28.0 29.3 342.9

1974...

5.23 44.3 52,7 66.6 29.3 50.2 52.1 167.0 36.4 43.0 394.3

1975...

5.95 53.8 59.3 61,9 33.8 59.5 57.2 186.3 44.3 58.7 451.2

1976...

6.46 57,8 63,7 75.0 36.3 62.6 63.6 205.5 47.9 62.2 482.9

1977...

6.94 62.1 68,0 89.0 40.5 64,9 66.9 237.7 54.3 63.5 520.8

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1978...

7.67 67.7 74,8 103.7

42.2 69.8 70.7 247.7 59.1 64,0 564.7

1979...

8.49 74,5 83,6 114.0

58.4 75,5 80,9 269.3 64,5 74,9 619.2

1980...

9.17 84.2 90.0 104.9

88.6 84,0 92.1 287.7 77.8 91.9 683.5

1981...

10.04

93.3 98.5 104.6

105.9 96.7 99.5 310.3 89.2 103.1 740.2

1982...

10,77

100.0 100.0 100.0

100.0 100.0 100.0 330.1 100.0 100.0 783.8

1983...

11.28

102.3 101.3 113.5

89,9 101.1 95.7 352.9 103.1 97.3 799.3

1984...

11.63

103.8 105.3 112.5

87.4 103.6 93,4 357.9 108.4 96,8 816.5

1985...

11.98

105.4 104.8 109.6

83.2 105.0 90.5 358.2 112.8 96.0 822.6

1986...

12.46

106.7 101.1 110.5

53.2 103.6 88.0 367.3 114.5 91.5 827.1

1987...

12.52

108.9 104.6 118.2

56,8 107.3 87.7 375.6 111.9 95.5 837.1

1988...

12.69

111.8 115.7 122.1

53.9 108.8 92.4 384.6 112.8 106.8 870.0

1989...

13.14

117,2 119.1 125.7

61.2 117.6 96.3 390.7 116.2 114,8 911.9

1990...

13,65

121.7 117,2 124.5

74,8 125,4 93.7 400.8 119.6 113.2 940.1

(1) a menos que se indique lo contrario, de Estados Unidos Oficina de publicado estadísticas laborales (BLS) 'Índices de precios productor,' base año 1982 = 100, tabla 6.

(2) número de código índice en fuente de referencias.

(3) de BLS 'Empleo y ganancias,' promedio de ganancias por hora: la minería, la tabla G1.

(4) de 'ENR,' las tendencias del mercado: construcción a base de gastos año 1967 = 100.

(5) Fram Marshall & Swift costo índice: minería, molienda, 1926 = 100, publicado en 'Ingeniería de química'.

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INFRAESTRUCTURA

Donde las líneas eléctricas o caminos de acceso necesita ser construido en el sitio, añadir los costes que se determina a partir de las siguientes dos secciones para el costo de capital del proyecto.

VÍAS DE ACCESO

Los siguientes costos en la tabla 3 están en $/ milla para tres anchos de camino: 40, 60 y 80 pies. Estos costos se basan en una zona de desierto nivel mínimo claro y sin perforación y voladura de pendientes de los lados. Costo de material de construcción se compone principalmente de grava. Los costos se basan en la construcción de una grava de buena calidad en bruto road, incluyendo desmontaje y almacenamiento de tierra vegetal, desmonte, clasificación, escarificación, clasificación, compactación, colocación de una base de grava y la superficie e instalando zanjas de drenaje. La carretera 40-ft-wide más a menudo se utilizaría para vías de acceso, mientras que probablemente se utilizarían los caminos de 60 y 80 pies donde se requieren distancias de largo plazo desde el hoyo al molino.

Tabla 3.-camino de acceso a costos de capital (en $/ milla)

Categoría Anchura del camino

40 ft 60 pies ft 80

Labor . . . . . . . . . . . . 13.600 (R) 19.900 (R) 26.300 (R)

Equipo........ 10.100 (R) 14.800 (R) 19.500 (R)

Steel . . . . . . . . . . . . 3.400 (R) 5.000 (R) 6.600 (R)

Fuel . . . . . . . . . . . . . 14.900 (R) 21.900 (R) 28.900 (R)

Lube . . . . . . . . . . . . 3.800 (R) 5.600 (R) 7.300 (R)

Material de construcción 27.700 (R) 41.600 (R) 55.400 (R)

Impuesto sobre las ventas. . 2.500 (R) 3.700 (R) 4.900 (R)

Total . . . . . . . . . . 76.000 (R) 112.500 (R) 148.900 (R)

R = longitud de vía de acceso para construir en millas.

LÍNEAS DE ENERGÍA

Los siguientes costos en la tabla 4 están en $/ milla para la construcción de una línea de energía en el sitio del molino de la mina. Estos costos se basan en un nivel área desértica con claro mínimo necesario. Los polos de 40-ft se utilizaría para líneas de alta tensión cerca de carreteras y sitios de la ciudad, el 30-ft para las líneas

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a través de tierra desocupada y los polos de 20 pies para líneas eléctricas necesarias en el complejo molino (por ejemplo, donde un generador de diesel en el sitio suministra alimentación al molino). Costo de la línea de transmisión está incluido en el material de construcción.

Cuadro 4.-costos de capital de Powerline (en s/milla)

Categoría Altura de poste

20 ft 30 pies 40 ft

Labor . . . . . . . . . . . . 68.000 (P) 68.900 (P) 69.700 (P)

Madera.......... 5.500 (P) 10.300 (P) 15.100 (P)

Fuel . . . . . . . . . . . . . 600 (P) 800 (P) 900 (P)

Lube . . . . . . . . . . . . 100 (P) 100 (P) 100 (P)

Material de construcción 211.000 (P) 211.000 (P) 211.000 (P)

Impuesto sobre las ventas. . 13.000 (P) 13.300 (P) 13.600 (P)

Total . . . . . . . . . . 298.200 (P) 304.400 (P) 310.400 (P)

P = longitud de línea eléctrica para construir en millas.

MODELOS DE MINA A CIELO ABIERTO

Se desarrollaron dos modelos de cielo abierto, un pequeño tonelaje y un modelo de gran tonelaje. El modelo de pequeño tonelaje es válido para las operaciones con capacidad diaria de 500 a 20.000 st/d de material movido (mineral y residuos). Para el modelo de gran tonelaje, capacidades aplicables son 20.000 a 200.000 st/d. Un total de 11 que mina capacidades fueron utilizadas para desarrollar estimaciones de costos para los dos modelos. Por lo general, las minas de pequeño tonelaje funcionan 1 o 2 turnos por día, 260 d/año (5 días/semana), y minas de gran tonelaje operan 3 turnos por día, d 350/año (7 días/semana). Los modelos se basan en la forma idealizada que se muestra en la figura 1 (Apéndice B proporciona más detalle). El fondo del hoyo se corresponde con el límite inferior del cuerpo del mineral a ser extraído.

Desarrollo de minería a cielo abierto más reciente en los Estados Unidos ha sido para la minería del oro. Los modelos se basan en estos tipos de minas y equipos mina se ser cargadores frontales, excavadoras hidráulicas y camiones diesel. Para las minas a gran escala en otras materias, como el cobre, palas eléctricas tienden a ser utilizado para la excavación en vez de cargadores frontales o excavadoras hidráulicas. Equipo utilizado para los modelos de cielo abierto se muestra en la tabla 5. Equipo tamaños, cantidades y tiempos de ciclo se basan en operaciones reales y manuales de funcionamiento de equipo (15-17).

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Figura 1. Geometría de la mina de tajo abierto.

Geometría de la mina de tajo abierto.

Cargadores frontales se utilizan para cargar todas las minas más pequeñas, que van desde 4,5 cu yd (1.000 st/d) a 13,5 cu yd (20.000 st/d). Excavadoras hidráulicas se utilizan junto con los cargadores frontales en muchas operaciones y tienden a ser utilizado exclusivamente para operaciones más grandes.

Tabla 5.-lista de equipo típico,

modelos de cielo abierto

Equipo Gama del tamaño

Excavadoras hidráulicas 4.5 a 25 cu yd

Cargadores frontales 4.5 a 13.5 cu yd

Camiones con remolque 35 a 150 st

Niveladoras, D7-D11 200 a 770 caballos de fuerza

Blasthole taladros 4-1/2 a 7 - 7/B en

Estudiantes de grado 135 a 275 hp

Camiones de agua 10.000 galones

Camión de explosivos Siesta

Carro del tubo de combustible Siesta

Camión de mantenimiento Siesta

Carro de la utilidad Siesta

Luces... Siesta

NAp no aplicable.

