CAPITULO III EXPLOTACION DE YACIMIENTOS SECOS 3.1.

Métodos de explotación
artesanal:
3.1.1. Paleo de ti erra hasta la serie de canales.
El método se emplea en depósitos del ti po de cerros y aventaderos, terrazas altas y de
vegas.
Una vez preparado el área a explotarse, la extracción empieza de la cota más baja para
ello previamente se canaliza el agua de una fuente cercana, afí n de uti lizar en el proceso
de lavado mediante canales naturales sobre el terreno.
Los canales se instalan al pie de los bancos aluviales con una gradiente adecuada, en
longitudes que varían de 10.00 m a 50.00 m, ancho de 0.80 m y de 0.40 m de altura ( ver
fi gura 3-1a ).
Como elemento recuperador del oro, en la base del canal se colocan trampas a manera
de “rifl es” que pueden ser ramas y raíces de plantas y “charamuscas” o malezas si
hubiera en la zona.
La operación consiste en alimentar el material aluvial del frente de corte al canal por
donde discurre el agua en forma manual, uti lizando picos y lampas ti po cuchara de la
descarga fi nal, también en forma manual. El número mínimo de trabajadores que
conforma una “cuadrilla” para un canal de 10.00 m de longitud son cuatro, uno
alimentado, otro sacando clastos mayores del canal y dos en la evacuación de “colas” al
fi nal del canalón. La explotación progresa aguas arriba, hasta concluir con el área
explotable. Así mismo, el proceso de clarifi cación o “levante de producción” puede
llevarse a cabo en forma semanal, quincenal o mensualmente.
3.1.2. Sistema de tolvas con medios auxiliares mecánicos .
El método se aplica en yacimientos de llanura aluvial y/o terrazas medias y bajas como
también en depósitos fl uviales localizados en orillas de los ríos (sub cuenca del río
Madre De dios, Tambopata, Inambari, en otras zonas como el río Apurímac, río
Vilcabamba sector Maranura Quillabamba y otras).
En el área preparado para el proceso de lavado se instala sistema de tolvas a una
distancia con respecto a los frentes de corte no mayor a los 50 ó 60 m. el mineral
arrancado con picos y lampas ti po cuchara se alimenta a la tolva de lavado mediante
carreti llas ti po “B” que se deslizan sobre “rieles” de tablones de madera. La cuadrilla
de personal generalmente consta de cinco, cuatro carreti lleros y un tolvero.
Las tolvas de lavado se instalan sobre dos caballetes, la de la parte superior portáti l
prefabricado de madera y de la parte inferior puede ser de dos “palos” que se amarran
al momento. La tolva de madera es un canal “chata” que por lo general consiste de las
siguientes dimensiones: largo de 5.0 m, ancho de 0.70 m y 0.10 de altura; la gradiente
aproximada de 10%.
En el piso de la tolva se colocan un paño de plásti co grueso y sobre éste yute ti po
arpillera en dos tramos, sobre el tramo superior descansa la zaranda rectangular del
mismo ancho que la tolva, pero más o menos de 1.00 m de longitud y altura inclinada
de 0.20 m. La zaranda se construye de planchas metálicas de 1/16 pulg. de espesor, con
perforaciones circulares en la base de ½” de diámetro de espaciamiento.
En el proceso de lavado, cada cierta canti dad de material alimentada se realiza el
“lameo”, que consiste en eliminar el material detríti co fi no (limo-arcilla) con pequeña
canti dad de agua y luego sacudir el yute a fi n de transferir el oro en polvo o laminillas
sobre el plásti co, caso contrario, el limo lo impermeabiliza el yute propiciando fuga del
oro. La clarifi cación consiste en obtener la “arenilla negra” con contenido de oro y
eliminar lama, se lleva a cabo al fi nal de la guardia. En la Fig. N° 3-1b, se observa la
instalación de una tolva de concentración gravimétrica. En cambio en la fi g. N° 3-1c, ya
está en proc
eso de operación de lavado uti lizando un ti po similar de instalación.
CASOS ESPECÍFICOS:
CASO 1: Métodos artesanales de explotación sistema de tolvas con equipos
auxiliares mecánicos.
Por este método el movimiento de material /tolva/8h será de 10 m3 y por
día 30 m3, siendo el movimiento mensual de 900 m3 y por doce meses del
año 10,800 m3, esta producción esti mada es por tolva para yacimientos
fl uviales (playa). En cambio, para yacimientos de “monte adentro” la
producción se reduce a la mitad; es decir, a 5400 m3/año.
Vale señalar que con una motobomba de 16 hp x 4” de diámetro de succión,
se puede instalar simultáneamente hasta 3 tolvas con buena efi ciencia y de
esta forma se estaría triplicando la producción diaria.
Elementos de la planta de lavado:
Tolva de madera de 1” de espesor, las dimensiones son: Largo: 5.00 m;
ancho: 0.70 m, altura: 0.10 m y gradiente aproximado de 10%.
Zaranda metálica con perforaciones de ½” de diámetro el orifi cio, sus
dimensiones son: Largo: 1.00 m.; ancho: 0.70 m. y altura: 0.20 m.
Caballete de madera en N° de 2, para instalar la tolva.
Yute ti po arpillera, con las dimensiones de la tolva.
Plásti co grueso, con dimensiones de la tolva.
Subidores y rieles de madera, en n° variado
Tacos de madera, en N° variado para colocar los subidores.
Motobomba de 9HP x 3” de diámetro de salida.
Manguera de succión de 4.0 m x 3” de diámetro.
Manguera o tubería de arrastre de 2.5” de diámetro en longitud variable.
Batea de madera ti po “pan”.
3.1.3. METODOS SEMI MECANIZDOS
3.1.3.1. Cono Reichert con sluices de defl ectores de impacto.
Por este método con el concurso de un cargador frontal como equipo de
arranque, carguío y transporte a la planta de lavado por equipo.
La planta de lavado semi- estacionaria, tanto en el irá tras de la mina.
método artesanal como en el semi-mecanizado
En el primer caso, a 30 m de los frentes de arranque como distancia
promedio se ubica la planta de lavado; y en el segundo caso, a 100m del
corte como distancia opti ma estará la planta.
El movimiento del material gravoso mensual será 15000 m3 y por 12 meses
al año 180,000 m3 (Ver diagrama N° 01).
 CASO 2:

METODOS ARTESANALES DE EXPLOTACIÓN:

a. Sistema de tolvas con equipos auxiliares mecánicos Consiste en alimentar a la tolva de
lavado instalado con el equipo de bombeo, con un radio de acción a los frentes de corte
del material aluvial de 20 a 30 m de distancia. La gravilla aurífera previamente
preparado mediante picos, lampas de cuchara y otras herramientas, será alimentada a la
tolva de lavado mediante carreti llas para ser lavados hasta reducirlos a la “arenilla
negra” (jaguas), que es un concentrado de minerales pesados con oro metálico en polvo .
La tolva de madera se instala sobre dos caballetes con gradiente aproximado del 10 %
(función de la canti dad de agua, canti dad de carga, granulometría del oro y de la grava).
Las dimensiones de la tolva de lavado que ti ene la forma de caja chata y larga, son:
largo= 5.0 m., ancho= 0.70 m y altura de 0.10 m (Fig. N° 3-1b y 3-1c).
Sobre la tolva se coloca plásti co grueso y encima yute ti po arpillera para atrapar
partí culas de oro. En el extremo superior de la tolva por donde ingresa el material se
coloca la zaranda para seleccionar los clastos generalmente mayores de ½” de diámetro,
cuya eliminación lo hará el cascajero o tolvero en forma manual.
Cada cierto N° de carreti llas que pasa por el lavado después de “lamear” se sacude el
yute en la misma tolva para evitar la fuga del oro entre los relaves. Al fi nalizar la jornada
se recoge la arenilla con oro para ser amalgamado con mercurio y como proceso fi nal
someter a la retorta lista para su comercialización como oro refogado.
En las playas, trabajando con una cuadrilla de 5 hombres se pueden mover hasta 10
m3/jornada y tratando material con leyes de 1.0 g Au/m3 con una recuperación de 75%
se pueden obtener rendimiento de 1.5 g hombre/jornada. En cambio, cuando se trabajan
depósitos “monte adentro” (en el trópico) donde previamente hay que realizar el roce
del bosque y el desbroce de la sobrecarga, pero la ley del yacimiento es mucho mayor
con respecto de la playas, considerado 5 hombres por cuadrilla se llegan a mover hasta 5
m3/jornada y con leyes de 20.0 g Au/m3, con recuperación del 75% se pueden obtener
rendimientos de 15.0 g-hombre/jornada.
CASO 3: METODOS SEMIMECANIZADOS DE EXPLOTACIÓN: b. Cono Reichert con sluices de
defl ectores de impacto.
El método consiste en que los sluices de defl ectores de impacto, son el resultado de la
relación directa entre los porcentajes de sólidos contenidos en una pulpa y el porcentaje
de minerales pesados existentes en un volumen defi nido. Una vez efectuada la
alimentación inicial de la pulpa al sistema como en un determinado ti empo y espacio
geométrico más o menos corto, se forma por sedimentación natural de las partí culas
pesadas a un canal inferior e igual dirigida contra un defl ector en forma aerodinámica
que ti ene por dividir camadas de sustancias mineralizadas en concentrados y pre-
concentrados.
La ventaja de uti lizar estos equipos en la explotación de placeres auríferos de baja ley,
con mayores recuperaciones con respecto a plantas convencionales, radica en los costos
de inversión menores de 35 a 40 %.
Los factores que inciden en el control de su funcionamiento son:
✔Control de viscosidad y acidez de la pulpa, ✔Regulación del ángulo del defl ector,
✔Regulación de gradientes de los sluices.
✔Control de alimentación de materiales sólidos de granulometría uniforme y entre
otros.
•b.1. Equipó requerido y sistemáti co de minado.
El sistema de minado consiste en corte y relleno a cielo abierto, preferentemente por
gradines con la presencia de tres caras libres. Se explota por block de acuerdo a las
mallas de explotación preestablecidas; se arranca primero con un block, a conti nuación
se va formando sucesivamente los siguientes bloques hasta adoptar la forma de gradines
en avanzada a un solo banco con respecto a la ubicación de la panta de lavado Reichert
(Cut Corner de Rosas Abiertas).

