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UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERÍA FACULTAD DE INGENIERÍA GEOLÓGICA, MINERA Y METALÚRGICA
“METODO DE MINADO SUBLEVEL STOPING EN CORPORACION MINERA CASTROVIRREYNA S.A.” TESIS PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DE: INGENIERO DE MINAS
EDGAR FLORENCIO RIVERA ROJAS ASESOR M.Sc. ING. JOSE ANTONIO CORIMANYA MAURICIO Lima – Perú 2015
DEDICATORIA
El presente trabajo está dedicado a Dios, a mis padres
Alejandro
Rivera,
Eleuteria
Rojas
y
hermanos Francisco, Camilo, Cesar Nila, Roger y jorge, a mi esposa Ana Rojas e hijos, todos ellos que son los que me motivan a seguir adelante.
AGRADECIMIENTO
Quiero agradecer a mi alma mater, quien fue la que me formo profesionalmente en los aspectos teóricos y prácticos. En este agradecimiento quiero incluir a todos
los
profesionales
que
laboran
en
la
Universidad Nacional de Ingeniería, en especial a los de la facultad de ingeniería geológica, minera y metalúrgica y con cariño especial a los de la especialidad de Ingeniería de Minas. Agradecer en forma especial a los ingenieros que influyeron de manera especial en mi desarrollo profesional y personal: Los ingenieros Pedro Nizama, Luis Maldonado, Edgar Flores, Nerio Robles. Para finalizar agradecer a Corporación Minera Castrovirreyna S.A. – C.M.C.S.A. empresa en la que he laborado, y que me brindó la oportunidad de desarrollarme profesional y personalmente.
RESUMEN
Desde el año 2009, Corporación Minera Castrovirreyna S.A. viene realizando cambios en la gestión de todos sus procesos. Donde es imperativo un incremento de la productividad, a bajo costo y sin afectar la seguridad y el medio ambiente. La implementación del método de minado sublevel stoping, es una alternativa atractiva y asequible que puede cumplir los objetivos de aumentar la productividad a bajo costo con buenas condiciones de seguridad y medio ambiente. Para esta implementación se realizó la selección del método de minado, para después adaptarlo al caso especial de la recuperación de rellenos antiguos, que fue el primer objetivo de la empresa. El presente trabajo muestra la selección del método de minado en Corporación Minera Castrovirreyna S.A., en una variante en la forma clásica de aplicación del método, así como la estimación de costo y la evaluación económica. Este trabajo muestra que el método de minado sublevel stoping es muy flexible en su aplicación. Además este método de minado ya está en operación y ha tenido y tiene buenos resultados en esta.
ABSTRACT
Since 2009, Corporacion Minera SA Castrovirreyna has been making changes in the management of all processes. Where is imperative to increase productivity at low cost and without affecting safety and the environment. The implementation of sublevel stoping mining method is an attractive and affordable alternative that can meet the objectives of increasing productivity at low cost with good safety and environment. For this implementation the selection of mining method was carried out, and then adapt it to the special case of the recovery of old fillings, it was the first gal of the company. The present work shows the selection of mining method in Corporacion Minera SA Castrovirreyna, in a variant on the classic form of application of the method, as well as cost estimation and economic evaluation. This work shows that the sublevel stoping mining method is very flexible in its application. Furthermore, this mining method is already in operation and has had and has good results in this.
ÍNDICE
INTRODUCION CAPITULO I
ANTECEDENTES Y CARACTERISTICAS GENERALES
18
1.1
HISTORIA
18
1.2
UBICACION Y ACCESO
19
1.3
CLIMA Y METEREOLOGIA
19
1.4
RECURSOS NATURALES
20
1.5
RASGOS FISIOGRAFICOS
21
1.6
HIDROLOGIA
22
1.7
GEOLOGIA REGIONAL
22
1.8
ESTRATIGRAFIA
23
1.9
GEOLOGIA ESTRUCTURAL
25
1.10
MINERALOGIA Y TIPO DE ALTERACIONES
26
1.11
ZONAMIENTO DE LA MINERALIZACION
28
1.12
ALTERACIONES HIDROTERMALES
29
1.13
MODELO GEOLOGICO Y TIPO DE YACIENTO
30
CAPITULO II
MARCO TEORICO
2.1
ASPECTOS GENERALES
32
2.2
SELECCIÓN DEL METODO DE MINADO
32
2.3
GEOMETRICAS Y SISTEMAS DE LOS METODOS DE MINADO
33
2.4
CLASIFICACION Y SISTEMAS DE LOS METODOS DE MINADO
37
2.4.1 Explotaciones con sostenimiento natural
39
2.4.2 Explotaciones con sostenimiento artificial
40
2.4.3 Explotaciones por hundimiento
41
2.4.4 Explotaciones especiales
42
2.5
METODOS DE MIONADO SUBTERRANEO
42
2.6
PRINCIPALES VARIABLES EN LA SELECCIÓN DEL METODO DE MINADO
43
2.6.1 Clasificación de las variables
45
2.7
49
TECNICAS DE SELECCIÓN DEL METODO DE MINADO
2.7.1 Método numérico de Boshkov y Wright (1973)
49
2.7.2 Método numérico de Hertman (1987)
51
2.7.3 Método numérico de Nicholas (1981)
53
2.8
PROCEDIMIENTO DE SELCCION DEL METODO DE MINADO
56
2.9
ESTIMACION DE COSTOS Y EVALUACION ECONOMICA DEL METODO DE MINADO
62
2.9.1 Estimación de las reservas minables y valor del mineral
63
2.9.2 Estimación de los costos de minado
65
2.9.3 Estimación de costos de producción
66
2.9.4 Estimación de los costos de operación
66
2.9.5 Estimación del margen de utilidad
66
2.9.6 Evaluación económica
67
CAPITULO III
SELECCIÓN DEL METODO DE MINADO
3.1
ASPECTOS GENERALES
68
3.2
FACTIBILIDAD TECNICA DEL METODO DE MINADO
69
3.2.1 Parámetros primarios
69
3.2.2 Análisis de los parámetros primarios
72
3.3
73
FACTIBILIDAD ECONOMICA DEL METODO DE MINADO
3.3.1 Parámetros que resultan de la selección del método
73
3.3.2 Análisis de los parámetros que resultan de la selección del método
74
CAPITULO IV
ESTIMACION DE COSTOS Y ANALISIS ECONOMICO
4.1
Aspectos generales
75
4.2
Parámetros de diseño geomecanico y operacional
75
4.3
Reservas minables y valor de mineral
80
4.4
Estimación de los costos de minado
81
4.5
Estimación de los costos de producción
95
4.6
Estimación de los costos de operación
96
4.7
Estimación de aporte marginal y el margen de utilidad
97
4.8
Evaluación económica
98
CONCLUSIONES BIBLIOGRAFIA ANEXOS
INDICE DE TABLAS
Tabla 1.1
Vías de acceso a mina Reliquias.
19
Tabla 1.2
Columna estratigráfica.
23
Tabla 1.3
Zonamiento de mineralización de la mina Reliquias.
29
Tabla 2.1
Parámetros de evaluación de selección del método de minado.
31
Tabla 2.2
Resumen de las características principales de los métodos de
43
minado. Tabla 2.3
Tabla de selección del método de minado desarrollado por
50
Boshkov y Wright (1973). Tabla 2.4
Tabla de selección del método de minado desarrollado por
51
Hartman (1987). Tabla 2.5
Valorización de la geometría y distribución de leyes de
53
diferentes métodos de minado. Tabla 2.6
Valorización de las características geométricas de diferentes
54
métodos de minado. Tabla 2.7
Factores de peso de Nicholas.
55
Tabla 2.8
Tabla resumen de datos del yacimiento y distribución de leyes
58
para la selección del método de minado.
Tabla 2.9
Tabla resumen de datos de las características geomecánicas
59
para la selección del método de minado. Tabla 2.10
Clasificación de los métodos de minado basado en el costo
60
operativo relativo elaborado por Hartman. Tabla 2.11
Clasificación de los métodos de minado basado en el costo
60
operativo relativo elaborado por Morrison. Tabla 2.12
Productividad de los métodos de minado en t/h-gdia y en t/mes.
61
Tabla 2.13
Recuperación, dilución y perdidas de los métodos de minado.
61
Tabla 2.14
Comparación de las características de los métodos de minado.
62
Tabla 2.15
Costos de minado, producción y operación.
66
Tabla 2.16
Valor de mineral, aporte marginal y margen de utilidad.
67
Tabla 3.1
Parámetros primarios.
70
Tabla 3.2
Clasificación de los parámetros según el método numérico de
71
Nicholas Tabla 3.3
Resumen del análisis con el método numérico de Nicholas.
72
Tabla 3.4
Parámetros que resultan de la selección del método.
74
Tabla 3.5
Resumen del análisis de parámetros que resultan de la
75
selección del método. Tabla 4.1
Parámetros de diseño geomecánico y operacional de Sub level Stoping.
76
Tabla 4.2
Parámetros de diseño geomecánico y operacional de Cut and
78
fill Stoping. Tabla 4.3
Reservas minables para los métodos de minado en evaluación
80
(SLS y CFS). Tabla 4.4
Valor de mineral de los métodos de minado en evaluación (SLS
81
y CFS). Tabla 4.5
Estimación del costo de minado de Sub level Stoping.
84
Tabla 4.6
Costo de minado de Sub level Stoping.
89
Tabla 4.7
Estimación del costo de minado Cut and fill Stoping.
89
Tabla 4.8
Costo de minado de Cut and fill Stoping.
95
Tabla 4.9
Costo de producción de Sub level Stoping.
95
Tabla 4.10
Costo de producción de Cut and fill Stoping.
96
Tabla 4.11
Costo de operación de Sub level Stoping.