Gama de tamaños de 4,5 cu yd (10.000 st/d) a 25 cu yd (100.000 st/d). Camiones varían en tamaño desde 35 hasta 150 niveladora de St., los tamaños varían de 200 caballos de fuerza (D7) 770 hp (D11).

Blasthole taladros varían de 4-1/2 en a 7-7/8 pulg. Fue asumido un patrón de taladro de 13 por 16 pies, con una altura de banco de 20 pies, una profundidad de agujero de taladro de 24 pies y un factor de polvo de ANFO de 0,45 libras por tonelada corta. Una roca de cuarcita huésped fue asumida con una densidad de 2.225 yarda cúbica st/Banco (BCY). Utilizando un factor de inflamación de 0,61, esto produce 1.357 yarda cúbica st/flojo (DL). BCY es material en su lugar (antes de la voladura), DL es material roto o arruinado que contiene huecos más.

Los costos de capital y funcionamiento fueron estimados con base en los supuestos indicados anteriormente y se resumen en las tablas 6 y 7. Hay ocho categorías de costos individuales de capital y los costos de operación, además de un total de

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costos ecuación para cada uno. Los costos eléctricos son un componente de costo bajo para los modelos de minas a cielo abierto y se incluyen en la categoría materiales de construcción. Tenga en cuenta que los costos de capital se expresan en dólares y los costos en dólares por tonelada corta de material (mineral y residuos) de operación de minado. Todos los costos se basan en la capacidad diaria de la mina (X) en toneladas cortas por día de material (mineral y residuos) se movió. Figura 2 resume las curvas de costos para el caso base total ecuaciones de costos.

Tabla 6. Modelo de minas pequeñas a cielo abierto, caso base

Categoría Costo de capital $

Costo de operación, $/st

Mano de obra 30,100(X)0,443 213(X)-0.610

Equipo 121,000(X)0.516 0.513(X)-0.072

Acero 2,930(X)0.525 0.110(X)-0.149

Combustible 262(X)0.721 0.704(X)-0.159

Lubricante 50.6(X)0.762 0.144(X)-0.110

Explosivos 24.0(X)0.963 0.221(X)-0.040

Neumáticos 16.5(X)0.904 0.509(X)-0.251

Material de construcción

8,210(X)0.470 0.049(X)-0.037

Impuesto sobre las ventas

7,630(X)0.520 0.069(X)-0.084

Total 160,000(X)0.515 71.0(X)-0.414

Tabla 7. Modelo de minas grandes a cielo abierto, caso base

Categoría Costo de capital $ Costo de operación, $/st

Mano de obra 405(X)0,443 21.5(X)-0.379

Equipo 2,070(X)0.913 0.84(X)-0.128

Acero 36.7(X)0.955 0.022(X)0.0

Combustible 22.3(X)0.978 0.406(X)-0.103

Lubricante 10.1(X)0.936 0.084(X)-0.065

Explosivos 30.2(X)0.941 0.147(X)0.0

Neumáticos 0.590(X)1.228 0.00015(X)0.546

Material de construcción 51.8(X)0, 965 0.034(X)0.0


128(X)0.919 0.028(X)0.0

Total 2,670(X)0.917 5.14(X)-0.148

X = capacidad de la mina en toneladas cortas de mineral y residuos por día

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El Apéndice C contiene un problema ejemplo aplicando el hoyo abierto costo ecuaciones para un grande hoyo abierto minas de tabla 9. Este problema de ejemplo incluye el uso de factores de transporte, que se discuten a continuación.

FACTOR DE AJUSTE DEL TRANSPORTE

Distancia de transporte es una de las principales variables en una mina a cielo abierto que afectarán los costos. Factores de ajuste se desarrollaron variaciones en distancia de transporte de los casos base. La geometría del hoyo abierto fue asumida para ser un invertido tronco de cono circular derecho (fig. 1), con la parte inferior de la fosa en el punto más bajo del cuerpo de mineral que se recuperen. Topografía de la superficie se asume para ser nivel. En general cuesta del hoyo es de 45°, y el camino recorrido en el hoyo tiene un 8% (4,574 °) grado. Distancias de recorrido se calcularon a partir del centroide de la fosa, basado en una relación de extracción (SR) de 1:1 y los siguientes supuestos para mineral y distancias de transporte de residuos:

Transporte de residuos = (profundidad al baricentro/pecado 4,574 °) + (0.75r). (7)

Transporte de mineral = (distancia de lance residuos) + 2.500 pies (8)

Apéndice B proporciona más detalle sobre la relación matemática usada para el modelo de cielo abierto.

Distancias de recorrido del mineral fueron variados para determinar la relación de distancias de recorrido para los costos generales. Utilizando las ecuaciones 7 y 8 como un caso base, se elaboraron la relación de distancias de recorrido mayor a los costos. Estas variaciones en el costo se reflejan en los factores de transporte en las tablas 8 y 9. El primer paso en la aplicación de los factores de transporte es para determinar la distancia de recorrido promedio utilizada para el modelo del coste del caso base. Esta distancia de recorrido promedio se encuentra utilizando la ecuación 9 o 10 a continuación, basado en los supuestos en las ecuaciones 7 y 8 (Recuerde que X = st/d material extraído):

Pequeño tajo abierto: distancia de recorrido de av., mineral y residuos (en pies)

(9)

Hoyo abierto grande: av. distancia, mineral y residuos (en pies)

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(10)

Los factores de distancia están basados en la distancia de recorrido promedio superior a la del caso base y se definen como d. Si la distancia de recorrido promedio es menor que la distancia para el caso base, utilice las ecuaciones de costos caso base sin ajuste (tablas 6 y 7). Para las evaluaciones donde la distancia promedio de recorrido es mayor que el caso base (ecuación 9 o 10), aplicar los factores de distancia en las tablas 8 y 9. Un ejemplo sencillo ilustrará el procedimiento.

Figura 2.-abrir hoyo capital costos y operación (promedio 1989 dólares).

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Tabla 8. Cielo abierto pequeño con factores del transporte

(Capacidad rango 1.000-20.000 st/d)

Categoría Base de costo de capital caso + factor de transporte $

Mano de obra 30,100(X)0,443 + 13,700(f/1000)

Equipo 121,000(X)0.516 + 344,000(f/1000)

Acero 2,930(X)0.525 + 1,400(f/1000)

Combustible 262(X)0.721 + 9,000(f/1000)

Lubricante 50.6(X)0.762 + 2,600(f/1000)

Explosivos 24.0(X)0.963

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Neumáticos 16.5(X)0,904 + 1,200(f/1000)

Material de construcción 8,210(X)0.470 + 25,200(f/1000)


7,630(X)0.520 + 22,300(f/1000)

Total 160,000(X)0.515 + 419,400(f/1000)

Categoría Caso base de operación costo + factor de transporte, $/st

Mano de obra 213(X)-0.610 + 0.009(f/1000)

Equipo 0.513(X)-0.072 + 0.003(f/1000)

Acero 0.110(X)-0.149

Combustible 0.704(X)-0.159 + 0.003(f/1000)

Lubricante 0.144(X)-0.110 + 0.001(f/1000)

Explosivos 0.221(X)-0.040

Neumáticos 0.509(X)-0.251 + 0.003(f/1000)

Material de construcción 0.049(X)-0.037


0.069(X)-0.084

Total 71.0(X)-0.414 + 0.020(f/1000)

f = distancia promedio de transporte por encima de caso base, en pies (ver ecuación 9)

NAp = no aplicable


Tabla 9. Cielo abierto grande con factores del transporte

(Capacidad entre 20.000-200.000 st/d)

Categoría Base de costo de capital caso + factor de transporte $

Mano de obra 405(X)0.890 43.400 + (f/1000)

Equipo 2,070(X)0.913 + 527,000(f/1000)

Acero 36.7(X)0.955 + 2,100(f/1000)

Combustible 22.3(X)0.978 + 25,300(f/1000)

Lubricante 10.1(X)0.936 + 7,300(f/1000)