b.2. Equipo requerido para mini-planta (500 m3/8h) Los equipos de mini-planta se eligen
en base a las consideraciones técnico-económicas siguientes:
✔Versati lidad y facilidad para su operación.
✔Confi abilidad en la calidad de las máquinas.
✔Disponibilidad de repuestos en el mercado.
✔Costos de adquisición moderados,
✔Costos de operación constante y entre otros.

PayLoader Clark Michigan 55B; en número de 02 (1 en operación y 1 en stanby).

•

b.4 PLANOS PERFILES

Una vez fi jado el área a minarse en la forma deseada, a
conti nuación se levantan los perfi les con la fi nalidad de dimensionar en superfi cie,
observando los siguientes detalles:
✔Orientación del cauce del río (para instalar pozas sedimentadoras). ✔Gradiente del
valle y del río
✔Relieve del área (terrazas altas, bajas, quebradas menores y otros para ubicar la
planta)
✔Diseño de rampas,
✔Ubicación de la planta, relavera inicial, drenaje y entre otros, y ✔Apertura y
orientación de los frentes de arranque (en función a leyes, distancias, gradientes y
otros).
El segundo diagrama de la planta de lavado semi-estacionaria es una instalación normal
con sluices de dos baterías, donde se considera a la poza de sedimentación para
controlar la contaminación con sólidos en suspensión. De la poza de sedimentación el
agua se vierte al ambiente por reboce (diagrama de planta de lavado semi-estacionaria).
El tambor amalgamador que esta al fi nal en el diagrama de bloques del sistema de
recuperación de oro fi no, cuyo esquema está antes de dicho sistema, es un equipo que
mezcla y amalgama el concentrado o “arenilla negra” y oro con el Hg metálico, en una
proporción más o menos de 1: 2.5 ó 1:3 de Au con respecto al Hg.
Los perfi les son: secciones longitudinales : SL1, SL1’,SL2, SL2', SL3, SL3’

•
Secciones transversales : ST1, ST2, ST3. Secciones radiales : SR1, SR1’,SR2 y SR2'.
b.5 Cálculo del movimiento de mineral por planta
Potencia promedio esti mado: 2.00 m •Volumen cubicado:
•V = 19,399.38 x 2.0 = 38,798.76 m3 (primer caso)
•V = 9,699.69 x 2.0 = 19,399.38 m3 (segundo caso)