96
Tabla 4.12
Costo de operación de Cut and fill Stoping.
97
Tabla 4.13
Aporte marginal y margen de utilidad de Sub level Stoping.
97
Tabla 4.14
Aporte marginal y margen de utilidad de Cut and fill Stoping.
98
Tabla 4.15
Reservas minables, ritmo de producción y vida de tajo para los
98
métodos de minado en evaluación (SLS y CFS). Tabla 4.16
Resumen de los indicadores económicos para los métodos de minado en evaluación (SLS y CFS).
103
INDICE DE FIGURAS
Figura 1.1
Mapa de ubicación mina Reliquias.
21
Figura 1.2
Mineralización del distrito de Castrovirreyna.
27
Figura 1.3
Distribución metalogénica del distrito de Castrovirreyna.
28
Figura 1.4
Corte esquemático idealizado de un yacimiento filoneano
31
epitermal (Modelo de yacimiento tipo Bonanza). Figura 4.1
Flujo de caja económico anual (12 meses) del método de
100
minado Sub level Stoping. Figura 4.2
Flujo de caja económico del tajo (17 meses) del método de
101
minado Cut and fill Stoping. 101 Figura 4.3
Flujo de caja económico anual (12 meses) del método de minado Cut and fill Stoping.
Figura 4.4
Flujo de caja económico anual del método de minado Cut and fill Stoping.
102
14
INTRODUCCIÓN
El presente trabajo sigue una metodología sistematizada en la cual se consideran los criterios técnicos y económicos orientados hacia la selección de un método de minado mejor aplicable para la recuperación de rellenos antiguos y diseminados en la mina Reliquias. IDENTIFICACIÓN DEL PROBLEMA Selección del método de minado mejor aplicable de manera técnica y económica, para la explotación de rellenos antiguos y diseminados de la veta Matacaballo, en el Nv 642 de la unidad minera Reliquias. FORMULACIÓN DE OBJETIVOS Objetivo general Seleccionar el método de minado que mejor se pueda aplicar técnica y económicamente, es decir; el más eficiente, rentable y seguro para la explotación de
15
rellenos antiguos y diseminados de la veta Matacaballo, en el Nv 642 de la unidad minera Reliquias. Objetivos específicos Los objetivos específicos son: • Método de minado que se pueda aplicar mejor técnicamente para la explotación de los rellenos antiguos y diseminados. • Método de minado más rentable para la explotación de los rellenos antiguos y diseminados. JUSTIFICACIÓN DEL ESTUDIO A través de la observación, descripción y valoración de las condiciones naturales que presenta la estructura mineralizada (rellenos antiguos y diseminados), su entorno físico y la aplicación de criterios económicos, se llega a seleccionar un método de minado que se aplique mejor para la explotación de la estructura mineralizada (rellenos antiguos y diseminados). Importancia del estudio El establecimiento de una metodología sistematizada que se fundamenta en la aplicación de los criterios técnicos y económicos, orientados a realizar la selección del método de minado que mejor se aplique para la explotación de los rellenos antiguos y diseminados. Carácter original del estudio Un enfoque orientado a conceptualizar la selección de un método de minado para la explotación de rellenos antiguos y diseminaciones.
16
JUSTIFICACIÓN DEL ESTUDIO ¿Cómo seleccionar un método de minado que mejor se aplique para la explotación de los rellenos antiguos y diseminados en la unidad minera Reliquias? FORMULACIÓN DE LA HIPÓTESIS Considerando la información geológica, geomecánica, restricciones y/o condiciones operacionales y los criterios económicos, se puede seleccionar un método de minado que mejor se adecue técnica y económicamente. METODOLOGÍA DEL ESTUDIO La metodología aplicada en el presente estudio es descriptiva, explorativa y explicativa. El estudio La primera parte consta de la recolección de la información, durante esta etapa se recoge información topográfica, geológica, geomecánica y de restricciones y o condiciones operacionales. La segunda parte es el ordenamiento y la evaluación de la información, esta evaluación nos permitirá seleccionar técnicamente un conjunto de métodos de minado que se puedan aplicar (factibilidad técnica). La tercera parte es la evaluación financiera del proyecto, que nos permitirá seleccionar económicamente un método de minado (factibilidad económica). Para el desarrollo del informe se realizó trabajo de campo y de gabinete, y trabajo correlaciónal entre gabinete y campo.
17
ALCANCES El presente trabajo está orientado hacia el personal involucrado con el diseño y planeamiento de mina subterránea, como el área de Ingeniería y planeamiento, geomecánica u otra relacionada con el fin mencionado. La factibilidad técnica del método de minado se realizara con al análisis de los parámetros primarios y los parámetros que resultan de la pre selección del método de minado, la factibilidad económica se realizara con el criterio de VAN y el TIR.
18
CAPITULO I ANTECEDENTES Y CARACTERISTICAS GENERALES
1.1
HISTORIA Corporación Minera Castrovirreyna S.A., unidad minera Reliquias; es un yacimiento epitermal de vetas de cuarzo con mineralización polimetálica de plata, oro, plomo, zinc y cobre. Situado en el conocido distrito argentífero de Castrovirreyna, fuente inagotable de recursos minerales, con producción desde la época Incaica, pasando por la colonia y hasta la fecha. En marzo del 2009, se inició un proceso de mejoras en diversos aspectos. 1.
Características generales de la empresa y/o unidad minera.
2.
Productos que elabora y mercados que abastece.
3.
Procesos y operaciones principales.
4.
Edificios e instalaciones.
5.
Organización y recursos humanos.
19
1.2
6.
Materia prima que consume y su procedencia.
7.
Maquinaria y equipos empleados.
8.
Geología del depósito.
UBICACIÓN Y ACCESO La Mina Reliquias se ubica en el distrito de Castrovirreyna, provincia de Castrovirreyna, departamento de Huancavelica. Geográficamente se localiza en el flanco oriental de la Cordillera Occidental del segmento central de los andes peruanos, a una altura promedio de 4,500 m.s.n.m. a 4,900 m.s.n.m. Se ubica alrededor de las coordenadas UTM; 474,000 E y 8’540,000 N. Existen tres vías principales de acceso hacia la unidad, las cuales se detallan a continuación. Tabla 1.1:
Vías de acceso a mina Reliquias RUTAS
Distancia Km
Tiempo horas
450
7
410
6
560
10
Lima - San Clemente Rumichaca - Mina Reliquias Lima - San Clemente Castrovirreyna - Mina Reliquias Lima - La Oroya - Huancayo Huancavelica - Mina Reliquias
ACCESOS Panamericana Sur - Carretera Libertadores - Carretera afirmada Panamericana Sur - Carretera Libertadores - Carretera afirmada Carretera Central asfaltada a Huancavelica, afirmada a Reliquias
Fuente: Informes internos Corporación Minera Castrovirreyna.
1.3
CLIMA Y METEOROLOGÍA El clima de la zona es en general frio, seco durante los meses de abril a noviembre y lluvioso entre diciembre y marzo, donde se presenta la temporada de nevadas, incrementándose el frio en los meses de junio a agosto, la temperatura alcanza un mínimo de hasta -10°C, especialmente en las madrugadas y alrededor de los 10°C en el día.
20
1.4
RECURSOS NATURALES En cuanto a recursos minerales el distrito minero de Castrovirreyna aún tiene mucho que ofrecer, lo mismo en cuanto a recursos hídricos, se cuenta con abundantes lagunas de gran tamaño entorno a Reliquias. La comunidades aledañas están dedicadas en exclusividad a la crianza de camélidos (alpacas y llamas) y en menor cantidad a la crianza de ganado ovino y vacuno. En la zona no hay desarrollo de actividad agrícola por las circunstancias del clima y altura, la vegetación propia del área es escasa y constituida mayormente de ichu. En cuanto a Recursos energéticos, a 500m al Sureste de la planta de tratamiento se encuentra la subestación eléctrica de CONEHUA (Consorcio Energético Huancavelica) parte del sistema interconectado del Mantaro, donde la empresa de distribución es ELECTRO SUR MEDIO S.A.A., la cual proporciona energía para las operaciones mina.
21
Fuente: Informes internos Corporación Minera Castrovirreyna.
Figura 1.1:
1.5
Mapa de ubicación mina Reliquias.
RASGOS FISIOGRÁFICOS Presenta características topográficas que son consecuencia del fuerte intemperismo que afecta la zona y de fenómenos conexos como son la glaciación y la desglaciación que han actuado en épocas pasadas. Esto se demuestra por la presencia de morrenas en el fondo de los valles y de los depósitos de flujos de lodos constituidos en gran proporción por fragmentos angulosos y semi-angulosos, los que son indicadores de un corto recorrido. Entre los rasgos fisiográficos más importantes tenemos: valles glaciares, montañas con fuerte pendiente, lomadas suaves, etc.
22
1.6
HIDROGRAFÍA Los principales recursos hídricos lo constituyen las lagunas La virreyna situada en la parte oeste del proyecto, laguna Matilde y laguna San Francisco situados en la parte sur de Reliquias. En la parte oeste del cerro Diabloccasa discurren aguas de los deshielos y las lluvias. También se ha notado la presencia de pequeños manantiales, los cuales alimentan a bofedales, lo cual permite la presencia de humedad permanente que genere la formación de vegetación natural.