Neumáticos 0.590(X)1.228 + 10,000(f/1000)

Material de construcción 51.8(X)0, 965 + 53,900(f/1000)


128(X)0.919 + 35,600(f/1000)

Total 2,670(X)0.917 + 704,600(f/1000)

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Categoría Caso base de operación costo + factor de transporte, $/st

Mano de obra 21.5(X)-0.379 + 0.011(f/1000)

Equipo 0.840(X)-0.128 + 0.004(f/1000)

Acero 0.022(X)0.0

Combustible 0.406(X)-0.103 + 0.004(f/1000)

Lubricante 0.084(X)-0.065 + 0.001(f/1000)


Neumáticos 0.00015(X)-0.546 + 0.004(f/1000)

Material de construcción 0.034(X)0.0


0.028(X)0.0

Total 5.14(X)-0.148 + 0.024(f/1000)

f = distancia promedio de transporte por encima de caso base, en pies (ver ecuación 9)

NAp = no aplicable


Asumir un depósito está siendo evaluado que tendrá una distancia de medio recorrido (mineral y residuos) de 9.000 pies, y la operación tendrá una capacidad de 50.000 st/d. Como la capacidad supera los 20.000 st/d, utilizar el modelo grande a cielo abierto. A continuación, utilice la ecuación 10 para determinar la media caso base = $55, 862,405. Distancia de transporte = 145(50,000) ° "= 6.901 ft. Para encontrar d, sub-tracto el medio de transporte distancia del depósito está evaluando desde la distancia promedio utilizado para el caso base: d = 9.000-6.901 = 2.099. Por último, utilizando las variables X y d para determinar los costos (por simplicidad, sólo uso la ecuación en la tabla 9 de coste total):

Costo de capital total

(11)

= $55, 862,405

Total gastos de explotación

(12)

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= $ 1,09/st.

METRO MINAS MODELOS

Cada modelo de minería subterránea incluye el costo de desarrollo, la producción diaria, y mina planta de construcción y operación. Utilizando la ecuación 4 o 5, capacidad diaria de la mina de mineral puede calcularse para una evaluación bajo tierra. Producción de minas subterráneas es generalmente sobre todo mineral, para que un evaluador pueda añadir, 10% a la cantidad de mineral extraído (basada en ecuación 4 o 5) para estimar la cantidad de residuos. Mayoría la producción de residuos es de desarrollo de deriva y elevación. Las ecuaciones se basan en la producción total de la mina, suponiendo que la mayoría de los materiales acarreados (90%) es el mineral. Metro los diseños se basaron en estudios de caso, los archivos WFOC y actuales reglas del pulgar para el diseño de metro (18-21).

La figura 3 muestra una serie de curvas de costos que se resumen los modelos metro costo ecuaciones para todos. La tabla 1 resume los factores de dilución y recuperación común para cada método de explotación minera incluido en este estudio. Además, el Apéndice D proporciona un problema ejemplo para demostrar el uso de las ecuaciones de costo para estimar el capital y los costos de un subterráneo de operación mina, incluida la aplicación de factores de profundidad se describe a continuación. Figuras 4-9 son esquemas de metro para cada uno de los métodos subterráneos y son tomados de publicaciones anteriores de la oficina (19, 22).

Figura 3.-metro capital de explotación minera costos y operación (promedio 1989 dólares).

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FACTOR DE PROFUNDIDAD

Cada mina subterránea modelo se basa en una entrada de adit. Para las minas con la entrada del eje, los factores de profundidad en la tabla 10 deben agregarse a las curvas del costo base (tablas 1116). Si bien se produciría cierta variabilidad en los costos dependiendo de la profundidad de las galerías pendientes, la mayor variabilidad ocurre con acceso de eje. Los factores de profundidad se basan en instalar un eje de producción, además de una combinación ventilación eje escapeway. Para operaciones más grandes, el factor de profundidad refleja el costo de ejes adicionales según sea necesario. Para profundidades superiores a 500 pies, se asume entrada de eje al cuerpo mineral. Acceso de eje a menudo se utiliza también para menos de 500 pies de profundidad. La variable de profundidad, D, se basa en la profundidad de la parte inferior del cuerpo de mineral.

BLOQUE ESPELEOLOGÍA MINA MODELO

Bloque de espeleología requiere un gran gasto de capital para el desarrollo y es generalmente aplicable para proyectos de gran escala. Este método generalmente tiene un menor costo operativo por tonelada corta que cualquier otro método subterráneo y a menudo el costo de capital más alto.

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El cuerpo de mineral debe tener suficiente área horizontal a ceder libremente, sin dilución de las paredes laterales. Grandes depósitos masivos son más adecuados para espeleología de bloque. Depósitos de la vena deben ser todo-mayores a 100 pies-con una zambullida escarpada. Grados de mineral deben ser bastante uniformes, porque este método no permite mucha selectividad.

Para este modelo, rebaje dimensiones de 200 ft largo por ancho por alto 300 pies 70 pies fueron asumidas. Desarrollo de un rebaje típico incluye una deriva del transporte, ventilación deriva, drift de Blusher, transversales-subdrifts, plantea, plantea acceso y mineral pasa el dedo. Requisitos de equipo incluyen jacklegs, taladros de ventilador, rockbolters, deriva de jumbos, coloretes, carga-distancia-descargas (subterráneo), locomotoras y vagones y vehículos de apoyo misceláneo.

El modelo es válido para las operaciones de minería diario capacidades de 4.000 a 40.000 st/d. caso Base costo modelo ecuaciones en la mesa 11 y asuman la entrada de la galería. Para las minas con la entrada del eje, aplique los factores de profundidad se encuentra en tabla 10.

Tabla 10. Subterráneo de mina modelo factores de profundidad

(Capacidad de la gama 100-40.000 st/d)


Mano de obra + 75(D)(X)0.399 + 2,010/(X)

Equipo + 350(X) + 65(D)(X)0.386 +) .325(D)/(X)

Acero + 25(D)(X)0.373 + 0.00014(D)

De la madera Siesta Siesta

Combustible Siesta Siesta

Lubricante + 6(D)(X)0,342 + 0.090(D)/(X)

Explosivos + 5(D)(X)0.389 Siesta

Neumáticos Siesta Siesta


+ 9(D)(X)0.522 + 200/(X)

Electricidad + 4(D)(X)0.230 + 0.0014(D)


+ 21(X) + 6(D)(X)0.411 + 133(X) + 0.025(D)/(X) + 0.00009(D)

Total + 371(X) + 180(D)(X)0.404

D = profundidad del eje a la parte inferior del cuerpo mineral en pies

NAp = no aplicable

X = capacidad de la mina en toneladas cortas por día

Tabla 11. Bloquear el modelo mina de espeleología de caso base

(Capacidad entre 4.000 40.000 st/d)


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Mano de obra 27,900(X)0.646 60.0(X)-0.305

Equipo 25,600(X)0.812 4.40(X)-0.230

Acero 4,410(X)0.685 0.217(X)0.0

De la madera 149(X)0.902 0.310(X)0.0

Combustible 10.6(X)0.897 0.894(X)-0.239

Lubricante 4.54(X)0.897 0.545(X)-0.253

Explosivos 1,040(X)0.737 0.183(X)-0.0

Neumáticos 1.87(X)0,946 0.412(X)-0.151

Material de construcción 31,100(X)0.591 2.83(X)-0.182

Electricidad 50.4(X)0.748 1.36(X)-0.060


2,590(X)0,779 0.350(X)-0.123

Total 64,800(X)0.759 48.4(X)-0.217


Figura 4. Bloque diagrama esquemático de espeleología. (Fuente: referencia 19.)

CORTE Y RELLENO DE MINA MODELO

El cuerpo mineral se supone que para ser vertical para la aplicación del modelo de minería de corte y relleno. Stoppers y soporte taladros se utilizan para la producción,

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con jumbos pequeños usados para el desarrollo de la deriva. Slushers pasar del mineral de la cuesta a tolvas de mineral, subterráneo hacia mineral de chutes bolsillos de almacenamiento de mineral. Sandfill hidráulica se utiliza para llenar las pistas.

Este método se utiliza donde se requiere que con subnivel derribo o contracción derribo más selectividad. Este método proporciona la buena recuperación de mineral y es adaptable a distintas condiciones de la roca. Es de uso frecuente en los depósitos con la débil pared de roca, ya que el relleno actúa para apoyar a paredes de pendiente, además de proporcionar una plataforma de trabajo para los cortes sucesivos.

