28626_materialdeestudioparteivdiap195-270

98

INTERCADECONSULTANCY & TRAINING

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195

Dra. Natalia Caparrini Marín - [email protected] - Consultora Intercade

METODOGEOESTADISTICO

196


X = 0,93S = 1,20

X = 0,93S = 1,20

15

15

10

10

5

5

5

5

10

10

15

15

20

20

25

25

0

0

99


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197


¿Cómo poder relacionar los valores con sus posiciones en el espacio?

¿Cómo relacionar dichos valores entre sí?

GEOESTADISTICA

Teoría de la variable regionalizada

La variable toma un valor en cada punto del espacio.

198


x

h x+h

LEYES DE LOS TESTIGOSDE LOS SONDEOS

CORRELACION ESPACIAL

ESTIMADOR LINEALOPTIMO E INSESGADODE UN BLOQUE O UNPUNTO, BASADO ENLOS VALORESCIRCUNDANTES Y ENEL VARIOGRAMA

Z =

YACIMIENTO

DISTRIBUCION ESTADISTICADE LAS LEYES

KRIGEADO

KRIGEADO DE BLOQUES:

Z

Z

6 2E

Gi2

E+

NIVEL H

VALOR MEDIO ESTIMADO Z

KRIGEADO PUNTUAL:MAPA DE ISOPLETAS

Y VARIANZA ESTIMADA

NIVEL K

VARIOGRAMA

(h) = (f(x) - f(x+h))1 2

h

z+

100


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199


El variograma liga el valor de una variable con su posiciónen el espacio, asumiendo que las muestras estáncorrelacionadas.

γ (h) = Σ [Z(x i) - Z(x i + h)]2 / 2n

•h: distancia entre los pares•n: número de pares•Z(xi): localización y valor de la muestra

(h)

Rango a

SiII

h(distancia)

200


γ (h) = Σ [Z(x i) - Z(x i + h)]2 / 2n

Pero ¿cómo se construye un variograma?

44

42

37 37 37 35 38 37 37 33 34

35363837353835

36

38 37 35 30 29 30 32

35 36 35 34 33 32 29 28

43 42 39 39 41 40 38

40 42 40 100100'

100'

39 37 36 40

43

40

40

39

39

37 36

364139

38 37 37 33 3435

35 38 36 37 38 35

29323334353636 35

38 37 35 30 303029 32

373737

44 42

4242

36

(100)=

(100)= 1.46(%)

*

*

[(40 - 42) ++(37 - 36) + (43 - 42) + (42 - 39) + (39 - 39)+(39 - 37) + (41 - 40) + (40 - 38) + (37 - 37)+(37 - 37) + (37 - 35) + (35 - 38) + (38 - 37)+(37 - 37) + (37 - 33) + (33 - 34) + (35 - 38)+(35 - 37) + (37 - 36) + (36 - 36) + (36 - 35)+(36 - 35) + (35 - 36) + (36 - 35) + (35 - 34)+(34 - 33) + (33 - 32) + (32 - 29) + (29 - 28)+(38 - 37) + (37 - 35) + (29 - 30) + +(30 - 32) ] / ( 2x 36)

(42 - 40) + (40 - 39) + (39 - 37)2

2

2

22

2 2

2

222

2

22

222

22

22

222

2222

222

222

2 2

2

44 40 40 39 37 36

4041393943 38

42

4242

37

35 38 35 37 38 36 35

2829

30 32

323334

30 29

3535

3538 37

3636

37 37 35 38 37 37 33 34

(200)=

(200)=

[(44 - 40) + (40 -40 ) + (42 - 39) + (40 - 37)+(39 - 36) + (42 - 43) + (43 - 39) + (42 - 39)+(39 - 41) + (39 - 40) + (41 - 38) + (37 - 37)+(37 - 35) + (39 - 40) + (35 - 37) + (38 - 37)+(37 - 33) + (37 - 34) + (38 - 35) + (35 - 36)+(37 - 36) + (36 - 35) + (36 - 36) + (35 - 35)+(36 - 34) + (35 - 33) + (34 - 32) + (33 - 29)+(35 - 28) + (38 - 35) + (35 - 30) + (30 - 29)+(29 - 32) ] / (2 x 33)3.30(%)

*

*

2

2

2

2222

2

2

2

2

2

2

2 2 2

2 2 2

2 2 2

2 2 2

2 2 2

222

222(h)

3.0

1.5

Var

iogr

ama

expe

rimen

tal (

%)

2

100 200 h

101


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201


Variograma experimental

202


El crecimiento de la curva indica el grado de continuidad de la mineralización.