1.7
GEOLOGÍA REGIONAL Geológicamente, la mina Reliquias está ubicada en el flanco oriental de la Cordillera Occidental del Segmento Central de los Andes del Perú, Métalo genéticamente
está
ubicado
en
el
distrito
minero
argentífero
de
Castrovirreyna, que pertenece a la sub-provincia polimetálica del altiplano de la región central del Perú, considerada como la provincia metalogénica argentífera más grande e importante del Perú Central; que ha producido mineral argentífero (platas rojas) a partir de las vetas de cuarzo-baritina que rellenan fracturas alojadas en Andesitas de edad Neógenas de la formación Caudalosa, desde la época del Imperio de los Incas a la fecha. La Estratigrafía Regional está comprendido por una secuencia de rocas sedimentarias y volcánicas que datan desde Cretáceo inferior representado por el Grupo Goyllarisquizga (Aptiano – Turoniano) que aflora al Oeste del poblado de Ticrapo al extremo SW de la carta, hasta las formaciones volcánicas del Terciario de edades neógenas, representado por varias formaciones volcánicas, entre la más reciente está la Formación Astobamba
23
(Mioceno - Plioceno) que aflora en las cercanías del poblado de Astobamba al NE de la carta Geológica; también al extremo SW de la carta afloran pequeñas intrusiones de granodiorita, monzogranito y diorita, parte del Batolito de la Costa, que intruyen la secuencia Mesozoica y parcialmente las secuencias volcánicas del Terciario. Asimismo hay pequeños stocks de subvolcánicos de tipo andesita, riolita y dacita. 1.8
ESTRATIGRAFÍA La columna estratigráfica de la región está conformada principalmente como se muestra continuación. Tabla 1.2:
Columna estratigráfica.
Fuente: Informes internos Corporación Minera Castrovirreyna.
24
Tabla 1.2:
Columna estratigráfica (continuación).
Fuente: Informes internos Corporación Minera Castrovirreyna.
25
Tabla 1.2:
Columna estratigráfica (continuación).
Fuente: Informes internos Corporación Minera Castrovirreyna.
1.9
GEOLOGÍA ESTRUCTURAL Si observamos la imagen Satelital Landsat TM que cubre el distrito, se pueden observar que el volcanismo neógeno existente, representado por tobas, andesitas, aglomerados, brechas, etc. conforman grandes domos (dome centres) y/o conos volcánicos, donde se puede ver que las vetas mineralizadas y focos de alteración Hidrotermal (epitermal alteración cores) están alineados siguiendo un patrón estructural dominante Este-Oeste
26
seguida del sistema Nor-Oeste de alineación Andina y menor proporción los del sistema Nor-Este. Además fueron afectados por otros sistemas circulares de tipo caldera, con estructuras semicirculares, cuyos márgenes son generalmente depresiones naturales que son ocupados por las grandes lagunas actualmente. En todo caso, las relaciones espaciales entre todos los parámetros estructurales ameritan un estudio estructural interpretativo para mejorar del control de las mineralizaciones y el zonamiento distrital existente, estudios que todavía faltan realizar. (Actualmente se está realizando un mapeo estructural interpretativo a escala 1:5000, localmente en la zona de la mina Reliquias). 1.10
MINERALOGÍA Y TIPO DE ALTERACIONES En el lado Oeste del distrito minero de Castrovirreyna, por la mina Caudalosa grande, hay dos zonas argentíferas bien diferenciadas, Candelaria con tetrahedrita y Reliquias con platas rojas, la proustita-pirargirita, predominan en los niveles altos de Reliquias, aproximadamente desde el afloramiento hasta el nivel 560, esta mineralización está acompañada de tetrahedrita en menor proporción. Por debajo del nivel 560 hay un incremento de tetrahedrita, este cambio mineralógico hacia las profundidades es similar al observado en la mina San Genaro, en donde las platas rojas van desapareciendo también en los niveles inferiores. En el distrito minero de Castrovirreyna, en general la mineralización conocida de las vetas polimetálicas es considerada del tipo LS (Low sulfidatión) de baja sulfuración con notable presencia de minerales de Ag, Au, Pb, Zn, Sb, As, Fe,
27
Cu; plata nativa, pirargirita, proustita, esfalerita, galena, pirita y calcopirita, estando presentes en menor cantidad minerales como argentita, tetrahedrita y enargita, los minerales de ganga son cuarzo-baritina principalmente, presentándose en menores cantidades rodocrosita y arcillas (caolinita, sericita-sectita, otros). Estudios de inclusiones fluidas, Sawkins (1974), indican una temperatura de deposición de los minerales entre 325°C a 270°C con una declinación de temperatura de 250°C a 170°C para la última de la esfalerita y 100°C para la baritina. Con excepción de dos inclusiones fluidas no se han encontrado otras que indiquen ebullición de los fluidos mineralizantes.
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
Figura 1.2:
Mineralización del distrito de Castrovirreyna.
28
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
Figura 1.3:
1.11
Distribución metalogénica del distrito de Castrovirreyna.
ZONAMIENTO DE LA MINERALIZACIÓN En la mina Reliquias, la mineralización de Plomo y Zinc, está presente en San Pablo y Beatita primera y la mineralización de platas rojas está en las vetas Sacasipuedes, Matacaballo, Perseguida Este, cuyos extremos hacia el este no han llegado al zonamiento de plomo y zinc. La mineralización de Cu de La Virreyna podría encontrarse por debajo de la laguna La Virreyna en la veta Sacasipuedes. El cambio de mineralogía hacia las profundidades se refleja también en los cocientes metálicos de Reliquias; el sentido de las soluciones es subhorizontal y la dirección del flujo es de Oeste a Este para las vetas Matacaballo y Sacasipuedes, basándonos en que los contornos de la veta Matacaballo tienden a unirse al Este; estos mismos contornos continúan también en la veta Sacasipuedes pero sin llegar a unirse. El centro u origen de estas soluciones podría estar ubicado en el intrusivo de la Virreyna.
29
El zonamiento en la zona de las platas rojas de Reliquias es local y restringido a una franja pequeña superficial, no debe considerarse como representativo de toda la zona. Este zonamiento es una aureola de plata exterior seguida por otras de Cu-Pb-Zn, hacia el interior. La superposición de mineralizaciones ha ocasionado estas discrepancias en el zonamiento, falta más información hacia las profundidades. Tabla 1.3:
Zonamiento de mineralización de la mina Reliquias.
ZONEAMIENTO MINERALIGICO - COCIENTES METALICOS MINA RELIQUIAS COCIENTE VETAS INTERPRETACION Muestran un aumento de plomo hacia las Sacasipuedes y Matacaballo, Ag/Pb profundidades con respecto a la plata, con Perseguida Este y Oeste, Beatita y algunas excepciones. Pasteur. Aumento de la plata en la parte superior con Sacasipuedes y Matacaballo, Ag/Cu respecto al cobre, el cual aumenta hacia las Perseguida Este y Oeste, San profundidades. Martin y Beatita. Pb/Cu
Hay un aumento de las leyes de cobre hacia Matacaballo y Sacasipuedes. arriba y hacia las profundidades.
Pb/Zn
Muestra dos contornos, esto indica una zona Matacaballo , Sacasipuedes, San de zinc entre dos de plomo, pero sin Martin y Perseguida Este a constituir una mineralizacion de plomo y zinc. excepción de Beatita. Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
1.12
ALTERACIONES HIDROTERMALES Distritalmente hablando, la alteración Hidrotermal es débil, todos los volcánicos están propilitizados, la caolinización es más pronunciada en las zonas mineralizadas, mientras que la silicificación está restringida a una pequeña área alrededor del intrusivo Bonanza (Proyecto Los Poetas). La caolinización abarca en algunos casos una distancia de 1 a 7 metros en ambos lados de las vetas para luego pasar a una zona de cloritización, sin embargo en la zona de Reliquias, es mínima o casi nada las alteraciones en las cajas.
30
Sin embargo, se puede observar al sur del pique Reliquias, un área con alteración hidrotermal y con desarrollo de stock work, lo que no aparece mapeado en los planos antiguos, tampoco están mencionados en los informes, entonces queda pendiente realizar este trabajo de reconocimiento por los Geólogos de Exploraciones de la nueva Gestión, ya que ofrece importancia porque podría estar albergando mineralización diseminada de metales preciosos. 1.13
MODELO GEOLÓGICO Y TIPO DE YACIMIENTO Los yacimientos epitermales de metales preciosos (Ag-Au) constituyen un grupo muy heterogéneo de depósitos, actualmente mejor clasificados y conocidos, que presentan variadas morfologías: vetas (filones, vetilleos), enrejado (stock-works), pipas brechosas (breccia-pipes), diseminaciones, bolsonadas y horizontes irregulares (mantos). Todos ellos tienen en común sus temperaturas de depositación del mineral (150ºC < 350ºC) así como su ocurrencia o alojamiento cerca de la superficie ( 100 m), tal y como ha venido ocurriendo en muchas minas del distrito minero de Castrovirreyna.
31
El yacimiento de mineral argentífero de la mina Reliquias y alrededores, es de origen hidrotermal, epitermal, por que la mineralización se originó en ambientes más fríos y alejados de la cámara magmática o sea en ambientes más superficiales; epigénetico por que las vetas son producto del relleno de fisuras y fracturas en rocas pre existentes, de tipo Low Sulfidatión, depósito de baja sulfuración con ensamble cuarzo – adularia - sericita, con mineralización polimetálico de Ag – Au – Pb – Zn – Cu.
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna
Figura 1.4:
Corte esquemático idealizado de un yacimiento filoneano epitermal (modelo de yacimiento tipo Bonanza). .
32
CAPITULO II MARCO TEORICO
2.1
ASPECTOS GENERALES La selección del método de minado que se adecue mejor técnica y económicamente a las condiciones y/o restricciones operacionales y naturales, se fundamenta en el análisis de las condiciones geológicas, geomecánicas, geométricas, hidrológicas y de entorno físico, además de la evaluación de las condiciones económicas. A continuación se presenta el marco teórico de la evaluación técnica y económica para la selección de un método de minado mejor aplicable a una estructura mineralizada.