El modelo es válido para las operaciones de minería diario capacidades de 200 a 8.000 st/d. caso Base costo modelo ecuaciones están en la tabla 12, suponiendo la entrada de la galería. Para las minas con la entrada del eje, aplique los factores de profundidad se encuentran en tabla 10.

Tabla 12. Corte y relleno de la mina modelo, base de la caja

(Capacidad entre 8.000 200 st/d)


Mano de obra 16,700(X)0.673 158(X)-0.295

Equipo 1,317,000(X)0.423 44.7(X)-0.499

Acero 2,680(X)0.781 57.8(X)-0.474

De la madera 652(X)0.532 2.81(X)-0.037

Combustible 145(X)0.792 20.3(X)-0.604

Lubricante 26.1(X)0,779 9.33(X)-0.539

Explosivos 2,220(X)0.793 4.72(X)-0.136

Neumáticos 247(X)0.834 1.16(X)-0.269


Electricidad 25.3(X)0.843 94.6(X)-0.483


73,400(X)0.446 3.38(X)-0.230

Total 1,250,000(X)0.461 279(X)-0.294


Figura 5. Esquema de corte y relleno. (Fuente: referencia 22.)

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SALA Y PILAR MINAS MODELO

Pilar y sala de extracción se suele aplicar en yacimientos horizontales o una inmersión plana (menos de 30°). El modelo asume el uso de taladros jumbos para el desarrollo de la producción y la deriva. Los pernos de roca, además de pilares, se utilizan para el soporte de las aberturas. Mineral es movido por el front-end

cargadores, pala los tranvías y camiones. Recuperación del mineral se supone que el 85% para una operación que planea recuperar pilares más adelante en la vida de la mina. Este método tiene una menor recuperación de mineral que la mayoría de los métodos subterránea y tiene muy poca dilución.

El modelo es válido para las operaciones de minería diario capacidades de 500 a 40.000 st/d. caso Base costo modelo ecuaciones están en la tabla 13, suponiendo la entrada de la galería. Para las minas con la entrada del eje, aplique los factores de profundidad se encuentra en tabla 10.

Tabla 13. Caso modelo, base de la mina de Pilar y sala de



Mano de obra 13,800(X)0604 25.9(X)-0.216

Equipo 55,800(X)0.664 1.49(X)-0.117

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Acero 9,350(X)0559 1.94(X)-0.099

De la madera 55.2(X)0.669 Siesta

Combustible 1,280(X)0.561 0.984(X)-0.108

Lubricante 354(X)0.561 0.541(X)-0.173

Explosivos 12,200(X)0.565 4.03(X)-0.100

Neumáticos 748(X)0.560 0.131(X)-0.080


Electricidad 110(X)0.594 13.0(X)-0.490


4,700(X)0.649 0.456(X)-0.102

Total 97,600(X)0.644 35.5(X)-0.171


Figura 6. Esquema de la sala y Pilar. (Fuente: referencia 19.)

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CONTRACCIÓN REBAJE MINA MODELO

El modelo de derribo de contracción supone un cuerpo vertical de mineral con mineral de moderadas a fuertes y wallrock moderado a débil. Stoppers y soporte taladros se utilizan para el desarrollo de la producción y de la deriva y roca pernos para soporte de pared. Subterráneo mueve el mineral. Recuperación se supone que el 90%, con dilución de 10%. Este método tiene una alta recuperación, pero requiere venas pronunciadas con un baño regular. Sólo suficiente mineral se elimina después de cada explosión para proporcionar una plataforma de trabajo para el siguiente taladro redondo; el mineral restante en el rebaje ayuda a apoyar la roca de pared. El mineral restante se extrae de la pendiente al final del ciclo de explotación minera, cuando ya no es necesario el apoyo.

Este método no es tan popular como lo fue una vez. Subnivel derribo, retiro de cráter vertical (VCR), subnivel espeleología y corte y relleno son todos los métodos que pueden aplicarse a yacimientos donde es factible el derribo de la contracción.

El modelo es valid.for operaciones con capacidades de extracción diaria de 100 a 6.000 st/d. caso Base costo modelo ecuaciones están en la tabla 14, suponiendo la entrada de la galería. Para las minas con la entrada del eje, aplique los factores de profundidad se encuentra en tabla 10.

Figura 7. Esquema de la pendiente de la contracción. (Fuente: referencia 19.)

Tabla 14. Modelo de contracción rebaje mina, caso base



Mano de obra 34,100(X)0.643 41.0(X)-0.166

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Equipo 108,000(X)0604 3.94(X)-0.263

Acero 564(X)0.791 4.49(X)-0.073

De la madera 249(X)0,858 3.73(X)-0.124

Combustible 45.1(X)0.739 2.53(X)-0.379

Lubricante 7.39(X)0.738 3.02(X)-0.460

Explosivos 1,200(X)0.765 4.94(X)-0.131

Neumáticos 63.3(X)0.771 0.933(X)-0.235

Material de construcción 30,600(X)0604 12.7(X)-0.289

Electricidad 38.2(X)0.854 3.82(X)-0.091


8,220(X)0.613 1.57(X)-0.156

Total 179,000(X)0.620 74.9(X)-0.160


SUBLEVEL PILOTO MINA MODELO

Se utiliza el método de minería de piloto de subnivel donde el cuerpo de mineral es vertical o escarpado que sumerge. Jumbo y abajo agujero taladros se utilizan para la producción, con jumbos pequeños usados para el desarrollo de la deriva. Subterráneo mueve el mineral. Los subniveles pueden ser hasta de 150 pies de distancia. El desarrollo incluye una deriva del transporte, plantea para el acceso a los subniveles, los subniveles de acceso al cuerpo de mineral, socavar por debajo de la bancada, cargaderos y una ranura para levantar al final de la bancada.

El cuerpo de mineral debe ser vertical o escarpado que sumerge. La pared de colgante y yaciente deben ser fuertes, ya que no hay soporte en las laderas. El mineral debe ser competente, con los límites regulares.


Tabla 15. Sublevel piloto modelo de mina, caso de la base



Mano de obra 16,500(X)0.599 37.0(X)-0.234

Equipo 45,000(X)0.582 1.39(X)-0.118

Acero 24,800(X)0.397 1.01(X)-0.007

De la madera 6,240(X)0.357 0.184(X)0.0

Combustible 453(X)0.580 0.830(X)-0.192

Lubricante 194(X)0.580 0.360(X)-0.193

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Explosivos 12,700(X)0,421 0.727(X)-0.010

Neumáticos 607(X)0.577 0.490(X)-0.107


Electricidad 218(X)0.666 3.35(X)-0.325


5,600(X)0.540 0.385(X)-0.079

Total 115,000(X)0.552 41.9(X)-0.181


Figura 8. Sublevel piloto esquemático. (Fuente: referencia 19.)

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VERTICAL CRATER RETREAT MINA MODELO

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Se utiliza el método de minería de VCR en yacimientos verticales o escarpado que sumerge en condiciones similares para el subnivel parando y parando de contracción. Taladros del abajo-agujero se utilizan para la producción, con jumbos pequeños usados para el desarrollo de la deriva. Subterráneo mueve el mineral. El desarrollo incluye una deriva del transporte, plantea para el acceso a perforar sobrecortes, corte por debajo del área total debajo de la pendiente, cargaderos y sobrecorte de la zona de ladera completa a lo largo de la parte superior de la ladera. Las pistas de vídeo se excavan en rodajas horizontales, desde abajo, y el mineral roto puede permanecer en la vertiente de apoyo similar a derribo de contracción.

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Figura 9. Esquema de retratamiento de cráter vertical.