VARIOGRAMA

125

100

75

50

25

00 9 18 27 36 45 54 63 m

(x 10')

(x 10')

Figura 20 - Variograma de un yacimiento estratiforme

(h)

c VARIOGRAMA

VARIOGRAMA

700

525

175

350(h)

(h)

Co

00 18 36 54 72 90 106 126 m

c

c100

75

50

22.5 45 67.5 90 112.5 135 157.5 m

(x 10 )3

Figura 21 - Variograma de un pórfido cuprífero

Figura 22 - Variograma de un yacimiento de oro

102


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203


Los variogramas en varias direcciones ponen de manifiesto la anisotropía en la distribución de ley es.

SECTOR ANISOTROPICO

GALERIAS

CHIMENEAS

GALERIAS

CHIMENEAS

160 852

710

568

426

284

142

8 16 24 32 40 (m.) Distancia

(h)

135

110

85

60

Var

iabi

lidad

(O

z A

g/ to

n)

Var

iabi

lidad

(O

z A

g/ to

n)

2 2

35

8 16 24 32 40(h)

(m.) Distancia

POCILLOSGALERIASMODELOS SECTOR ISOTROPICO

204


Variograma experimental

Variograma teórico

103


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205


Variograma teórico

� Meseta: valor máximo de variabilidad

� Alcance: área de influencia de la correlación

� Efecto pepita: discontinuidad en el origen

(h) SiII

Rango aE

fect

o P

epita

h(distancia)

206


0

0

0.2

0.4

0.6

0.8

1

1.2

Esférico Gaussiano Exponencial Potencial (a<1)

h(m)

VARIOGRAMAS TEORICOS

50 100 150 200 250 300

104


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207


γ(h) = C [(3/2)(h/a) – 1/2(h/a)3] + Co h ≤ aC + Co h > a

γ(h) = C [1 - Exp(-|h|/a)] + Co h ≤ aC + Co h > a

Modelo esférico

Modelo exponencial

DISTANCIA

DISTANCIA

ALCANCE

ME

SE

TA

GA

MM

A (H

)

GA

MM

A (

H)

208


γ(h) = C [1 - Exp(-|h|2/a2)] + Co h ≤ aC + Co h > a

γ(h) = log h

Modelo gaussiano

Modelo logarítmico

DISTANCIA

DISTANCIA

GA

MM

A (

H)

GA

MM

A (

H)

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209


γ(h) = C0

γ(h) = Ah

Efecto pepita

Modelo lineal

DISTANCIA

DISTANCIA

GA

MM

A (

H)

GA

MM

A (H

)

210


� El variograma expresa lacorrelación espacial entrelos valores muestreados.

� Es la función de partidapara el métodogeoestadístico.

CORRELACION ESPACIAL

Z VARIOGRAMA

(h) =

(h)

(f(x) - f(x+h))1 2

h

106


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211


� Estimar valores desconocidos apartir no solo de los conocidos,sino también de su estructura ycontinuidad espacial.

Krigeage o kriging


Z =

KRIGEADO

z+

+

212


�El valor de la variable se calcula como una combinaciónlineal de los valores que presenta dicha variable en lospuntos vecinos.

Z* = ∑ ai * zi

• Z*: valor de la variable a estimar• zi: valor de la variable en cada punto• ai: pesos asignados en las muestras


Z =

KRIGEADO

z+

+

107


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213


El krigeado es el mejor estimador de ai.