2.2
SELECCIÓN DEL MÉTODO DE MINADO La determinación de que método de minado es mejor aplicable a una estructura mineralizada, lo da la evaluación con mucho criterio de las siguientes categorías básicas:
33
Tabla 2.1:
Parámetros de evaluación de selección del método de minado.
Criterio de Selección del Método de Minado Subterráneo
Fuente: Mecánica de rocas aplicada a la minería metálica subterránea.
34
En esta sección se presenta la secuencia lógica de selección del método de minado, las características que tienen mayor impacto en la selección del método son: •
Características físicas y geológicas de la estructura
•
Condiciones del terreno de la caja techo, caja piso y mineral.
•
Costos de minado y de capital.
•
Ratios de minado
•
Disponibilidad y costo de la labor.
•
Consideraciones medio ambientales.
Lo siguiente es una descripción de lo que se puede hacer en cada etapa del desarrollo de una estructura para escoger un apropiado método de minado, no hay un método de minado particular para una estructura, normalmente hay dos o más métodos factibles. Cada método acarrea problemas inherentes. Consecuentemente, el método de minado óptimo es el de menos problemas. El objetivo fundamental es la maximización de las ganancias de la compañía, maximizar la recuperación del mineral y proveer un ambiente seguro para los mineros. El diseño de una mina tiene múltiples facetas y objetivos, entre los que cabe destacar: la selección del método de minado, el dimensionamiento geométrico de la mina, le determinación del ritmo anual de producción, ley de corte, secuencia de extracción, etc.
35
Actualmente como la inversión de capital es muy elevada y la influencia de estos sobre los costos de extracción son muy importantes, es necesario que dicho proceso de selección responda a un análisis sistemático y global de todos los parámetros específicos del yacimiento: geometría del depósito y distribución de leyes, propiedades geomecánicas del mineral y las rocas encajonantes, factores económicos, licitaciones ambientales, condiciones sociales, etc. La variedad de estos parámetros y las dificultades de cuantificación total de los mismos, han impedido el desarrollo de reglas rígidas y esquemas precisos de explotación, aplicables a cada yacimiento particular. No obstante los avances logrados en las diferentes ramas de la ciencia y la tecnología, han permitido establecer unos métodos generales de minado y unos procesos numéricos de selección del método de minado. Tan o más importante que el método de minado, y ligado con el mismo, se encuentran la determinación del ritmo de producción anual y la ley de corte. Su incidencia sobre la economía del proyecto es muy grande. La ley de corte afecta directamente al volumen total de reservas explotables y a la ley media del mineral, y si la capacidad de producción es muy pequeña no permite las economías de escala y si este es muy intenso conlleva a una inversión inicial muy alta en consideración con la vida de la mina. La regla principal para la explotación de una mina es seleccionar un método de minado que mejor se apegue a las características únicas (naturales, geológicas, ambientales, etc.) del depósito mineral, dentro de los límites impuestos por la seguridad, la tecnología y la economía para alcanzar el menor costo y obtener la máxima ganancia.
36
2.3
GEOMETRÍAS Y SISTEMAS DE LOS MÉTODOS DE MINADO Se conoce por geometría de un método de minado a la disposición de las diferentes labores necesarias para la explotación del mineral del bloque. Estas labores son las mismas en todos los métodos de minado subterráneos, pero varían en su posición, tamaño y número. En todos los casos hay una altura de explotación determinada por la división de la mina en pisos. En cada piso hay que considerar dos niveles y en cada nivel al menos una galería, galería base o galería superior, en muchos casos se dispone de dos galerías en cada nivel: galería superior y base dentro del mineral y galerías en dirección en las cajas. Entre nivel y nivel se establecen comunicaciones con labores verticales o inclinadas, llamadas chimeneas para paso de aire, personal o servicios varios. El número de chimeneas, distancias, etc., son elementos característicos de la geometría de cada método de minado. Son fundamentalmente variadas y características de cada método de minado las labores de explotación, carga relleno, etc., dentro del bloque creado entre nivel y nivel. Este bloque tiene además una geometría muy variada por su situación, sentido de explotación, etc. Los denominados sistemas se refieren a los aspectos tecnológicos del método de minado, y concretamente a las tecnologías aplicadas en las distintas fases de laboreo y sus servicios auxiliares. Así pueden distinguirse los sistemas siguientes en cada uno de los métodos:
37 •
Perforación y voladura (maquinarias, esquemas, tipos de explosivos,
etc.) •
Sostenimiento (tipos de sostenimiento, control de aberturas, etc.)
•
Transporte (variantes del mismo en la explotación y general)
•
Elementos auxiliares (ventilación, desagüe, seguridad, etc.)
•
Avances de labores (minadores y maquinas similares)
•
Explotación (mecanización del mismo)
De este modo, cada bloque será apropiado para emplear un método de minado determinado, y dentro del método de minado, habrá que elegir los sistemas más convenientes. Incluso un sistema puede ser decisivo para la elección de un método de minado entre dos que reúnan, por otros aspectos, condiciones similares. 2.4
CLASIFICACIÓN DE LOS MÉTODOS DE MINADO La importancia de las características del macizo rocoso en la posibilidad de la aplicación de un método de minado y su influencia en el dimensionamiento de las explotaciones, pueden servir como criterios para realizar una clasificación de los mismos, basada en la resistencia del citado macizo rocoso, comprendiendo en él, no solo las rocas en la que se arma el bloque a ser explotado, sino también las que constituyen el mismo y son objeto del laboreo de la mina.
38
Las características de un bloque para explotación pueden hacerlo favorable o no, para el control del terreno y la estabilidad de las aberturas que correspondan a un método de minado determinado. En todo labor minera se crea una abertura, la roca que lo limita avanza poco a poco hasta un límite de rotura, al llegar a este límite hay que adaptar el método y con frecuencia el método evoluciona. En minería subterránea la extracción del estéril suele ser poco significativa a lo largo de la vida de la mina, pues solo procederá de las labores de acceso y preparación de cada método de minado. El control del terreno o de las aberturas una vez extraído el mineral, es una de las consideraciones más importantes que interviene en la forma de explotar un bloque, puede variar desde la aplicación de un sostenimiento firme, con pilares o macizos rígidos, pasando por un descenso controlado del techo, con convergencia gradual de la abertura, hasta el hundimiento total del mismo y del terreno superior. Se puede considerar con Le Chatelier, los tres principios fundamentales o tres maneras de controlar la abertura: •
Sostenimiento firme con pilares o macizos rígidos.
•
Sostenimientos flexibles o relleno que controla y mejora el hundimiento.
•
Hundimiento total.
Entre los métodos integrados en el segundo grupo, hay algunos mixtos con los grupos primero y tercero.
39
Los factores de potencia de estructura y buzamiento determinan subdivisiones más o menos claras dentro de cada grupo. En el primer grupo, en el que los pilares se dimensionan mediante cálculo o por métodos empíricos, la acumulación de energía tensional se controla y vigila por completo. En los métodos de transición entre los grupos primero y segundo hay algunos en los que aumenta la carga por la profundidad o por la ampliación de la abertura al recuperar los pilares, y por la consiguiente rebaja de la sección de los mismos. Por todo esto, aumenta el costo de conservación de las aberturas y, al final se produce la destrucción gradual o instantánea del pilar. La zona en la que se encuentran estos métodos es conocida por ello como “de acumulación de energía tensional”, que puede provocar, con rocas resistentes, fenómenos peligrosos como: desplomes instantáneos e incluso estallidos de roca. En los métodos del grupo segundo, intermedios entre el segundo y el tercero y, finalmente, en los del grupo tercero, el hundimiento progresa cada vez en mayor grado, a causa de los propios métodos y, por ello, salvo en el caso de accidentes fortuitos, si el hundimiento sigue el curso normal previsto, la energía tensional acumulada se descarga con el mismo, y esta acumulación no pasa de un cierto límite. Teniendo en cuenta todo ello, se puede seguir un criterio de clasificación que consiste en ordenar los métodos de minado en relación con las resistencias
40
de los macizos rocosos, su estabilidad y demás características geométricas. La clasificación que se sigue es la siguiente: 2.4.1 Explotaciones con sostenimiento natural Son los métodos en los cuales la apertura creada por la explotación de mineral se conserva sin relleno ni hundimiento, es decir, sin ninguna fortificación artificial o natural, con fortificaciones sistemáticas, o con fortificaciones naturales de madera. Se aplican estos métodos cuando las características mecánicas del yacimiento como las de la roca caja son muy buenas. Al crecer la profundidad de las estructuras, crecen la tensión y la sección de pilares hasta que llega el momento de pasar a los métodos de transición, entre los grupos primero y segundo y, finalmente, a los del grupo tercero. Se considera los siguientes métodos, dentro de este grupo: •
Cámaras y pilares (con pilares ocasionales o sistemáticos)
•
Open stope (con pilares ocasionales o sistemáticos)
•
Sublevel stoping (con pilares en el rumbo y/o el buzamiento)
•
Blast hole stoping (con pilares prediseñados)
•
Vertical cráter retreat (con pilares prediseñados)
2.4.2 Explotaciones con sostenimiento artificial Son métodos en los cuales la abertura creada por la explotación con un material con el objetivo de afirmar las cajas. Se aplican a vetas o mantos de fuerte pendiente con malas características de la roca caja. Son métodos muy costosos y relativamente selectivos.