Tabla 16. Modelo de mina vertical crater retreat, caso base



Mano de obra 12,300(X)0.732 55.0(X)-0.306

Equipo 20,300(X)0.770 1.83(X)-0.204

Acero 277(X)0.843 0.607(X)-0.033

De la madera 49.2(X)0.898 0.175(X)-0.018

Combustible 18.5(X)0.798 1.05(X)-0.222

Lubricante 8.03(X)0.798 0.450(X)-0.219

Explosivos 606(X)0.848 2.29(X)-0.042

Neumáticos 33.2(X)0.787 0.531(X)-0.160

Material de construcción 12,500(X)0,650 3.78(X)-0.183

Electricidad 14.9(X)0.873 1.75(X)-0.078


1,860(X)0.752 0.476(X)-0.097

Total 45,200(X)0.747 51.0(X)-0.206


MODELOS DE MOLINO

Cada modelo de molino incluye un organigrama simplificado para ilustrar los pasos del proceso principal para cada molino. Diagramas de flujo de las operaciones existentes fueron utilizados como la base para los modelos de molino, aumentados por los manuales de literatura y diseño actuales (23-31). Los costos de estanque de relaves se resumen en la siguiente sección. Figura 10 ofrece una serie de curvas de costos que se resumen las ecuaciones de costo total para cada modelo de molino.

ESTANQUE DE RELAVES

Estanques de relaves son necesarios para la mayoría instalaciones de fresado. Para el molino de los modelos de costos, el costo de un estanque de relaves es necesario para todos los modelos excepto heap leach y extracción solvente-electroobtención. El tamaño de los estanques de relaves y sus presas de contención varía widirly de una operación a otra. Esta variabilidad depende en gran medida en topografía.Por esta razón, se recomienda generalmente para determinar las necesidades areal para estanques de relaves para cada proyecto individual como se evalúa.

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El cuerpo de mineral debe ser vertical o escarpado que sumerge. Como con el derribo de la contracción, el wallrock puede ser débil a moderada y el mineral debe ser moderado a fuerte. El mineral debe ser competente, con los límites regulares.


En casos donde no es factible, se pueden seguir las siguientes pautas ásperas: para una 5 años mina life17 acres por 1.000 capacidad de molino st/d, para un 10 años mina life32 acres por 1.000 capacidad del molino st/d y para un año de 20 mi vida-62 hectáreas 1.000 capacidad st/d (adaptado de 32). Cabe señalar que estas son las pautas a seguir sólo en la ausencia de datos específicos. Es mucho más preciso a la topografía de la zona de estudio, elegir el sitio de la charca, calcular el tonelaje total y el volumen contenido y calcular los requerimientos de área y cantidad de presa de embalse para el sitio.

Para calcular los costos, se requiere la superficie total del estanque y los pies lineales de presa que se construirá. Como pauta, 1 acre es 43.560 ftz, 208,7 pies por cada lado del cuadrado. El área seccional transversal asumido de la presa para la tabla de costo es de 27 pies de alto, 2.150 pies2 por pie lineal (fig. 11). El costo total es el costo de preparar el sitio de la laguna de relaves más el costo de la construcción de la presa de embalse alrededor de él. El costo de preparación del sitio de estanque relaves incluye el costo de la instalación de 2.000 pies de la mezcla

Figura 10. Capital final (promedio 1989 dólares) de costos de operación de fresado.

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pipa y recuperar tubería de agua, que se incluye como sumas globales en las categorías de acero y mano de obra. Un costo adicional separado se incluye para estanques que requieren revestimientos de hypalon y Esgrima. Estos costos se resumen en la tabla 17.

Figura 11. Sección transversal de tranques de relaves.

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Tabla 17. Costos de capital de estanque de relaves

Categoría Estanque de colas Presa de Los trazadores de líneas1

($ + $acre) ($lineal pies) ($/ ha)

Mano de obra 30.200 + 502 45(L) 9,500(A)

Equipo 502 45(L) Siesta

Acero 109.200 Siesta Siesta

Combustible 601(A) 55(L) Siesta

Lubricante 148(A) 13(L) Siesta


Siesta Siesta 24,800(A)


6.600 + 30(A) 3(L) 1,490(A)

Total 146.000 + 1,783(A) 161(L) 5(L) + 35,790(A)

A = área de relaves en hectáreas

L = longitud de la presa de embalse para construir alrededor de relaves en pies

NAp = no aplicable 1 Los trazadores de líneas se requieren sólo en algunos Estados.

AUTOCLAVE-CIL-ELECTROOBTENCIÓN

MOLINO MODELO

Este modelo está diseñado para la evaluación de yacimientos de oro que contiene el sulfuro mineral (refractario). El autoclave carbón en lixiviación (CIL)-proceso de electroobtención se suele utilizar para el procesamiento de minerales refractarios de oro con poca o ninguna subproductos. Los autoclaves tratan el mineral por la oxidación de la presión, donde el mineral se somete a temperaturas elevadas y presiones en un ambiente rico en oxígeno. Circuitos CIL se utilizan a menudo donde el mineral contiene preg robo de características, tales como arcillas finas o carbono que ocurren naturalmente en el mineral. Este método está siendo utilizado también donde leach pocos veces son factibles. Si se requiere un tiempo de lixiviación y no preg robo características están presentes en el mineral, CIP probablemente se aplicaría. Las ecuaciones de costos son válidas para la capacidad de tonelaje de mineral de 500 a 10.000 st/d. Para este modelo, suponía un grado de 0.09 oz/TC

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Au, con una recuperación del 90% Au. Los modelos de CIL y autoclave-CIL fueron desarrollados a partir de estimaciones de costos individual preparadas por Scott Stebbins.

Mineral de la mina de gestión inicialmente se aplasta con una mandíbula y una trituradora de cono. Mineral triturado es entonces tierra es un semiautogeneous (SAG) molino y enviada a través de ciclones. El de gran tamaño es enviado a un molino de bolas, mientras que el tamaño insuficiente es enviado a un espesador. Desde el espesador el mineral es enviado al circuito de autoclave.

La mezcla espesada se envía a un tanque de la oleada, luego a través de una serie de splash calefacción Torres. Luego se envía a los autoclaves. De los autoclaves, la mezcla va a flash a torres de enfriamiento, un tanque de la oleada, los recipientes de enfriamiento y en el CIL del circuito.

Carbono se agrega en el circuito de la CIL, que consiste en una serie de tanques con Agitadores de alta eficiencia. El carbono es movido a contracorriente a la mezcla, que se mueve por gravedad desde el primer al último tanque. Mezcla estéril desde el último depósito del circuito CIL son enviados a la laguna de relaves. El carbón cargado del circuito CIL se envía a los tanques de desmontaje. Solución embarazada tira se envía al circuito de electro obtención, donde las celdas de electroobtención se usan para planchas de oro en los cátodos de lana de acero. Carga cátodos se quitan, tratadas con ácido sulfúrico diluido y enviado al horno de refinación, donde se produce un bote para el envío. Carbón desnudo es regenerado en un horno y volvió al circuito.

Figura 12 ilustra un organigrama simplificado para un organigrama de molino autoclave-CIL. Los costos se resumen en la tabla 18.

Figura 12. Organigrama de autoclave-CIL-electrowinnlag molino

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Tabla 18. Modelo molino de autoclave-CIL-electroobtención

(capacidad entre 500-10.000 st/d)


Mano de obra 24,000(X)0.757 170(X)-0.433

Equipo 40,300(X)0.780 4.42(X)-0.232

Acero 16,300(X)0.773 0.147(X)0.0

Combustible Siesta 4.81(X)-0.087

Lubricante Siesta 5.00(X)-0.251

Material de construcción 12,100(X)0.752 Siesta

Electricidad Siesta 1.87(X)-0.059

Reactivos Siesta 5.35(X)0.0


4,110(X)0.774 0.467(X)-0.028

Total 96,500(X)0.770 78.1(X)-0.196

NAp = no aplicable

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X = capacidad del molino en definitiva toneladas por día molino de piensos.

CIL - ELECTROOBTENCIÓN MOLINO MODELO

Este modelo está diseñado para evaluar los depósitos de óxido de oro. El proceso de CIL-electrovvinning más a menudo se utiliza para el procesamiento de los minerales de óxido de oro con poca o ninguna subproductos. Circuitos CIL se utilizan a menudo donde el mineral contiene preg robo de características, tales como arcillas finas o carbono que ocurren naturalmente en el mineral. Este método está siendo utilizado también donde leach pocos veces son factibles. Si se requiere un tiempo de lixiviación y no preg robo características están presentes en el mineral, carbón en pulpa (CIP) probablemente se aplicaría.Las ecuaciones de costos son válidas para la capacidad de tonelaje de mineral de 500 a 10.000 st/d. Para este modelo, suponía un grado de 0.09 oz/TC Au, con una recuperación del 90% Au. El CIL y autoclave-CIL modelos fueron desarrollados de las estimaciones de costo individual preparadas por Scott Stebbins.