Insesgado: E [Z* - Z] = 0∑ ai = 1

Varianza mínima: Var [Z* - Z] = σk2

σ = γγγγ

VAR(Z* -Z) = σk2 = σv

2 - 2 Σ ai σv Xi + Σ Σ ai aj σ Xi Xji = 1 i = 1 j = 1

•σv2: varianza del bloque del volumen V

•σv Xi: covarianza entre el bloque y cada una de las muestras•σ Xi Xj: covarianza entre las muestras

214


Sistema de ecuaciones

Las varianzas y covarianzas son datos obtenidos delvariograma.

σ = γγγγ

Las incógnitas son los coeficientes de ponderación.a1, a1 … an

Se introducen en la siguiente ecuación:Z* = ∑ ai * zi

=

11

21

12 a

a

a22

...

...

...

...

...

...

1n vx1

vxn

vx2

1

n

2

n1 r2

2n

nn

0

A = D =

108


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215


� La aplicabilidad es muy amplia.

� Evita la ponderación arbitraria.

� Tiene gran cantidad de información necesaria.

� Los datos deben estar distribuidos uniformemente.

� No se comprueban los resultados.

� Estos modelos no tienen la participación de expertos.

� Con datos incorrectos o insuficientes se tienen

variogramas no fiables.

VENTAJAS E INCONVENIENTES

216


EJEMPLO 1

5 A

3

1

4

2

109


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217


¿Cómo determinamos la ley en el punto A?

El variograma determina qué muestras puede tener unainfluencia real en la estimación.

5

A

3

a = 100 m 1

4

2

218


� Los cálculos son realizados por programasespecializados.

� Las opciones relativamente económicas sonprogramas como Surfer8© o EcoSSe©, que no permitenel diseño ni el estudio de bloques.

� Puede realizar una buena modelización devariogramas experimentales y desarrollar krigingpuntual.

� Se pueden obtener mapas, donde la interpolación devalores en el espacio XY está controlada por la funciónγ(h).

110


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219


0

0

0

0

0

0

0

0

0

0

0

0

0 0

0

00

0

0

0

0

0

0

0

0

0

0

0

00

0

0

0

0

2

2

2

2

4

1

1

1

2

3

3

3

3

3

5 10 15 20 25

1

1

1

0

1

1

1

1

2

3

3

2

2

25

2

15

10

2.2

Column CDirection 0.0 Tolerance 90.0

Lag Distance

Vari

ogra

m

2

1.8

1.6

1.4

1.2

1

0.8

0.6

0.4

0.2

00 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10

220


2.2

Column CDirection 0.0 Tolerance 90.0

Lag Distance

Vari

ogra

m

2

1.8

1.6

1.4

1.2

1

0.8

0.6

0.4

0.2

00 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10

111


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221


222


112


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223


Se tiene un conjunto de cuatro muestras de unyacimiento de plomo, cuyas leyes se muestran en latabla. Se quiere calcular la ley en X0. Los datos delvariograma se muestran en la siguiente tabla.

EJEMPLO 2

Muestra Ley (%)S1 8,2S2 9,6S3 13,1S4 6,4

Tipo Esférico

Alcance a 250 m

Efecto pepita C 0 17

Meseta C 66

Variograma

100 m

6.4

8.2

9.6

13.1

X

S

S

S

S

3

20

1

4

224


γ(h) = C [(3/2)(h/a) – 1/2(h/a)3] + Co h ≤ aC + Co h > a

γ(h) = 66 [(3/2)(h/250) - 1/2(h/250)3] + 17 h ≤ 25066 + 17 = 83 h > 250

11 12 14 0113

21 22 24 0223

1 2 3 4

1 2 3 4

1 2 3 4

1 2 3 4

1 2 3 4

a a a a+ + + +

+ + + +

+ + + +

+ + + +

+ + + +

a a a a

a a a a

a a a a

0 1 (22)

=

=

=

=

=a a a a

31 32 34 0333

41 42 44 0443

113


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225


La varianza σij entre las muestras Si y Sj viene dada porel variograma γγγγ(h), siendo h la distancia entre lasmismas.