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Es básico el control de la abertura que se basa en posibilitar el hundimiento pero frenándolo, suavizándolo y llevándolo en todo momento vigilado. Esto se puede conseguir con un verdadero hundimiento inducido y progresivo, o bien, atenuándolo con relleno en la abertura. Para ello es preciso que se pueda sostener la roca que rodea la abertura por debajo de su límite de rotura el tiempo suficiente para asegurar el trabajo del personal en el frente de explotación. En una primera fase se trabajan o disminuyen los pilares, que se completan con sostenimiento o relleno y, en otros casos, se sustituye por relleno completo. Se consideran en este grupo los siguientes métodos: •
REBAJES POR CONTRACCIÓN (Con pilares o sin pilares)
•
CORTE Y RELLENO (en todas sus variedades)
•
ACUCHILLADO Y RELLENO
•
REBAJE POR ESCUADRA DE MADERA (en todas sus variaciones)
•
REBAJE POR APOYOS DE MADERA (con todas sus variaciones)
2.4.3 Explotaciones por hundimiento En este caso el mineral o el estéril o ambos se van hundiendo. Entre los métodos propios de este grupo se pueden distinguir claramente dos variables: la primera comprende aquellos en que el hundimiento final se produce en etapas controladas para atenuar las alteraciones superficiales, de modo que las zonas de fractura, compresión y descenso se compensen todo
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lo posible, la segunda agrupa aquellos métodos en que, por el tamaño de las aberturas o las características del bloque, el hundimiento no es controlable en superficie y destruye el equilibrio original del macizo rocoso. En este caso, al terminar la carga del mineral, se presentan en los puntos de carga las rocas estériles de los hastiales y recubrimiento. En consecuencia, la filosofía de los métodos comprendidos en este grupo es diametralmente opuesta a la de los del grupo primero. Se consideran los siguientes métodos: •
Block caving
•
Panel caving
•
Sublevel caving
•
Top slicing
2.4.4 Explotaciones especiales En este grupo se incluyen los métodos empleados en la recuperación de macizos y pilares abandonados en los métodos anteriores y que tienen características particulares.
2.5
MÉTODOS DE MINADO SUBTERRÁNEO Cada método de minado tiene características principales requeridas para cada
su
aplicación. A
continuación
se
resume
concisamente
las
43
características principales requeridas por los métodos de minado más conocidos:
Tabla 2.2:
Resumen de características principales de los métodos de minado. RESUMEN DE LOS METODOS DE MINADO SUBTERRANEOS METODO DE MINADO
GEOMETRIA DEL YACIMIENTO FORMA POTENCIA BUZAMIENTO TAMAÑO REGULARIDAD ASPECTOS GEOTECNICOS RESISTENCIA (TECHO) RESISTENCIA (MENA) FRACTURACION (TECHO) FRACTURACION (MENA) CAMPO TENSIONAL IN-SITU (PROFUNDIDAD) COMPORTAMIENTO TENSO-DEFORMACIONAL ASPECTOS ECONOMICOS VALOR UNITARIO DE LA MENA PRODUCTIVIDAD Y RITMO DE EXPLOTACION
METODO DE MINADO GEOMETRIA DEL YACIMIENTO FORMA POTENCIA BUZAMIENTO TAMAÑO REGULARIDAD ASPECTOS GEOTECNICOS RESISTENCIA (TECHO) RESISTENCIA (MENA) FRACTURACION (TECHO) FRACTURACION (MENA) CAMPO TENSIONAL IN-SITU (PROFUNDIDAD) COMPORTAMIENTO TENSO-DEFORMACIONAL ASPECTOS ECONOMICOS VALOR UNITARIO DE LA MENA PRODUCTIVIDAD Y RITMO DE EXPLOTACION
ROOM AND PILLAR ACEPTABLE OPTIMO
SUBLEVEL STOPING ACEPTABLE OPTIMO
SHRINKAGE ACEPTABLE OPTIMO
Cualquiera > 1.0m < 30° Cualquiera Cualquiera
Cualquiera > 5.0m > 45° Cualquiera Media
Cualquiera Cualquiera > 30° Cualquiera Cualquiera
Tabular > 3.0m horizontal Cualquiera Regular
Tabular > 10.0m > 65° > 10Mt Baja
Tabular > 3.0m > 60° Cualquiera Regular
> 300 k/cm2 > 500 k/cm2 incluye poco > 500 k/cm2 > 30 Mpa > 50 MPa s/profundida> 500 k/cm2 s/profundida> 50 MPa Baja Muy baja Media Baja Alta-Media Media-Baja Media-Baja Baja < 1000m < 600m < 2000m < 1000m Cualquiera < 1000m Elastico Elastico Elastico Elastico Elastico Elastico Bajo Alto
N.A. N.A.
CUT AND FILL ACEPTABLE OPTIMO
Bajo Alto
N.A. N.A.
Media-Alta Alto Media-Baja N.A.
BLOCK CAVING ACEPTABLE OPTIMO
SUBLEVEL CAVING ACEPTABLE OPTIMO
Tabular > 3.0m > 60° Cualquiera Regular
Cualquiera Grande Cualquiera Grande Media
Tabular Grande Vertical Muy Grande Alta
Tabular Medio Cualquiera Medio Media
Tabular Grande Vertical Grande Alta
> 30 MPa > 50 MPa s/profundida> 50 MPa Alta-Media Media-Baja Media-Baja Baja Cualquiera < 1000m Elastico Elastico
< 100 MPa < 100 MPa Media-Alta Media-Alta < 1000m Elastico
< 50 MPa < 50 MPa Alta Alta < 500m Elastico
> 100 MPa > 50 MPa Media-Alta Media < 1000m Elastico
> 50 MPa > 50 MPa Alta Baja < 500m Elastico
Media-Alta Alto Media-Baja N.A.
Bajo-Muy BajN.A. N.A. Muy Alto
Bajo Alto
N.A. N.A.
Cualquiera Cualquiera > 30° Cualquiera Cualquiera
Fuente: Métodos de minado subterráneos – Universidad de Chile.
2.6
PRINCIPALES VARIABLES EN LA SELECCIÓN DEL MÉTODO DE MINADO Los criterios y orientaciones que deben tenerse en cuenta para seleccionar el método de minado más adecuado para la explotación de un determinado
44
bloque, están influenciados por una serie de parámetros cuya importancia varía con la situación geográfica, el nivel de desarrollo de la tecnología y de la economía del país donde se encuentra, y además el factor tiempo. Es decir, que los parámetros de los que depende esta selección, unos son de valoración fácil y otros de valoración difícil, y solo pueden considerarse fijos en un lugar y tiempo determinados. Los cambios que la evolución económica y tecnológica introduce en el tiempo, obligan a revisar periódicamente los métodos. No es fácil ofrecer una clasificación de criterios de selección del método de minado, y por ello solo deben indicarse de forma muy general las variaciones e influencias reciprocas de todos los parámetros que han de tenerse en cuenta en esta selección, obligan a solucionar el problema con la ayuda de criterios subjetivos de la experiencia, como complemento de los deducidos lógicamente. Una primera idea, bastante generalizada, consiste en comenzar la selección siguiendo el orden inverso, es decir, eliminando a la vista de los parámetros principales, aquellos métodos que claramente no sean apropiados al caso concreto que se considera. De esta manera se consigue limitar los métodos a considerar a unos pocos, llegando con frecuencia al caso de tener que elegir entre solo dos soluciones posibles. Al llegar a este momento, se hará un análisis comparativo para una elección definitiva. Este sistema negativo de selección no consigue definir el mejor método, ya que en la práctica al tener que adaptarse a los parámetros del caso concreto, aquel resultara ser una variante de un método o una combinación de varios.
45
Por todo ello, y ante la responsabilidad del que tiene que decidir en la elección final del método, es aconsejable no precipitarse y tomar el tiempo necesario para lograr una solución óptima antes de comprometer el capital y personal necesarios. 2.6.1 Clasificación de las variables Las variables de selección deben basarse en una serie de parámetros fundamentales que puedan clasificarse en los grupos siguientes: •
Parámetros primarios Estas están conformadas por las características espaciales del depósito, condiciones geológicas e hidrológicas y propiedades geotécnicas.
•
Parámetros que resultan de la selección del método Estas están conformadas por las consideraciones económicas, factores tecnológicos y aspectos ambientales.
2.6.1.1 Parámetros primarios •
Características espaciales del deposito
Estos son probablemente los de mayor importancia determinativa, ya que ellos definen principalmente la selección entre un minado superficial contra un minado subterráneo y afectan la cantidad de producción, el método para manejo de materiales y el plan de minado en el cuerpo mineral. Los parámetros a estudiar son: 1.
Tamaño del cuerpo mineralizado (dimensiones, especialmente altura o espesor)
46
2.
Forma (Tabular, lenticular, masiva, irregular)
3.
Ubicación (Horizontal, vertical, inclinado)
4.
Profundidad (media y valores extremos)
•
Condiciones geológicas e hidrológicas
Las características geológicas tanto del cuerpo mineral como de la roca adyacente tienen gran influencia en la selección del método de minado, especialmente en la selección de métodos selectivos contra no selectivos, además del grado de soporte requerido. La hidrología afecta a los requerimientos de drenaje y bombeo mientras que la mineralogía gobierna los requerimientos para el procesamiento de los materiales valiosos. Los parámetros a estudiar en este punto son: 1.
Mineralogía y petrografía (sulfuros vs óxidos)
2.
Composición química (primaria, minerales subproducto)
3.
Estructura
del
depósito
(Plegamientos,
fallas,
intrusiones,
discontinuidades) 4.
Planos de debilidad (juntas, fracturas, clivaje del mineral)
5.
Aguas subterráneas e hidrología (ocurrencia, gastos, nivel freático)
6.
Uniformidad, alteración e intemperismo
•
Propiedades geotécnicas (mecánica de suelos y rocas)
Las propiedades mecánicas de los materiales contenidos dentro del depósito y rocas adyacentes son factores claves en la selección de la clase de método
47
a seleccionar (soportado, sin soporte o hundimiento). Los parámetros a estudiar en este punto son: 1.
Propiedades elásticas (resistencia, relación de poisson, módulos de elasticidad, etc.)
2.
Conducta plástica o visco elástica (flujo, creep)
3.