Mineral de la mina de gestión inicialmente se aplasta con un circuito de trituradora de mandíbula y cono. Mineral triturado es entonces molido en un molino que muele semiautógena (SAG) y enviada a través de ciclones. El de gran tamaño es enviado a un molino de bolas, mientras que el tamaño insuficiente se envía al circuito de CIL.

Carbono se agrega en el circuito de la CIL, que consiste en una serie de tanques con Agitadores de alta eficiencia. El carbono es movido a contracorriente a la mezcla, que se mueve por gravedad desde el primer al último tanque. Mezcla estéril desde el último depósito del circuito CIL son enviados a la laguna de relaves. El carbón cargado del circuito CIL se envía a los tanques de desmontaje. Solución embarazada tira se envía al circuito de electro obtención, donde las celdas de electroobtención se usan para planchas de oro en los cátodos de lana de acero. Carga cátodos se quitan, tratadas con ácido sulfúrico diluido y enviados al horno de refinación, donde se produce un bote para el envío. Carbón desnudo es regenerada en un horno y volvió al circuito.

Figura 13 ilustra un organigrama simplificado para un organigrama de molino CIL. Los costos se resumen en la tabla 19.

Figura 13. CIL - organigrama del molino de electroobtención

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Tabla 19. Modelo molino de CIL-electroobtención

(Capacidad entre 500-10.000 st/d)


Mano de obra 15,800(X)0.715 451(X)-0.625

Equipo 17,600(X)0.776 3.23(X)-0.236

Acero 6,480(X)0.733 0.147(X)0.0






1,960(X)0.755 0.314(X)-0.031

Total 50,000(X)0.745 84.2(X)-0.281

NAp = no aplicable


CIP - ELECTROOBTENCIÓN MOLINO MODELO

Este modelo está diseñado para evaluar los depósitos de óxido de oro. El proceso de electroobtención de CIP se utiliza más a menudo para el procesamiento de los minerales de óxido de oro con poca o ninguna subproductos. Las ecuaciones de costos son válidas para la capacidad de tonelaje de mineral de 1.000 a 20.000

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st/d. Para este modelo, suponía un grado de 0.1 oz/TC Au, con recuperación del 89% Au.

Mineral de la mina de gestión inicialmente se aplasta con una mandíbula y una trituradora de cono. Mineral triturado luego se molieron en un molino de varilla y enviada a través de ciclones. El de gran tamaño es enviado a un molino de bolas, mientras que el tamaño insuficiente es enviado a un espesador. El desbordamiento del espesante es enviado a una serie de columnas de adsorción de carbono, mientras que el desbordamiento de capacidad inferior atraviesa una serie de tanques de lixiviación agitada.

Después de la lixiviación, la mezcla se alimenta al circuito CIP, que consiste en una serie de tanques con Agitadores de alta eficiencia. El carbono es movido a contracorriente a la mezcla, que se mueve por gravedad desde el primer al último tanque. Mezcla estéril desde el último depósito del circuito CIP es enviada a la laguna de relaves. El carbón cargado desde el circuito CIP y las columnas de carbón se envía a los tanques de desmontaje. Solución embarazada tira se envía al circuito de electro obtención, donde las celdas de electroobtención se usan para planchas de oro en los cátodos de lana de acero. Carga cátodos se quitan, tratadas con ácido sulfúrico diluido y enviado al horno de refinación, donde se produce una dote para el envío. Carbón desnudo es regenerado en un horno y volvió al circuito.

Figura 14 muestra un organigrama simplificado para un organigrama de molino CIP. Los costos se resumen en la tabla 20.

Tabla 20. Modelo de molino CIP



Mano de obra 114,800(X)0.527 484(X)-0.641

Equipo 145,600(X)0.550 21.6(X)-0.463

Acero 42,600(X)0.528 0.993(X)0.0






14,600(X)0.545 0.409(X)-0.057

Total 372,000(X)0.540 105(X)-0.303

NAp = no aplicable

X = capacidad del mal en Resumen toneladas por día molino de piensos.

Figura 14. Organigrama del molino de CIP

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DECANTACIÓN A CONTRACORRIENTE-MERRILL

MODELO DE MOLINO DE CROWE

Este modelo está diseñado para la evaluación de yacimientos de oro. La decantación IVA de leach-contracorriente (CCD)-proceso de Merrill Crowe se suele utilizar para el procesamiento de minerales de oro con alto contenido de plata en relación con el oro. Las ecuaciones de costos son válidas para la capacidad de tonelaje de mineral de 500 a 20.000 st/d. Para este modelo, grados de 0.05 oz/TC de Au y 4.5 oz/TC Ag fueron asumidos, con recuperaciones de 93% Au y 75% Ag.

Mineral de la mina de gestión inicialmente se aplasta con una mandíbula y una trituradora de cono. Mineral triturado es entonces molido en un molino de bolas y enviada a través de ciclones. El de gran tamaño se devuelve al molino de bola, mientras que el tamaño insuficiente es enviado a un espesador moliendo. El desbordamiento del espesante también se devuelve al molino de bola, mientras que el desbordamiento de capacidad inferior atraviesa una serie de tanques de lixiviación agitada, donde el cianuro se agrega a la mezcla.

Después de la lixiviación, la mezcla se alimenta al circuito de CCD, que consiste en una serie de tanques de espesante. La solución embarazada se desborda desde el primer tanque al tanque de solución embarazada. Solución estéril se añade al último

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tanque y flujos a contracorriente a los sólidos. Los sólidos de desbordamiento de capacidad inferior del último tanque del circuito CCD son enviados a la laguna de relaves. Se bombea la solución embarazada por clarificar la solución enviada a un tanque de solución clarificada y filtros. La solución clarificada es desoxigenada en una torre de vacío y bombea a los filtros de precipitado. Solución estéril de los filtros se bombea hasta el último tanque en el circuito de CCD. El precipitado se envía al horno de refinación, donde se produce una dote para el envío.

Figura 15 muestra un organigrama simplificado para un organigrama de molino de CCD. Los costos se resumen en la tabla 21.

Tabla 21. Modelo de molino de decantación a contracorriente



Mano de obra 135,600(X)0.572 652(X)-0.664

Equipo 155,300(X)0.588 22.8(X)-0.419

Acero 42,000(X)0.619 0.894(X)0.0






15,800(X)0.589 0.541(X)-0.067

Total 414,000(X)0.584 128(X)-0.300

NAp = no aplicable


Figura 15. Organigrama de decantación a contracorriente-Merrill Crowe molino

MODELO MOLINO DE FLOTADOR-ASADO-LEACH

VILCA

Este modelo está diseñado para evaluar los depósitos donde un mineral de oro requiere asar, típicamente carbonosos de lecho fluido o sulfuro mineral. Las ecuaciones de costos son válidas para la capacidad de tonelaje de mineral de 1.000 a 20.000 st/d. Para el modelo, suponía un grado de 0.058 oz/TC Au, con una recuperación del 88%.

Gestión mina mineral es alimentado a una trituradora de quijada, luego a un molino SAG para moler. El mineral luego se ejecuta sobre un circuito de plantilla para recuperar oro libre. Colas de la plantilla son enviados a un circuito de flotación, que produce un concentrado y relaves. Colas del circuito de flotación de espesado y bombear a la laguna de relaves.

Concentrados de sulfuro del circuito de flotación se envían a través de ciclones, con envió a un molino de molienda de gran tamaño. El

tamaño insuficiente de ciclón, además el material de la fábrica de triturados, es espesado y secado en un filtro de disco. Este secado concentrado sulfuro entonces se entrega al tostador de lecho fluidizado. El mate resultante de sulfuro entonces se envía a un circuito de columna de carbón, de que el carbón cargado es enviado a tanques de decapado. Solución embarazada tira se envía al circuito de electro obtención, donde las celdas de electroobtención se usan para planchas de oro en los cátodos de lana de acero. Carga cátodos se quitan, tratadas con ácido sulfúrico diluido y enviados al horno de refinación, donde se produce un dore para el envío. Carbón desnudo es regenerada en un horno y volvió al circuito.