Enmallado del área a explotarse : en el área previamente preparado se realizará el

marcado a una malla de 20 x 20 m ó 10 x 20 m, según variación del fl ujo de
mineralización y manteniendo la orientación de N-S y E-W.
Su objeti vo es para realizar los pozos de muestreo de explotación conforme progresa el
minado para mejor control de leyes y volúmenes por día.
b.6.2. Muestreo de explotación :
Conforme progresa la explotación de acuerdo a la malla establecida se llevarán a cabo
el muestreo de explotación mediante canales ejecutadas en las caras libres de los
bloques (frente de arranque).
b.6.3. Método de minado
Este método como ya se ha visto en el ítem b.1. Será a cielo abierto o rozas abiertas
por el método de CUT CORNER, con presencia de tres caras libres como se observa en
el (diagrama N° 4).
El arranque y carguío de la grava aurífera en los frentes del pit y el transporte o
alimentación a la planta de lavado, se realiza con cargadores frontales (Pay Loader
Clark Michigan 55B).
El ciclo de minado con un cargador frontal, tanto en la alimentación como en la evacuación
de relaves, comprende desde que el equipo arranca el mineral en los frentes, transporta a
la planta, descarga y luego baja a la cancha a recoger los gruesos, dichas colas evacúa a las
relaveras iniciales a va rellenando de retorno al pít vacío (área libre conti gua) y fi nalmente
vuelve a los frentes de arranque.
Talud de los bancos: Es el ángulo que forma los bancos con la horizontal, en este caso, con
el piso del pit de 3% de pendiente aproximado.
En el caso, el talud de bancos no ti enen ninguna importancia en el diseño de minado a
pesar que el material es semisuelo, salvo en la medición de las potencias de explotación se
ti ene en cuenta. La extracción se lleva a rito acelerado y los cortes se desarrollan a un solo
banco teniendo por base el piso del pit.
Diseño de rampas de acceso.- Estas rampas no son más que vías de acceso hacia los frentes
de corte del tajo. Se ti enen rampas principales y auxiliares.
Las rampas principales están desti nadas al tráfi co o movimiento del equipo cargador de
subida y algunas veces de bajada, cuyas característi cas son:
Distancia = 100.00 m máximo Pendiente = 10% máximo.
Ancho = 4.00 m de doble vía.
Las rampas auxiliares son aquellos que están desti nadas a los cargadores vacíos solamente
de bajada y son en mayor número. Sus característi cas son: longitudes menores; pendiente:
12% como máximo y ancho: 2.00 m de una sola vía.
3.2. METODO DE EXPLOTACION MECANIZADA
3.2.1. Sistema de arranque hidráulica con monitores
El monitor hidráulico es un equipo que aprovecha la fuerza demoledora del agua a presión
para desmontar afl ojar y cortar y arrastrar los materiales aluviales con valores en metales
pesados (y valiosos). Está formado por un tubo cónico que termina en una boquilla además
que ti ene unas aletas que le da la fuerza de chorro de agua recto y cilíndrico (monitor
giant).El interior del cañón lleva 3 a 4 aletas longitudinales (fi g. 3-1).
En la fi gura 3-2, se ti ene el monitor (“giant”) del ti po moderno.
 •
3.2.1.1. Tamaño de los monitores
En general, la capacidad, tamaño de monitor, boquillas y otros elementos, dependen de la
naturaleza fí sica de la grava o capa aluvial, de la altura o potencia de ésta, de la capacidad y
potencia misma de la motobomba, de las fi ltraciones en la peña (terrazas bajas), de la
efi ciencia del ti po de monitor, y aún de la misma habilidad del que opera el monitor.
3.2.1.2 Boquillas del monitor.- La boquilla del monitor (Fig. 3-5), El agua debe ser limpia de
arena, lodo y otras impurezas que cortan o deterioran la boquilla y destruyen la forma del
chorro.
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Fig. 3.3: Parte del monitor ti po moderno