Consolidación, compactación y competencia (capacidad de las aperturas para permanecer sin soporte)
4.
Otras propiedades físicas (gravedad específica, huecos, porosidad, permeabilidad, contenido de humedad)
2.6.1.2 Parámetros que resultan de la selección del método •
Consideraciones económicas
Los aspectos económicos determinan el éxito o fracaso del proyecto. Estos factores gobiernan la selección del método por que afectan la producción, la inversión, al flujo de caja, al periodo de recuperación y ganancias. Los parámetros de estudio son: 1.
Reservas (tonelaje y leyes)
2.
Cantidad de producción (producido por unidad de tiempo)
3.
Vida de la mina
4.
Productividad (producción por unidad de mano de obra y tiempo)
5.
Costos de minado comparativos para varios métodos aplicables
•
Factores tecnológicos
48
Se busca la mayor compatibilidad entre las condiciones naturales y el método de minado. Mientras un método de minado en particular pudiera ser aplicado en la mina, este periodo a su vez pudiera presentar efectos adversos en operaciones subsecuentes de procesamiento, de fundición, etc. Los parámetros a estudiar son: 1.
Recuperación de mina (porcentaje del depósito posible de explotar)
2.
Dilución (cantidad de desmonte producido junto con el mineral)
3.
Flexibilidad del método a condiciones cambiantes
4.
Selectividad
5.
Concentración o dispersión de trabajos
6.
Intensidad del capital, mano de obra y mecanización
•
Aspectos ambientales
No solo el clima físico, sino el clima social-político-económico son involucrados. Los parámetros a estudiar son: 1.
Control de aperturas para prevención de accidentes
2.
Subsidencia o efectos de hundimiento en superficie
3.
Control atmosférico (ventilación, control de calidad, control de calor y humedad)
4.
Productividad (producción por unidad de mano de obra y tiempo)
5.
Fuerza laboral (reclutamiento, entrenamiento seguridad e higiene, vivienda, condiciones de la comunidad, etc.)
49
2.7
TÉCNICAS DE SELECCIÓN DEL MÉTODO DE MINADO Existen varias técnicas desarrolladas para la selección de los métodos de minado, entre las cuales a continuación se presentan las más usadas: 2.7.1 Método numérico de Boshkov y Wright (1973) Fue uno de los primeros esquemas de clasificación cualitativa desarrollado para selección de métodos de minado subterráneos, esto usa la descripción general del tipo de estructura mineralizada, buzamiento, resistencia de la zona mineral y de las cajas, para identificar que métodos se aplicaron comúnmente en condiciones similares, y esta se resume en el esquema siguiente:
50
Tabla 2.3:
Tabla de selección del método de minado desarrollado por Boshkov y Wright (1973). SELECCIÓN DE METODO DE MINADO DE BOSHKOV AND WRIGHT
Type of Ore Body
Dip
Thin beds
Flt
Thick beds Very thick beds Very narrow veins
Narrow veins (widths up to economic length of stull)
Flt
Stp Flt
Strength of Ore
Strength of Walls
Stg
Stg
Wk or Stg
Wk
Stg
Stg
Wk or Stg
Wk
Wk or Stg
Stg
Stg or Wk
Stg or Wk
Stg
Stg Wk
Stp Wk
Stg Wk
Flt
Stg Stg Wk Wide veins
Stp
Stg Wk Wk
Stg
Stg
Wk
Wk or Stg
Masses
Commonly Applied Methods of Mining Open stopes with casual pillars Room and pillar Longwall Longwall Open stopes with casual pillars Room and pillar Top slicing Sublevel caving Underground glory hole Same as for masses Resuing Same as for thin beds Open stopes Shrinkage stopes Cut and fill stopes Cut and fill stopes Square set stopes Open underhand stopes Square set stopes Top slicing Square set stopes Same as for thick beds or masses Open underhand stopes Underground glory hole Shrinkage stopes Sublevel stoping Cut and fill stopes Combined methods Cut and fill stopes Top slicing Sublevel caving Square set stops Combined methods Open underhand stopes Top slicing Sublevel caving Block caving Square set stopes Combined methods Top slicing Sublevel caving Square set stopes Combined methods Underground glory hole Shrinkage stopes Sublevel stoping Cut and fill Combined methods Top slicing Sublevel caving Block caving Square set stopes Combined methods
Wk = weak; stg = strong; flt = flat stp = steep. Fuente: Underground mining methods handbook.
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2.7.2 Método numérico de Hartman (1987) Desarrollo una cartilla de flujo para el proceso de selección del método de minado, basado en la geometría del depósito y las condiciones de terreno de la zona mineralizada. Hartman admite que el método es cualitativo y puede ser usado como primera aproximación. Esta clasificación incluye métodos de minado superficial, subterráneos, de carbón y en roca dura y esta se resume en el esquema siguiente:
52
Tabla 2.4:
Tabla de selección del método de minado desarrollado por Hartman (1987).
Fuente: Underground mining methods handbook.
53
2.7.3 Método numérico de Nicholas (1981) La clasificación propuesta por Nicholas, determina la factibilidad de los métodos de minado por valorización numérica, el primer paso es clasificar la geometría y la distribución de leyes de acuerdo la tabla de geometría del yacimiento y distribución de leyes, las características mecánicas del mineral, de la caja techo y de la caja piso son similarmente clasificadas, usando la tabla de características geomecánicas. Luego de esto se dan las puntuaciones de cada método de minado, con la tabla siguiente, de acuerdo con las características geométricas y distribución de leyes. Tabla 2.5:
Valoración de la geometría y distribución de leyes de diferentes métodos de minado.
Fuente: Underground mining methods handbook.
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A continuación se dan las puntuaciones de cada método de minado, con la tabla siguiente de acuerdo con las características geomecánicas del mineral, caja techo y caja piso. Tabla 2.6:
Valoración de las características geomecánicas del mineral, caja techo y caja piso de los diferentes métodos de minado.
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Fuente: Underground mining methods handbook.
Después de valorizar por la geometría y la distribución de las leyes, así como por las características geomecánicas, se evalúan diferentes escenarios donde la geometría y distribución de leyes, así como las características geomecánicas tienen diferentes pesos, es decir influyen más o menos en la selección del método, se puede utilizar la tabla que se muestra a continuación: Tabla 2.7:
Factores de peso de Nicholas.
Weighting Factors Ore Geometry Ore Zone Ground Conditions Hanging Wall Ground Conditions Footwal Ground Conditions
1,00 1,33 1,33 1,33
1,00 0,75 0,60 0,38
1,00 1,00 0,80 0,50
Fuente: Underground mining methods handbook.
Con esto se elabora una tabla resumen, con todos los métodos de minado que se adecuan mejor a las características geométricas y geomecánicas y se decide cuales pasan a la siguiente etapa de evaluación, a través del costo de operación y ritmo de producción requerido.
56
2.8
PROCEDIMIENTO DE SELECCIÓN DEL MÉTODO DE MINADO El procedimiento de selección del método de minado consiste en hacer una comparación de los parámetros primarios y los parámetros que resultan de la selección del método, y determinar cuál método es factible. El mejor método debería ser técnicamente factible y luego ser evaluado económicamente. A continuación se describirán las fases a seguir para la selección del método de minado, se debe de considerar la selección del método de minado un proceso iterativo durante toda la vida de la mina. El procedimiento se ha separado en dos etapas, la primera que es la de factibilidad técnica y la segunda que es la de factibilidad económica. Para realizar el estudio necesario de los parámetros en orden a seleccionar el método, deben seguir dos etapas. En la primera deben eliminarse los métodos que claramente no son aplicables. Los métodos que queden se ordenan según los costos, condiciones ambientales, producción necesaria, exigencias de mercado, etc. Hecho esto, se pasa a la segunda etapa, en la que deben hacer los anteproyectos de los métodos de minado que aparecen como factibles técnicamente, calculando sus costos y sus gastos de inversión para fijar la ley límite y calcular las reservas explotables. Durante esta fase de planificación se presentaran problemas con los métodos de minado preseleccionados y habrá que introducir modificaciones en los mismos. Dado la gran inversión que necesita una mina en la actualidad, se hace indispensable acertar en la elección del método de minado. Las técnicas de selección de métodos de minado antes mencionados nos ayudan en la primera etapa de este procedimiento.
57
Durante la primera etapa del estudio hay que definir la geometría y la distribución de la ley. La primera se caracteriza por su profundidad con relación a la superficie, potencia, buzamiento y forma general. La distribución de la ley clasifica la estructura en uniformes, gradualmente variables y erráticos, según que aquella sea constante, varié por zonas o tenga una distribución caprichosa. Los estudios de mecánica de rocas necesarios para elegir el método de minado adecuado, son prácticamente iguales a los que deben realizarse para proyectar la mina. Los estudios geotécnicos deben realizarse en varias fases. La primera fase corresponde precisamente al estudio de viabilidad, que es cuando se decide el método de minado adecuado, si bien en algunos casos, no es posible seleccionar un único método de minado y son dos o más, los que pasan a ser estudiados en la fase de proyecto. El comportamiento geotécnico de los diferentes materiales depende básicamente de la resistencia de las rocas, el grado de fracturación de los macizos rocosos y la resistencia de las discontinuidades. Normalmente en esta primera etapa de evaluación no hay muchos datos, por esta razón es muy importante reemplazar esta carencia de datos con juicio experto en estos temas. Los cuadros que a continuación se presentan son de mucha ayuda para estos fines.
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Tabla 2.8:
Tabla resumen de datos del yacimiento y distribución de leyes para la selección del método de minado.