Figura 16 ilustra un organigrama simplificado para el molino de flotador-asado-leach. Los costos se resumen en la tabla 22.

Tabla 22. Modelo molino de flotador-asado-leach



Mano de obra 148,400(X)0.554 99.3(X)-0.370

Equipo 178,000(X)0.560 115(X)-0.485

Acero 62,100(X)0.530 Siesta

Combustible Siesta 0.620(X)0.0






18,800(X)0.551 1.30(X)-0.158

Total 481,000(X)0.552 101(X)-0.246

NAp = no aplicable


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Figura 16. Organigrama de molino de flotador-asado-leach

MODELO DE MOLINO DE FLOTACIÓN, UN PRODUCTO

Este modelo está diseñado para evaluar los depósitos donde se utilizará un molino de flotación para producir un concentrado. El modelo de flotación de un producto se basa en una operación de producción de un concentrado de molibdeno. Un evaluador debe tener en cuenta que los molinos de molibdeno tienen un mayor costo de reactivo que más plantas de flotación de metales (es decir, cobre, plomo o zinc). El modelo es válido para el molino de alimentación tarifas de las tasas de recuperación típicos de 500 a 40.000 st/d. para plantas de flotación de un producto de metal base de cobre, molibdeno, plomo o cinc son 90%.

Mineral de la mina de gestión inicialmente es chancado y tamaño en una serie de trituradoras y vibrantes pantallas a aproximadamente menos de 5/8 in. Mineral triturado es entonces molido en molinos de barra y pasa a través de ciclones. El de gran tamaño es molido en molinos de bolas, entonces bombeado hacia los ciclones para conseguir una flotación de 200 malla menos alimentación. Tamaño insuficiente del ciclón es enviado a las celdas de flotación rougher. Estos concentrados rougher pasan a limpiador de células donde están más concentrados. Colas de las células del limpiador y harinilla de las células más ásperas se recircula a través del circuito de flotación. Concentrados de las células del limpiador son espesados y secados antes del almacenamiento para el envío. Colas de las células más ásperas son enviados a la laguna de relaves.

Figura 17 muestra un organigrama simplificado para el molino de flotación de un producto. Los costos se resumen en la tabla 23.

Tabla 23. Modelo molino de flotación, un producto



Mano de obra 10,900(X)0.688 894(X)-0.708

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Equipo 26,700(X)0.684 21.0(X)-0.323

Acero 9,470(X)0622 0.742(X)0.0






4,630(X)0.664 0.670(X)-0.158

Total 92,600(X)0.667 121(X)-0.335

NAp = no aplicable


Figura 17. Organigrama de molino de flotación de un producto

MODELO DE MOLINO DE FLOTACIÓN, PRODUCTO DE DOS

Este modelo está diseñado para evaluar los depósitos donde se utilizará un molino de flotación para producir concentrados de dos. El modelo de flotación dos productos se basa en una operación de producción de concentrados de plomo y zinc. El modelo es válido para el molino de alimentación de tarifas de las tasas de recuperación típicos de 500 a 40.000 st/d. para plantas de flotación dos productos de metal base de cobre, plomo y zinc son 90%, 63% de molibdeno.

Mineral de la mina de gestión inicialmente es chancado y tamaño en una serie de trituradoras y vibrantes pantallas a aproximadamente menos de 5/8 in. Mineral triturado es entonces molido en molinos de barra y pasa a través de ciclones. El de gran tamaño es molido en molinos de bolas, entonces bombeado hacia los ciclones para conseguir una flotación de 200 malla menos alimentación. Ciclón de tamaño insuficiente se envía a las primeras células producto de flotación rougher. Estos concentrados rougher pasan a limpiador de células donde están más concentrados. Colas de las células del limpiador y harinilla de las células más ásperas se recircula a través del primer circuito de flotación. Concentrados de las células del limpiador son espesados y secados antes del almacenamiento para el envío.

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Colas por el flujo de células más áspero primer producto para el segundo circuito de flotación. Concentrados rougher más son tratadas en las células del limpiador de segunda. Como con el primer circuito de producto, las colas de las células del limpiador y harinilla de las células más ásperas se recircula a través del segundo circuito de flotación de producto. Colas de las células más ásperas son enviados a la laguna de relaves, y los concentrados son espesados, secados y almacenados para el envío.

Figura 18 ilustra un organigrama simplificado para el molino de flotación dos productos. Los costos se resumen en la tabla 24.

Tabla 24. Modelo molino de flotación, producto de dos



Mano de obra 12,300(X)0,692 1,060(X)-0.719

Equipo 30,400(X)0.691 25.2(X)-0.337

Acero 8,170(X)0.658 0.742(X)0.0






3,970(X)0,704 0.796(X)-0.181

Total 82,500(X)0702 149(X)-0.356

NAp = no aplicable


Figura 18. Organigrama del molino de flotación dos productos

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MODELO DE MOLINO DE FLOTACIÓN, PRODUCTO DE TRES

Este modelo está diseñado para evaluar los depósitos donde se utilizará un molino de flotación para producir concentrados de tres. El modelo de tres producto de flotación se basa en una operación de producción de cobre, plomo y zinc concentrados. El modelo es válido para el molino de alimentación de tarifas de las tasas de recuperación típicos de 500 a 40.000 st/d. para plantas de flotación de tres productos de metal de base cobre, plomo y zinc son 90%, 63% de molibdeno.

Mineral de la mina de gestión inicialmente es chancado y tamaño en una serie de trituradoras y vibrantes pantallas a aproximadamente menos de 5/8 in. Mineral triturado es entonces molido en molinos de barra y pasa a través de ciclones. El de gran tamaño es molido en molinos de bolas, entonces bombeado hacia los ciclones para conseguir una flotación de 200 malla menos alimentación. Ciclón de tamaño insuficiente se envía a las primeras células producto de flotación rougher. Estos concentrados rougher pasan a limpiador de células donde están más concentrados. Colas de las células del limpiador y harinilla de las células más ásperas se recircula a través del primer circuito de flotación. Concentrados de las células del limpiador son espesados y secados antes del almacenamiento para el envío.

Colas por el flujo de células más áspero primer producto para el segundo circuito de flotación. Concentrados rougher más son tratadas en las células del limpiador de segunda. Como con el primer circuito de producto, las colas de las células del limpiador y harinilla de las células más ásperas se recircula a través de la segunda

circuito de flotación del producto. Los concentrados de las células del limpiador son espesados, secados y almacenados para el envío.

Colas desde el segundo flujo producto de células más áspero para el tercer circuito de flotación. Concentrados rougher más son tratadas en las células del limpiador de tercera, mientras que las colas de las células del limpiador y harinilla de las células más ásperas se recircula a través del tercer circuito de producto. Tercer producto concentrados de las células del limpiador son espesados, secados y almacenados. Colas de las células más ásperas son enviados a la laguna de relaves.

Figura 19 ilustra un organigrama simplificado para el molino de flotación tres productos. Los costos se resumen en la tabla 25.

Tabla 25. Modelo molino de flotación, producto de tres

(Gama de la capacidad 500-40.000) st/d)


Mano de obra 12,700(X)0.696 1,200(X)-0.725

Equipo 31,600(X)0.694 29.6(X)-0.3348

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Acero 6,240(X)0.694 0.742(X)0.0






4,020(X)0.710 0.852(X)-0.165

Total 83,600(X)0.708 153(X)-0.344

NAp = no aplicable


Figura 19. Organigrama del molino de flotación tres productos.

MODELO DE MOLINO DE GRAVEDAD

Este modelo está diseñado para evaluar los depósitos donde se utilizará un molino de la gravedad para procesar mineral que puede ser separado por gravedad. Típicos depósitos donde se usan molinos de la gravedad incluyen fresado libre oro, algunos tungsteno y otros depósitos de minerales pesados. El modelo es válido para las velocidades de alimentación de 100 a 1.000 st/d. recuperación se supone que el 93%.

Mineral de la mina de gestión inicialmente es aplastado por una trituradora de quijada. La descarga se envía a una pantalla de dos pisos, donde el plus 3/4 en fracción vertidos en una transportadora y se alimenta a una trituradora de cono. Al menos 3/4 en fracción de la trituradora de mandíbula y cono se transmite a cribas vibratorias. Tamaño de las pantallas es devuelto a la trituradora del cono, y el tamaño insuficiente es humo y alimentado a la plantilla.