100 m

6.4

8.2

9.6

13.1

X

S

S

S

S

3

20

1

4

12

34

40

10

20

13

23

24

14 4121

43

04

01

02

31

32

42

30 03

2

2

2

2 2

2

2

2

2 2

2 2

66 3/2250 250

1 + 17 = 81,94/2( (2 22 2 3

3

200 + 100 200 + 100

200 + 100

100 + 150

100 + 50

200 + 50

100 + 100300 + 100

=

=

=

=

=

=

=

=

=

=

=

=

=

=

=

=

= =

= = ( )

( ) ( ) = 80,13 ( h > 250)

( ) = 67,02

(100) = 54,48

(200) = 79,30

( ) = 58,32

( ) = 83,00 (h > 250)

=

= 76,02

=

226


Calculados los valores σij, se puede resolver el sistemade ecuaciones, obteniendo los siguientes valores de ai:

Se introducen los valores de a y z en la siguienteecuación:

Z* = ∑ ai * zi

a1 = 0,393a2 = 0,022a3 = 0,329a4 = 0,256

Gx = a1 S1 + a2 S2 + a3 S3 + a4 S4 =

= 0,393 (8,2) + 0,022 (9,6) + 0,329 (13,1)

+0,256 (6,4) = 9,38% de Pb

114


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227


1) Datos de cada celda: F, P, L, d…

2) Se calcula el volumen.Vb = Fb * Pb V = ∑ Vb

3) Se calculan las reservas de mineral.Rb = db * Vb Rb = ∑ Rb

4) Se calculan las reservas de metal.

Ru = Rb * L / 100 Ru = ∑ Ru

7. Cálculo de reservas

228


CURVAS LEYES-RESERVAS-RENTABILIDAD

115


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229


� Geometría del yacimiento ► ley de corte ► factoreseconómicos.

� Cada ley de corte ► yacimiento de geometrías

distintas ► cantidad de reservas ► ley media.

� La rentabilidad se calcula basándose en estos tresparámetros.

� Se debe calcular la rentabilidad a partir de distintasleyes de corte.

230


� Curvas leyes-reservas-rentabilidad

Establecen la relación entre cada ley de corte, con sus

reservas, calidad asociada y rentabilidad.

++ +

+ +Ley media

Reservas

Rentabilidad

Ley de corte

+

++

+

+

++

+

++

Rmáx.

Lc

Lm

R

116


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231


� En las fases avanzadas de investigación, se puedenusar para afinar la selección de la parte explotable.

� Cuando la ley de corte está muy definida, lo que se

tantea son variantes de explotación.

++

++

+

Reservas

Rentabilidad

Rmáx.

R

M

A

B

C

D

E

232


CUBICACION EN MINERIA

117


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233


� La definición de yacimiento no puede separarse de suvaloración y consideración como futura mina.

� Por ello, las cubicaciones se deben realizar atendiendo

los tipos de minería.

� La aplicación del método de explotación suponeprogramarlo en el tiempo y en el espacio.

� Hay que considerar todos los factores.

� Las reservas geológicas son distintas de las explotables.

234


� El 70% de los minerales procede de minas a cieloabierto.• Alta productividad• Mayor concentración de operaciones• Mayor producción por explotación• Menor inversión por tonelada• Menos costes de extracción• Posibilidad de yacimientos de baja ley• Mejor conocimiento geológico• Menor limitación en el tamaño y peso de los equipos• Operaciones sencillas• Mayor recuperación y menor dilución

CUBICACIONES EN MINERIA A CIELO ABIERTO

118


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235


1

2

3

Mineral

Estéril Talud

12

3

Mineral

Estéril

12

3

236


� Ratio. Es el cociente entre la cantidad de estérilarrancado y la de mineral extraído (t/t, m3/m3 o m3/t).

� Connotaciones económicas: profundidad y extensión.

� Tipos de ratio• Ratio medio

• Ratio límite

LOS RATIOS DE DESMONTE: CRITERIOS ECONOMICOS

119


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237


� Ratio medio. Es el cociente entre todo el estéril y todoel mineral extraídos en un momento dado.

1

2

3

Mineral

Estéril

E

M

Rm = E / M

238


� Ratio límite. Es la relación puntual máxima de estéril amineral a la que puede explotarse una unidad de estepara que proporcione un beneficio prefijado.