GEOMETRÍA DEL YACIMIENTO Y DISTRIBUCIÓN DE LEYES 1. FORMA • Equidimensional o masivo: totas las dimensiones son similares en cualquier dirección. • Tabular: dos de las dimensiones son mucho mayores que la tercera. • Irregular: las dimensiones varían a distancias muy pequeñas. 2. POTENCIA DEL MINERAL • Estrecho (≤ 10 m) • Intermedio (10 m – 30 m) • Potente (30 m – 100 m) • Muy potente (≥ 100 m) 3. INCLINACION • Echada (≤ 20°) • Intermedio (20° - 55°) • Vertical (≥ 55°) 4. PROFUNDIDAD DESDE LA SUPERFICIE • Pequeña (≤ 150 m) • Intermedia (150 m – 600 m) • Alta (≥ 600 m) 5. DISTRIBUCION DE LEYES • Uniforme: la ley media del yacimiento se mantiene prácticamente constante en cualquier punto de este. • Gradual o diseminado: las leyes tienen una distorsión zonal, identificándose cambios graduales de unos puntos a otros. • Errático: no existe una distribución espacial entre las leyes, ya que estas cambian radicalmente de unos puntos a otros en distancias muy pequeñas. Fuente: Mecánica de rocas aplicado a la minería metálica subterránea.
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Tabla 2.9:
Tabla resumen de datos de las características geomecánicas para la selección del método de minado.
CARACTERÍSTICAS GEOMECÁNICAS 1. REISTENCIA DE LA MATRIZ ROCOSA (Resistencia a compresión simple (Mpa)/Presión del recubrimiento (Mpa)) • Pequeño (≤ 8) • Media (8 – 15) • Alta (≥ 15) 2. ESPACIEMIENTO ENTRE FRACTURAS Fracturas/m RQD (%) • Muy pequeño > 16 0 - 20 • Pequeño 10 – 16 20 - 40 • Grande 3 – 10 40 - 70 • Muy grande 3 70 - 100 3. RESISTENCIA DE LAS DISCONTINUIDADES Pequeña: discontinuidades limpias con una superficie suave o con material de relleno blando. Media: discontinuidades limpias con una superficie rugosa. Grande: discontinuidades rellenas con un material de resistencia igual o mayor que la roca intacta. Fuente: Mecánica de rocas aplicada a la minería metálica subterránea.
Durante la segunda etapa, se determinaran las reservas explotables. Para ello se necesita unos métodos de minado preseleccionados que son los que se adecuan a la estructura mineralizada técnicamente. Está claro que al elegir un método de minado para explotar una estructura mineral, debe preferirse el que consiga el menor costo por tonelada extraída, con el beneficio mayor y lo más rápido posible. Esto es la evaluación de los parámetros que resultan de la selección del método. También se deben evaluar algunos parámetros especiales o específicos del caso en estudio. Los cuadros que a continuación se presentan pueden ser de mucha ayuda en esta etapa de evaluación. Para los costos de los métodos de minado:
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Clasificación de Hartman Tabla 2.10:
Clasificación de los métodos de minado basado en el costo operativo relativo elaborado por Hartman.
Clasificación de métodos de excavación basados en el Costo de Operación relativa
MÉTODO DE EXCAVACIÓN
CLASIFICACIÓN DEL COSTO (PORCENTAJE)
HYDRAULINCKING. Dragado, LEACHAING Excavación a tajo abierto Bloque de espeleología. Excavación a tajo largo Excavación por Cámaras y pilares Excavación por Rebajes y pilares Excavación por subniveles Excavación por cámaras almacén, hundimiento de subniveles, excavación inducida Rebaje por corte y relleno
5 10 20 30
Rebaje por escuadra de madera
100
40 50 60
Fuente: Manual “Métodos de extracción subterránea”
Clasificación de Morrison Tabla 2.11:
Clasificación de los métodos de minado basado el costo operativo relativo elaborado por Morrison.
Clasificación de los métodos de excavación basados en el Costo de Operación relativa MÉTODO DE EXCAVACION Excavación a tajo abierto Bloque de espeleología Excavación por subniveles Hundimiento de subniveles Excavación a tajo largo Excavación por cámaras y pilares Excavación por cámaras almacén Excavación por corte y relleno Corte en la parte superior Excavación por escuadra de madera
CLASIFICACIÓN DE COSTOS (PORCENTAJE) Menor costo
Mayor costo Fuente: Manual “Métodos de extracción subterránea”
Para la productividad de los métodos de minado:
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Tabla 2.12:
Productividad de los métodos de minado en t/h-g y en t/mes.
MÉTODO DE EXCAVACION
Toneladas por jornada Proporción
Toneladas por mes Proporción
CÁMARAS Y PILARES
Normal 30 – 50
Alto 50 – 70
Alto 9,000 – 25,000
30 – 40
Normal 6,000 – 10,000 9,000 – 15,000 8,000 – 15,000 4,000 – 9,0 00 500 – 12,000
ESCAVACIÓN POR SUBNIVELES
20 – 40
40 – 50
BLOQUE DE ESPELEOLOGÍA
15 – 40
40 – 50
HUNDIMIENTO DE SUBNIVELES
15 – 30
30 – 40
EXCAVACIÓN POR CORTE Y RELLENO EXCAVACIÓN POR CÁMARAS ALMACÉN ESCALÓN ABIERTO
10 – 20 5 – 10
10 – 15
400 – 500
800 - 900
EXCAVACIÓN POR ESCUADRA MADERA
5 – 10
10 – 15
500 – 800
1,100 – 1,300
1–3
-
200 – 300
400 - 500
13,000 – 23,000 13,000 – 23,000 6,000 – 23,000
1,300 – 15,000
Fuente: Explotación subterránea, métodos y casos prácticos.
Para la recuperación, dilución, perdidas de los métodos de minado: Tabla 2.13:
Recuperación, dilución y perdidas de los métodos de minado.
MÉTODO DE EXCAVACION
CÁMARAS Y PILARES ESCAVACIÓN POR SUBNIVELES BLOQUE DE ESPELEOLOGÍA HUNDIMIENTO DE SUBNIVELES
EXCAVACIÓN POR CORTE Y RELLENO EXCAVACIÓN POR CÁMARAS ALMACÉN ESCALÓN ABIERTO EXCAVACIÓN POR ESCUADRA MADERA
Factor de Recuperación
Dilución
Pérdida
Proporción
Proporción
Proporción
Norm al 50 – 75 75 – 85 70 – 80 75 – 85 70 – 100 75 – 100 70 – 100 80 – 90
Alto
10 – 15 10 – 15 15 - 20
15 - 25
20 - 30
Norm al 25 – 50 15 – 25 20 – 30 15 –
15 - 20
0 – 30
5 – 35
15 - 20
0 – 25
5 – 30
80 - 100
10 – 15 10 – 15 5 – 10
10 - 15
0 – 30
5 – 35
90 - 100
5 – 15
15 - 20
10 - 20
15 - 25
60 – 75 80 - 85 75 – 85 80 - 90
80 - 100 85 - 100
Norm al 5 – 15
Alto 15 - 20
15 - 25
Alto 30 - 55 20 – 30 25 – 35 20 –
Fuente: Explotación subterránea, métodos y casos prácticos.
62
Adicionalmente a esto se puede considerar el cuadro que a continuación se presenta: Tabla 2.14:
Comparación de las características de los métodos de minado.
Fuente: Métodos de minado subterráneos – Universidad de Chile.
2.9
ESTIMACIÓN DE COSTOS Y EVALUACIÓN ECONÓMICA DEL MÉTODO DE MINADO La complejidad de las actividades de investigación y explotación de los yacimientos minerales, caracterizadas por la incertidumbre que las rodea y el alto costo de capital requerido para su realización, acentúan la necesidad de invertir según criterios selectivos de eficacia, estudiando las diversas alternativas para intentar acercarse a la solución óptima, tanto en el plano técnico como en el económico.