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3.2.2. Explotación por el método de cut corner de rosas abiertas con cargadores
frontales o combinado pala –camión y planta de lavado semiestacionaria
El método de cut corner o corte por esquinas con la presencia de 3 caras libres,
consiste en extraer bloques de acuerdo a la malla de explotación ya establecida , se
arranca primero un block a conti nuación los sgts. blocks hasta formar como unos
gradines, el ciclo de minado es como corte y relleno a cielo abierto se extrae grava
para alimentar a la planta de lavado y con otra maquina se va rellenando la zona ya
extraída con las colas gruesas que provienen de la planta. Este método se aplica en
depósitos de ti po terrazas medias altas y cerros aventaderos no consolidados .
Además que necesita de una planta semiestacionaria con procesos gravimétricos y su
elemento recuperador es los sluices provistos de rifl eria, ti ene ventajas como facilidad
de explorar y muestrear y una alta recuperación, pero la desventaja es que los costos
son caros para la operación.
Ventajas:
-Deti ene mayor números de frentes de arranque permiti endo una explotación
ordenada, y permite aplicar bleanding.
Mayor efi ciencia en el arranque ,carguío y transporte de camiones.
Permite desarrollar el muestreo sistemáti co de explotación para controlar las leyes
de cabeza.
Mejor control de volumen de mineral.
No necesita botaderos por que el minado es corte y relleno.
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R= rendimiento en m3 /hora
Q= capacidad nominal del cucharon ( yd3)
E= factor de rendimiento de trabajo T= ti empo de un ciclo (minutos) F.V= factor de abundamiento.
Yd3 multi plicar con el factor 0.764 para obtener en m3
3.2.2.3. Factores que infl uyen en el ciclo de minado (pay loader).
Distancia de la tolva al frente de arranque.
Velocidad que desarrollan las máquinas.
Gradiente de las rampas.
Estado del tramo (mantenimiento) 5. Naturaleza del banco aluvial insitu.

6. Eficiencia en el llenado del

cucharon
7. Eficiencia y estado de las
máquinas 8. Estado de
preparación del área a
minarse.
9. Pericia del operador y otros.
Resumiendo.
a) Tiempos a emplearse entre el
arranque, carguío y descarga son
constantes o fijos
independientemente de la distancia.
b)Tiempo empleado entre ida y vuelta
de un cargador es un parámetro
variable que está en función de la
distancia, gradiente, estado de
conservación del tramo.
 c) La distancia entre el frente de
arranque y la tolva de recepción por
efectos de gradientes, no pueden ser
menores de 20 m. para una potencia de
minado de la grava mayor de 3.00 m.
3.2.2.4 Ciclo de viaje de un camion.
Las operaciones básicas de un ciclo de
camión son: carga de material, acarreo y
descarga del material y regreso del camión
vacío.
a) El tiempo total de un recorrido.
Tt= tc + ta +td + tr
+te ; min
………………….. (I)
Donde: tc=
Duración de la
carga, min. ta=
duración de
acarreo, min td =
Duración de la
descarga, min tr=
Duración de
retorno, minutos
 te= duración de
espera.
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 •

3.2.2.5. Cálculo y análisis de la ley Cut-Off:

PROBLEMA 1:
Comprobar que la ley CUT OF al finalizar el
mes de diciembre 2018 es 3.2 OzAu/m3 y la
ley neta en el punto de equilibrio, según la
fórmula analítica.
Datos:
Costos variables = 1300.00 US$/m3
Costos fijos = 1150.00 US$/m3
Costos totales = 2450.00 US$/m3
 Ingresos = 3600.00 US$/m3
Cotización Au = 1308.73 US$/Oz
Factor de liquidez (F) = 0.85
Recuperación metalúrgica ( R) = 92 %
Producción de enero a diciembre 2018 =
840000 m3; al mes = 70000 m3
Ley = 3.52 OzAu/m3
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•
•

PROBLEMA 2
En el transcurso de enero a junio
2018, el gobierno central ha
establecido un aumento general de
salarios, que para la empresa significa
un incremento de 1.00 % en los
costos variables, la cotización del oro
se ha reducido en 40 US $/Oz de Au;
la empresa ha adquirido varios
activos que incrementará sus costos
fijos en 35 US$/m3.
 La empresa desea elevar sus
utilidades al 80 % de sus costos fijos
incrementados con la nueva alza.
Determinar:
a) El nuevo CUT-OFF, que fija a
partir de julio del 2018
b) Cuál es la ley con que se debe
trabajar o producir de julio a
diciembre para garantizar las
utilidades deseadas
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•
•
•
 •