E

M

RI = E/M

120


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239


� Para introducir el componente económico se realiza lasiguiente operación:

Pv = ž * L * Pu = ∑CT+ B

� ∑CT

• Coste del arranque carga y transporte CE = E * Rm

� E: coste unitario de extracción de m3 de estéril� Rm: ratio medio

• Resto de costes ∑CPv = ž * L * Pu = E * Rm + ∑C+ B

� Rm tiene connotaciones económicas y geométricas.� Hay dos incógnitas Rm y L.

L = a * Rm + b

240


11.5

2

2.5

1. Se modeliza el yacimiento.

2. Se trazan perfiles geológicos.

CALCULO DEL RATIO MEDIO

121


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241


3. Se hacen tanteos.

E

M

Rm = E/MRm = aceptable

CALCULO DEL RATIO MEDIO

242


� Cuando se busca un ratio límite determinado…

1. Se modeliza geométricamente el yacimiento.

2. Se trazan los perfiles geológicos.

3. Sobre cada perfil, se tantean puntualmente ratios

límite.

• Se construyen mapas de isorratios.

• Se deducen las zonas más favorables.

122


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243


Se ha cubicado un yacimiento aurífero a cielo abierto,obteniendo los resultados de la tabla. Evaluar si laconfiguración de mina cubicada (para beneficio nulo) seajusta a lo que resulta de aplicar los parámetroseconómicos de la tabla.

EJEMPLO

Reservas de mineral 1,90 Mt

Ratio medio 6,52 t/t

Ley media 1,97 g/t

Datos

Coste de estéril 2,42 $/t

Resto de costes 17,13 $/t

Rendimiento del concentrador 0,92

Precio de venta 3,71 $/onza

Estimaciones

244


a) Cálculo del ratio medio de beneficio nulo

ž * L * Pu = E * Rm + ∑C + B

Rm = 1,94 t/t

EJEMPLO

E 2,42

∑C 17,13

ƞ 0,92

Pu 3,71/31,104=11,92

B 0

L 1,97

Datos

123


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245


b) Cálculo de la ley crítica

ž * L * Pu = E * Rm + ∑C+ B

L = 2,96 g/t

EJEMPLO

E 2,42

∑C 17,13

ƞ 0,92

Pu 3,71/31,104=11,92

B 0

Rm 6,52 t/t

Datos

246


c) Rentabilidad de la explotación

EJEMPLO

Esteril Otros

R 1,9 1,9

Rm 6,52

C 2,42 17,13

R*Rm*C R*C

$ 20.978.960 $ 32.547.000

Total

$ 62.525.960

Costes

Diferencia

21 M$

11 $/t

R 1,9

L 1,97

ƞ 0,92

Pv 371

Ingresos

(R*L* ƞ*Pv)/31,104

41.520.296 $

124


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247


�Este tipo de minería, no está afectada por el ratio.

�En etapas iniciales, se cubica el yacimiento en conjunto.

�El método de explotación es fundamental.

�No se aprovecha todo el mineral.

�Se deben aplicar coeficientes reductores.

�Al aumentar la investigación, se definen zonas

explotables.

�Existe el fenómeno de dilución.

�Hay reducción de las reservas debido a las fracturas.

CUBICACIONES EN MINERIA SUBTERRANEA

248


CASOS PRACTICOSCON METODOS

TRADICIONALES

125


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249


DISEÑO OPTIMO DE UNA MINA DE CARBON A CIELO ABIERTO

250


� Yacimiento: Sinclinal con dos capas explotables dehulla.

� Objetivo: Definir el diseño óptimo para programar su

explotación temporal.

� Parámetro: Beneficio bruto global.