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Colas de la plantilla van al molino de barra, donde la molienda ocurre en circuito cerrado con un clasificador de ciclón. Desbordamiento del ciclón se bombea a un clasificador espiral. Fracciones de tamaño desde el clasificador son enviados a una serie de tablas para producir un concentrado de alta calidad, un producto de medio pelo y relaves. La harinilla se combinan y reciclado a través del molino de barra.

Tabla de concentrados son enviados a una celda de flotación donde cualquier sulfuros presentes son flotados apagado. Desbordamiento de capacidad inferior de la celda de flotación es combinado con los concentrados de la plantilla y luego espesado y secado. Relaves se espesa y enviados a la laguna de relaves.

Figura 20 ilustra un organigrama simplificado para el molino de la gravedad. Los costos se resumen en la tabla 26.

Tabla 26. Modelo de molino de gravedad

(Gama de la capacidad 100-1.000) st/d)


Mano de obra 45,200(X)0.544 41.0(X)-0.383

Equipo 57,500(X)0.509 18.6(X)-0.408

Acero 17,500(X)0.515 1.22(X)-0.112






5,110(X)0.521 0.980(X)-0.316

Total 135,300(X)0,529 67.8(X)-0.364

NAp = no aplicable


Figura 20.-Organigrama del molino de gravedad

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HEAP LEACH MOLINO MODELO

Este modelo está diseñado para evaluar los depósitos donde una operación de lixiviación heap se utilizará para procesar el mineral de oro o plata. Depósitos típicos donde se utiliza la lixiviación en pilas son baja calidad oro y plata óxido depósitos. Para este modelo supuso un yacimiento de oro con un grado de 0.04 oz/TC Au, con una recuperación del 70%. Las ecuaciones de costos son válidas para la capacidad de tonelaje de mineral de 1.000 a 20.000 st/d.

Mineral de mina-run es aplastada en una trituradora de mandíbula y cono en serie, defendido y almacenado en un depósito de mineral fino. Camiones transportan el mineral en la lixiviación del montón, donde niveladoras se utilizan ocasionalmente para contorno o nivel de la pila. Se rocía una solución de lixiviación de cianuro en la lixiviación, que percola a través del mineral y se recoge en un estanque de solución embarazada. Mineral lixiviado es lavado y luego se trasladó a vertederos de residuos. La solución embarazada es bombeada a una serie de columnas de adsorción de carbón. Solución estéril de las columnas es devuelto a la lixiviación. El carbón cargado es enviado a tanques de decapado. Solución embarazada tira de los tanques es enviado a las celdas de electro-obtención, donde el oro en los cátodos de lana de acero. Carga cátodos se quitan, tratadas con ácido sulfúrico diluido y enviados al horno de refinación, donde se produce un bote para el envío. Carbón desnudo es regenerada en un horno y volvió al circuito.

Figura 21 muestra un organigrama simplificado para el molino de lixiviación del montón. Los costos se resumen en la tabla 27.

Tabla 27. Modelo de molino de heap leach



Mano de obra 316,200(X)0.583 135(X)-0.562

Equipo 60,100(X)0.629 5.50(X)-0.357

Acero 47,900(X)0.372 Siesta

Combustible Siesta 0.266(X)-0.013


Neumáticos Siesta 0.071(X)0.0

Material de construcción 41,500(X)0.452 1.08(X)0.0




6,610(X)0.583 0.231(X)-0.040

Total 296,500(X)0.512 31.5(X)-0.223

NAp = no aplicable

X = capacidad en definitiva toneladas por día molino de piensos.

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Figura 21.-Organigrama de molino Heap leach

EXTRACCIÓN SOLVENTE-ELECTROOBTENCIÓN

MOLINO MODELO

Este modelo está diseñado para evaluar los depósitos donde se utilizará un molino de extracción solvente-electroobtención (SX-EW) para producir un producto de cátodo de cobre. Aplicaciones típicas de molinos de SX-EW son para soluciones de lixiviación de óxido o Calcosita descarga, desechos, o in situ cobre minerales. Las ecuaciones de costos son válidas para capacidades de tonelaje de mineral de asunciones básicas de 6.000 a 70.000 st/d. incluyen una ley de 0.4% Cu y una recuperación del 50%. Las ecuaciones de costo se basan en X en st/d para ser consistentes con otras secciones de costo. Plantas SX se expresan generalmente en galones por minuto (gal/min), y las plantas de EW en lb/d Cu producción. Para este modelo, para convertir lb/d Cu: (X)(4.0) = lb/d Cu producido. Convertir a gal/min: (X) / 15 = gal/min de alimentación a la planta.

El modelo se basa en una configuración típica de lixiviación heap, dos etapas de extracción y escenario de una tira. Solución embarazada del leach es bombeado al circuito de extracción por solvente de los estanques de la solución. En la primera etapa de extracción, mezclador-colono solución es mezclar con orgánica que fluye de la segunda etapa, extracción de cobre. La solución se bombea a la segunda etapa de extracción donde se mezcla con recién pelada orgánica para recuperar el cobre restante. La solución estéril (refinado) fluye en la segunda etapa a los botaderos de lixiviación.

La carga orgánica se envía desde la sección de extracción a la sección de stripping donde se mezcla con un electrolito ácido del circuito de electro obtención de. Este electrolito tiras de cobre de la fase orgánica. Después de que la mezcla se separa en tanques de asentamiento, las estériles orgánica vuelve a la segunda etapa de extracción. Los flujos de electrolito coppercontaining a los tanques de electrolito fuerte, del que se bombea a los filtros de electrolito para quitar arrastrado

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orgánica. El electrolito fuerte aclarado entonces se alimenta al circuito de electro obtención.

El electrolito fuerte pasa a través de intercambiadores de electrólito, donde calor electrolito gastado saliente precalienta el electrolito fuerte entrante. El electrolito fuerte entonces va a un tanque de la circulación, donde se mezcla con electrolito gastado de las celdas de electroobtención. Electrólito alimentación es bombeada continuamente desde el tanque a las células electrolíticas. Electrólisis se produce en las células, donde se utilizan ánodos insolubles de plomo, y se platea el cobre en cátodos de acero inoxidable o de hojas de fino cobre arranque.

Figura 22 ilustra un organigrama simplificado de la planta SXEW. Los costos se resumen en la tabla 28. Ya que los costos SX tienden a variar en una forma de regresión geométrica típica, el EW costo componente de las plantas tienden a tener un

relación lineal, las ecuaciones de costo de capital en la tabla 28 se encuentran en forma de componente SX plus el componente EW para calcular el costo de capital total de SX-EW. Para convertir los costos expresados en $/st a $/lb Cu producido: ($/st)/4.0 = $/lb Cu producido.

Tabla 28. Modelo molino de solvente-extracción-electowinning

(Capacidad entre 6.000-70.000 st/d)


Mano de obra 2,510(X)0.571 + 89(X) 0.499(X)-0.146

Equipo 4,810(X)0.600 + 228(X) 0.248(X)-0.144

Acero 1,030(X)0.590 + 44(X) 0.105(X)-0.144


Material de construcción 5,640(X)0.602 + 272(X) Siesta


Reactivos Siesta 0.583(X)-0.143


688(X)0.600 + 32(X) 0.056(X)-0.144

Total 14,600(X)0.596 + 665(X) 3.00(X)-0.145

NAp = no aplicable


Nota: Planta de SX gal/min = (X) / 15

EW planta lb Cu producido = (X)(4.0)

Figura 22. Organigrama de solvente de extracción-electrowlnning de molino (fuente: adaptado de la referencia 29.)

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RESUMEN

El uso de estos modelos de costo simplificado permitirá un evaluador hacer un tipo rápido prefactibilidad estimar para un depósito mineral. Los costos de capital y operación para una mina y molino puede ser estimado en base a capacidad de la operación en toneladas cortas por día. Se proporcionan factores de ajuste para la variación de la distancia del transporte en tajos y

variabilidad de la profundidad a la parte inferior del cuerpo de mineral para minas subterráneas. Se proporcionan directrices para el cálculo de capacidad diaria, basado en el tonelaje de la reserva. Además, se incluyen las pautas para la estimación de los costos de estanques de relaves, líneas eléctricas y construcción de carreteras.

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Modelos de Costo Simplificados de Prefactibilidad