3.2.2.6. CALCULO DE FLOTA DE EQUIPOS DE

TRANSPORTE Problema 1
Calcular la flota total de cargadores
frontales necesarios para alimentar
una planta de lavado distante a 150
metros con respecto a los frentes de
corte; los tiempos fijos son de 55
segundos y el tiempo de ida y vuelta
para 150 m. es de 120 segundos. El
programa es procesar 2500 m3/día de
 grava aurífera, trabajando 23 horas/día
como tiempo efectivo de operación en
dos guardias en 12 horas. La
capacidad de la cuchara es de 2.5 m3
y la eficiencia de trabajo de la máquina
es de 85%.
•
•

Problema N° 02
Calcular la flota total de cargadores
frontales necesarios para alimentar una
planta de lavado distantes a 120 y 70 m
con respecto a los frentes de corte; los
tiempos fijos de arranque, carguío y
descarga es de 44 seg. Y el tiempo de
ida y vuelta tomado del gráfico de ciclaje
(distancia en metros versus tiempos en
segundos) para 120 metros de rampa
es de 110 seg; ambas rampas tienen el
mismo gradiente. El programa es
procesar 2800 m3/día de grava aurífera,
trabajando 22 horas por día como tiempo
efectivo de operación en las 3 guardias.
La capacidad de la cuchara es de 2.5
m3, la eficiencia de trabajo de la
máquina es de 80 % y la velocidad
promedio que desarrolla para ambas
distancias es igual.
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•
•

Para la rampa de 70 m.
70/117.50 = 0.5957, 59.57%
0.5957 x 127.27 m3/h = 75.81 m3/h
N° cargs. = 75.81 m3/h /70 m3/h = 1.08 ;
aprox. 1 cargador/frente Por tanto:
2 cargadores alimentadores
1 cargador evacuación colas, y
1 cargador en stand by
 FLOTA TOTAL: 4 CARGADORES.
PROBLEMA 3
Se cuenta con una planta de lavado
semiestacionaria para procesar un banco de
grava aurífera de gran potencia, ubicada a
1km de los frentes de corte; se alimenta
mediante camiones y como equipo de
carguío los cargadores frontales. La
capacidad de los camiones son de 15 m3, el
tiempo de carguío al camión durante el
ciclo/lampada es de 58 s; capacidad del
cucharon es de 2.5 yd3, coeficiente de
excavación es de 80 %.
Tiempo de acarreo del camión a la planta es
de 9 minutos; el retorno lo realiza en 3
minutos y en la descarga demora 50 s.
Calcular el N° de cargadores y camiones
necesarios para abastecer la planta de
procesamiento, cuya capacidad instalada es
de 3000m3/día, el tiempo útil de trabajo es
23 días la eficiencia mecánica de trabajo de
los camiones es del es del 85 %.
Solución:
Datos:
Distancia mina planta: 1000 m
Capacidad del camión: 15 m3 (E )
Capacidad cuchara pay loader: 2.5 Yd3 =
1.9 m3 ( e)
Tiempo de carguío/lampada: 58s = 0.967
min (tex),
Coeficiente de excavación:80 % (k)
Tiempo de acarreo camión: 9.0 min (ta )
Tiempo de espera: 0.00 min(te)
Tiempo de retorno: (ta) : 3.00 min (tr)
Tiempo de descarga: 50s. 0.83min (td)
Capacidad instalada planta: 3000 m3/día
Tiempo efectivo de operación/día: 23
Eff mecánica camiones: 85 %
Determinar: - N° de cargadores frontales,
y
N° de camiones necesarios.
 N° de cucharadas /
camión: 15m3/1.9 = 8
Duración de la carga del
camión: tc = E tex/ek
tc = 15 m3 x 0.967/1.9 x
0.80 = 9.54 min.
•

En resumen:
•Camiones alimentando planta: 3
•Camiones en evacuación de colas gruesas
•Camiones en
Stand by 1
total de
camiones
5
•Cargadores frontales en el frente:
(esperando en los frentes de corte y
apilando mineral suelto, mientras
retornen los camiones) : 1
• Cargadores en
cancha de relaves
gruesos: 1 •
Cargadores en stand

by 1 total de
cargadores:
3