126


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251


1. Cubicación de variantes

2. Determinación del precio de venta

3. Estimación de costes

4. Cálculo de la rentabilidad

252


� Sucesivas campañas de investigación

� Modelización espacialmente de las capas de carbón

� Realización de tanteos de hueco de explotación

� Criterios de explotación

� Variantes 1, 2 y 3; variantes 4 y 5; y variante 6

� Taludes en función informe geotécnico

CUBICACION DE VARIANTES

127


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253


CUBICACION DE VARIANTES

Variante Reservas de carbón (t) Ratio medio (m3/t)

1 572.878 23,7

2 530.096 21,8

3 544.355 22,1

4 632.708 17,6

5 687.830 18,9

6 434.551 15,7

254


Fórmula oficial de precios para hulla y antracita

P = (8974/1000) * [1000 + 7(V – 20 + 20(25 – C)] * (88 – H/78)

• P: precio tonelada vendible (PTA/t)• V: contenido en volátiles sobre muestra seca (%)• C: contenido en cenizas sobre muestra seca (%)• H: humedad (%)

PRECIO DE VENTA

128


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255


Volátiles: 18,2%Cenizas: 26,5%Humedad: 5,4%Azufre: 0,71%

Poder calorífico: 5722 kcal/kg

V = 18,2 * 100 / (100 – 5,4) = 19,2%C = 26,5 * 100 / (100 – 5,4) = 28%

P = 8.800 PTA/t

PRECIO DE VENTA

256


ESTIMACION DE COSTES

Arranque, carga y transporte estéril 1 m3 250 PTA/m3

Arranque, carga y transporte de carbón 1t 450 PTA/t

Transporte a central térmica 1t 650 PTA/t

Restauración 300 PTA/t

Amortización

Variante 1, 2 y 3 221,55 MPTA

Variante 4, 5 y 6 257,55 MPTA

Propiedad 200 PTA/t

Resto

COSTES

Coste de la operación

129


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257


ESTIMACION DE COSTES

VARIANTE

1 572,878 23,7 5,925 450 650 300 387 7.712 200 7.912 8.880 968 554

2 530,096 21,8 5,450 450 650 300 418 7.268 200 7.468 8.880 1,412 748

3 544,355 22,1 5,525 450 650 300 407 7.332 200 7.532 8.880 1,348 743

4 632,708 17,6 4,400 450 650 300 407 6.207 200 6.407 8.880 2,473 1,565

5 687,830 18,9 4,725 450 650 300 374 6.499 200 6.699 8.880 2,181 1,500

6 434,551 15,7 3,925 450 650 300 593 5.918 200 6.118 8.880 2,762 1,200

RESERVASDE

CARBON(t)

RATIO

MEDIO(m /t)

COSTE POR TONELADA

CONTRATA (PTA/t)

ESTERIL CARBON TRANSPOR. RESTAUR. AMORTIZACION TOTAL

TOTAL

(PTA/t)

BENEFICIO

GLOBAL

BRUTO(MPTA)

en

PTA/t

PRECIO

VENTA(PTA/t)

PROPIEDAD

(PTA / t)3

258


CALCULO DE LA RENTABILIDAD

Bbg (MPTA)

Am (m3/t)

20

19

18

17

16

15

14

6A

C D4

E

5

B

420 460 500 540 580 620 660 700R(k1)

1600

1500

1400

1300

1200

1100

420 460 500 540 580 620 660 700R(kt)

130


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259


Bbg = Pv * R - ∑C * R

Bbg = Pv * R – (250 + 1600 + 257,55 * 106) * R


Variante Reservas de carbón (t) Ratio medio (m3/t)Beneficio bruto global

(MPTA)

A 500.000 16,05 1.376

B 540.000 16,40 1.460

C 580.000 16,85 1.522

D 600.000 17,10 1.545

E 650.000 18,00 1.549

260



Bbg(MPTA)

1600

1500

1400

13006

A

B

CD 4 E

5

1200

1100

420 460 500 540 580 620 660 700R(k1)

131


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261


EVALUACION DE RESERVAS EXPLOTABLES A CIELO ABIERTO

EN UN YACIMIENTO DE MAGNESITA

262


� Yacimiento: Estratiforme, en un nivel de gran potencia ycambios laterales muy acusados.

� Buzamiento: 70º.

� Composición: magnesita (CO3Mg), sílice (SiO2) y cal(CaO).

� Información• Planos geológicos, perfiles• 44 sondeos (41 horizontales)• 10 800 contenido en sílice y cal• Estudio geotécnico

132


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263


1. Definición de la ley de corte

2. Definición de los criterios de selectividad

3. Definición del método de cubicación

4. Evaluación de reservas

264


Material para fabricación de ladrillos

Contenidos en cal y sílice penalizadosCal: < 8%Sílice < 6%

Mena: magnesita con % inferioresEstéril: magnesita con % superiores rocas presentes

DEFINICION DE LA LEY DE CORTE

133


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265


�Potencia mínima explotable de mineral: 3 m

�Potencia mínima separable de estéril: 3 m

�Dilución

• Densidad magnesita = densidad de estéril

• Mineral bruto +7% sílice y +10% cal que el mineral

in situ.

CRITERIOS DE SELECTIVIDAD

266


�Método de perfiles: 10

�Perfil dividido en rebanadas horizontales de 15 m

�Cada rebanada fue denominada bancada, y enumeradapor su cota inferior

�Metodología

• Medida de superficies de estéril y mineral

• Cubicación de bloques limitados por perfiles

• Cálculo de leyes por bloque

• Cubicación total

METODO DE CUBICACION

134


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267


1. Superficies de estéril y mineral


PERFIL 7 BANCADA 725

PERFIL 7 BANCADA 675 PERFIL 7 BANCADA 680


SUPERFICIETOTAL

(EST-MIN)

SUPERFICIETOTAL

(EST-MIN)

SUPERFICIETOTAL

(EST-MIN)

SUPERFICIETOTAL

(EST-MIN)

3770

3400 2910

36101

1 1

130

30 30

6060

3360 2880

35506.50

6.50 6.50

6.505.50

5.50 5.50

5.502

2 2

2120

120 120

130130

3240 2750

34206.50

6.50 6.50

6.503.00

3.00 3.00

3.003

3 3

3280

280 200

250250

2990 2550

4

4 4

4220

220 210

160160

2790 2340

30105

5 5

5880

880

10201020

2710 2240

19902.00

2.90 2.90

2.002.10

2.10 2.10

2.106

6 6

6190

190 920

100110

1800 1320

19003.00

2.90 2.90

3.003.50

2.10 2.10

3.507

7 7

75

5 110

00

1620 1210

8

8 8

80

0 0

00

1620

18000.00

0.00 0.00

0.000.00

0.00 0.00

0.009

9 9

90

0 0

0010

10 10

100

0 0

00

1620 1210

180011

11 11

11

TOTAL

TOTAL TOTAL

TOTAL1725

1780 1700

18102045

1620 1210

18002,95

3,01 3,06

3,062,54

2,52 2,42

2,55

0

0 0

00

1620 1210

0.00

0.00 0.00

0.000.00

0.00 0.00

0.00

TRAMOS DE

MINERAL

TRAMOS DE

MINERAL

TRAMOS DE

MINERAL

TRAMOS DE

MINERAL

SUPERF.MINERAL

(m)

SUPERF.MINERAL

(m)

SUPERF.MINERAL

(m)

SUPERF.MINERAL

(m)

SUPERF.ESTERIL

(m)

SUPERF.ESTERIL

(m)

SUPERF.ESTERIL

(m)

SUPERF.ESTERIL

(m)

%CONTENIDO

%CONTENIDO %CONTENIDO

%CONTENIDO

CaO

CaO CaO

CaOSiO

SiO SiO

SiO2

2 2

2


SUPERFICIETOTAL

(EST-MIN)

3400 1 60 3350 6.50 5.502 110 3240 6.50 3.003 250 29904 200 27905 2710 2.90 2.106 910 1800 2.90 2.107 180 16208 0 0.00 0.009 0

10 0 162011

TOTAL 1760 1620 3,01 2,52

0 1620 0.00 0.00

TRAMOS DE

MINERAL

SUPERF.MINERAL

(m)

SUPERF.ESTERIL

(m)

%CONTENIDO

CaO SiO2

268


2. Cubicación por bloques


PERFIL - 6 PERFIL - 6

% CONTENIDO % CONTENIDO

SUP -35 SUP -350 00 00.00 0.000.03 0.00

035-920 935-9200 00 00.00 0.000.03 0.00

920-905 920-9060 00 00.00 0.000.03 0.00

906-830 905-890580 4000 00.00 0.000.00 0.00

830-875 810-875480 6500 00.00 0.000.00 0.00875-880 875-880470 6800 00.00 0.000.00 0.00

880-845 880-845720 6100 00.00 0.000.00 0.00

845-830 845-830740 660170 05.21 0.004.76 0.00

830-815 830-815640 660330 305.31 5.004.24 3.50

815-830 815-800620 625640 2454,94 4,783,65 3,20

830-785 800-785740 740100 7405,04 4,273,01 2,73

785-770 785-770615 540110 13204,42 3,712,94 3,12

770-755 770-755935 590115 11904,04 3,682,82 3,22755-740 755-7402075 190180 15204,16 2,942,74 2,33

740-725 740-7252550 23451235 17253,74 2,942,53 2,54

725-710 725-7101460 18001500 18103,76 3,062,43 2,55

710-695 710-6951230 16201560 17803,84 3,012,33 2,52

695-680 695-680970 12101260 17003,77 3,052,43 2,42

680-665 680-665742 15001068 18504,17 3,012,97 2,37

680-650 665-65030 750260 14804,35 3,003,58 2,25

650630 660-6300 7900 18200,00 2,740,00 2,19

TOTAL TOTAL15577 1636011728 168904,15 3,152,81 2,54

CaO CaOSO SO2 2

BANCADA BANCADA

2 22 2

SUPERFICIEDE

ESTERIL(m )

SUPERFICIEDE

ESTERIL(m )

SUPERFICIEDE

MINERAL(m )

SUPERFICIEDE

MINERAL(m )

BLOQUE - F

LOTE

CaO SO2

2

SUP -35 0 0

935-920 0 0

920-906 0 0

905-890 62843 0

810-875 71179 0

875-880 73744 0

880-845 85285 0

845-830 83775 10901

830-815 83383 22045

815-800 79838 54827

800-785 97505 105135

785-770 74054 123751

770-755 97791 134983

755-740 196543 160313

740-725 294854 186810

725-710 209058 212254

710-695 182756 216101

695-680 139793 189810

680-665 111706 174292

665-650 50018 110295

660-630 50859 110706

TOTAL 2047960 1822304

0.00 0.00 0 0 0.00 0.00 --

0.00 0.00 0 0 0.00 0.00 --

0.00 0.00 0 0 0.00 0.00 --

0.00 0.00 52943 0 0.00 0.00 --

0.00 0.00 134421 0 0.00 0.00 --

0.00 0.00 207765 0 0.00 0.00 --

0.00 0.00 293951 0 0.00 0.00 --

5,21 4,76 382826 10901 5,21 4,76 35,128,24

5,28 4,18 468189 33985 5,26 4,37 13,723,61

4,90 3,50 546024 88812 5,03 3,45 6,151,46

4,80 2,91 643929 193977 4,85 3,34 3,300,90

4,04 3,04 714994 317738 4,54 3,22 2,250,60

3,83 3,05 812784 452721 4,32 3,17 1,800,72

3,42 2,52 1009328 613033 4,09 3,00 1,651,23

3,29 2,55 1303982 832843 3,90 2,90 1,621,55

3,38 2,50 1513029 1015096 3,79 2,41 1,490,96

3,45 2,41 1695784 1231197 3,72 2,75 1,380,85

3,36 2,44 1835578 1421007 3,67 2,71 1,290,74

3,46 3,61 1947284 1595256 3,65 2,70 1,220,64

3,29 2,51 1997301 1706693 3,62 2,68 1,170,45

2,74 2,19 2047960 1822300 3,56 2,65 1,120,43

3,58 2,85 2047960 1822300 3,56 2,65 1,121,12

135


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269


2. Cubicación por bloques


P-11

d1

d2

d3

d4

920

920 905 890 875

d1

d2

d3905

890

878

860

PERFIL PLANTA

P-11

270


�Los tonelajes de mineral y estéril se evaluaron

sumando los tonelajes de los bloques.

�Las calidades resultaron de la ponderación de los

valores de los bloques con sus tonelajes individuales

EVALUACION DE RESERVAS

28626_materialdeestudioparteivdiap195-270

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consultora intercade

consultora intercadecmo

zxi h2

npero cmo

dichos valores

enel variogramaz

nmero de pareszxi