63
Cualquier proyecto minero, independiente de la fase en la que se encuentre ya sea en la etapa de investigación, evaluación o desarrollo presenta una dimensión económica ineludible que debe realizarse antes de asignar los recursos necesarios para llevarlo a cabo. A continuación se describen los pasos para realizar una estimación de costos y una evaluación económica del método de minado. 2.9.1 Estimación de las reservas minables y valor del mineral Para estimar las reservas minables del método de minado se tendrá en cuenta la recuperación del método de minado, para estimar la recuperación del método de minado se considerara los pilares de rumbo y buzamiento, así como las pérdidas operativas, y la dilución del método de minado, esta dilución calculada con el método de O’ Hara. Para calcular las reservas minables nos ayudaremos con las expresiones: 𝑅𝑅𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚 = 𝑅𝑅𝑔𝑔 ∗ 𝑅𝑅𝑅𝑅𝑅𝑅𝑚𝑚𝑚𝑚 ∗ (1 + 𝐷𝐷(%)𝑚𝑚𝑚𝑚 ) Dónde: Rmin
Reservas minables (t)
Rg
Reservas geológicas totales del tajo (t)
Recmm
Recuperación del método de minado (%)
D (%) mm
Dilución del método de minado (%)
Para determinar las leyes diluidas de acuerdo al método de minado, se utilizara la expresión:
64
𝐿𝐿𝐿𝐿𝐿𝐿𝑑𝑑𝑑𝑑𝑑𝑑 =
𝑅𝑅𝑔𝑔 ∗ 𝑅𝑅𝑅𝑅𝑅𝑅𝑚𝑚𝑚𝑚 ∗ 𝐿𝐿𝐿𝐿𝐿𝐿𝑔𝑔 𝑅𝑅𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚
Dónde: Leydil
Ley diluida
Rg
Reservas geológicas totales del tajo (t)
Recmm
Recuperación del método de minado (%)
Leyg
Ley geológica
Rmin
Reservas minables (t)
Para calcular el valor del mineral, se recurrirá a la metodología utilizando los valores de punto, los valores de punto nos dan factores por cada contenido metálico del mineral de cabeza sobre la base de datos metalúrgicos y comerciales. En su desarrollo se considera las actuales condiciones de la capacidad de producción e infraestructura, así como los niveles de productividad y condiciones del mercado de metales. Los factores por cada contenido metálico multiplicado por las leyes de cabeza del mineral, nos proporcionaran el valor comercial unitario de ese mineral. Es decir, se incorpora el proceso de producción y comercial completamente a las leyes del mineral in-situ. Los componentes de estos factores son; cotizaciones internacionales, condiciones de contrato (deducciones obligatorias, deducciones a leyes, maquilas, fletes, seguros, etc.), estos dos nos definen las recuperaciones comerciales; las recuperaciones metalúrgicas, el tonelaje del mineral de cabeza, el tonelaje de concentrados, las leyes de mineral de cabeza y el grado
65
del concentrado, estos cinco últimos nos definen la recuperaciones metalúrgicas. La limitación del modelo radica, en que considera la infraestructura y tamaño de organización del momento que se desarrolla el mismo. En consecuencia, si cambian las condiciones de capacidad de producción y/o del mercado de metales, los factores obtenidos no asumirán dicho cambio. La expresión para determinar el valor de mineral es: 𝑉𝑉𝑉𝑉𝑉𝑉 = 𝐿𝐿𝐿𝐿𝐿𝐿𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚 1 ∗ 𝐹𝐹𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚 1 + 𝐿𝐿𝐿𝐿𝐿𝐿𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚 2 ∗ 𝐹𝐹𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚 2 + 𝐿𝐿𝐿𝐿𝐿𝐿𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚 3 ∗ 𝐹𝐹𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚 3 + 𝐿𝐿𝐿𝐿𝐿𝐿𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚 4 ∗ 𝐹𝐹𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚 4 Dónde: VPT
Valor por tonelada de mineral
Leymet
Ley de cabeza de los metales
Fmet
Factor del contenido metálico
2.9.2 Estimación de los costos de minado En resumen el costo de minado, es el gasto desde la preparación de los bloques de mineral para la explotación del tajeo hasta la puesta de mineral en la tolva de gruesos de la planta concentradora. Estos costos para el método de minado consideran los costos referidos a mano de obra, herramientas, accesorios de perforación, materiales e insumos para la voladura, el sostenimiento, el costo de los equipos, el costo de transporte y el costo de servicios e instalaciones mineras.
66
2.9.3 Estimación de los costos de producción El costo de producción, es la suma del costo de minado, los servicios generales y el costo del procesamiento de minerales. 2.9.4 Estimación de los costos de operación El costo de operación, es la suma del costo de producción, la comercialización de concentrados, los gastos administrativos, la depreciación y amortización y los gastos del plan de cierre. Tabla 2.15:
Costos de minado, producción y operación.
+
PREPARACIONES
+
EXPLOTACION PERFORACION VOLADURA ACARREO TRANSPORTE
+
SERVICIOS ADMINISTRATIVOS MINA
+
SERVICIOS AUXILIARES MINA COSTO DE MINADO
+
PROCESAMIENTO DEMINERALES
+
SERVICIOS GENERALES COSTO DE PRODUCCION
+
COMERCIALIZACION DE CONCENTRADOS
+
GASTOS ADMINISTRATIVOS
+
DEPRECIACION Y AMORTIZACION
+
PLAN DE CIERRE COSTO DE OPERACIÓN Fuente: Elaboración propia.
2.9.5 Estimación del margen de utilidad Para determinar el margen de utilidad del método de minado, se considera el valor económico del mineral y el costo unitario de operación.
67
Empleando la siguiente expresión se calcula el margen de utilidad a obtener con la aplicación del método de minado. 𝑀𝑀𝑀𝑀𝑀𝑀𝑀𝑀𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢 = 𝑉𝑉𝑉𝑉𝑉𝑉 − 𝐶𝐶𝐶𝐶𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢 Dónde: Margútil
Margen de utilidad (USD/t)
VPT
Valor por tonelada de mineral (USD/t)
COunit
Costo unitario de operación (USD/t)
Tabla 2.16:
Valor de mineral, aporte marginal y margen de utilidad
COSTO DE OPERACIÓN (con inversiones) COSTO DE OPERACIÓN (sin inversiones) + + + +
VALOR METAL 1 VALOR METAL 2 VALOR METAL 3 VALOR METAL 4 VALOR DE MINERAL
+ -
VALOR DE MINERAL COSTO DE OPERACIÓN (sin inversiones) APORTE MARGINAL
+ -
VALOR DE MINERAL COSTO DE OPERACIÓN (con inversiones) MARGEN DE UTILIDAD Fuente: Elaboración propia.
2.9.6 Evaluación económica El objetivo de esta evaluación es obtener una base cuantitativa. Dada la importancia de la generación de los flujos de caja en el tiempo, para la evaluación final, es necesario considerar el valor del dinero en el tiempo, para ello se emplea los métodos de evaluación económica usando los criterios del valor presente neto (VAN) y la tasa interna de retorno (TIR).
68
2.9.6.1 Evaluación económica según el criterio del valor presente neto (VAN) Para estimar el valor presente neto se ha emplea una tasa de actualización que en suma expresa la garantía de rendimiento mínimo de la inversión. La selección de esta tasa de actualización se considera crítica para la evaluación de este método de evaluación, pues esta descuenta los flujos de caja anuales. Para calcular el valor presente neto se actualizan los flujos de efectivo llevándolos a valor presente, luego se suma el valor presente de cada flujo y se le resta la inversión inicial. La inversión inicial para la implementación y/o cambio de método de minado se debe calcular con la mayor certeza, pues esta puede tener mucha relevancia en los resultados. El valor presente neto se calcula con la expresión: 𝑡𝑡=𝑛𝑛
𝑉𝑉𝑉𝑉𝑉𝑉 = −𝐼𝐼0 + � 𝑡𝑡=𝑗𝑗
𝐵𝐵𝐵𝐵𝑗𝑗 (1 + 𝑖𝑖)𝑡𝑡
Dónde: VAN
Valor presente neto
I0
Inversión inicial
I
Tasa de actualización o costo de oportunidad
BNj
Beneficio neto actual desde j=1 hasta n años
n
Periodo de duración
69
Si el valor presente neto (VAN) tiene valores positivos, significa que la rentabilidad de la inversión está por encima de la tasa de actualización. Esto garantiza que la inversión inicial se recupera y se obtendrá el retorno financiero. 2.9.6.2 Evaluación económica según el criterio de la tasa interna de retorno (TIR) La tasa interna de retorno o tasa interna de rentabilidad (TIR) de una inversión es el promedio geométrico de los rendimientos futuros esperados de dicha inversión, y que implica por cierto el supuesto de una oportunidad para “reinvertir”. En términos simples, diversos autores la conceptualizan como la tasa de descuento con la que el valor actual neto o valor presente neto (VAN) es igual a cero. La TIR puede utilizarse como indicador de la rentabilidad de un proyecto: a mayor TIR, mayor rentabilidad; se utiliza como uno de los criterios para decidir sobre la aceptación o rechazo de un proyecto de inversión. Para ello, la TIR se compara con una tasa mínima, tasa de corte o el coste de oportunidad de la inversión (si la inversión no tiene riesgo, el coste de oportunidad utilizado para comparar la TIR será la tasa de rentabilidad libre de riesgo). Si la tasa de rendimiento del proyecto (expresada por la TIR) supera la tasa de corte, se acepta la inversión; en caso contrario, se rechaza. 𝑡𝑡=𝑛𝑛
𝑉𝑉𝑉𝑉𝑉𝑉 = −𝐼𝐼0 + � 𝑡𝑡=𝑗𝑗
𝐵𝐵𝐵𝐵𝑗𝑗 =0 (1 + 𝑇𝑇𝑇𝑇𝑇𝑇)𝑡𝑡
70
Dónde: VAN
Valor presente neto
I0
Inversión inicial
TIR
Tasa de interna de retorno
BNj
Beneficio neto actual desde j=1 hasta n años
n
Periodo de duración
La TIR o tasa de rendimiento interno, es una herramienta de toma de decisiones de inversión utilizada para conocer la factibilidad de diferentes opciones de inversión. El criterio general para saber si es conveniente realizar un proyecto es el siguiente: Si TIR ˃ r; Se aceptará el proyecto. La razón es que el proyecto da una rentabilidad mayor que la rentabilidad mínima requerida. Si TIR ˂ r; Se rechazará el proyecto. La razón es que el proyecto da una rentabilidad menor que la rentabilidad mínima requerida. Donde; r representa el costo de oportunidad.
71
CAPITULO III SELECCIÓN DEL METODO DE MINADO
3.1
ASPECTOS GENERALES La selección del método de minado consto de dos etapas, la primera etapa que se le puede llamar “Factibilidad técnica”, tiene por fin preseleccionar los mejores métodos con respecto a sus parámetros primarios, estos parámetros primarios abarcan: Las características espaciales del depósito, las condiciones geológicas e hidrológicas, y las propiedades geotécnicas. Para esta primera etapa se hará uso del método numérico de Nicholas para la selección de métodos de minado. La segunda etapa que se le puede llamar “factibilidad económica”, tiene por fin hacer una comparación de los parámetros que resultan de la selección del método o de los métodos preseleccionados en la primera etapa, los parámetros que resultan de la selección del método abarcan: Las
72
consideraciones económicas, Los factores tecnológicos, y los aspectos ambientales. 3.2
FACTIBILIDAD TÉCNICA DEL MÉTODO DE MINADO 3.2.1 Parámetros primarios Los parámetros primarios de los métodos de minado son: Las características espaciales del depósito, que están conformados por el tamaño del cuerpo mineralizado, forma, ubicación y profundidad; las condiciones geológicas e hidrológicas, que están
conformados por la mineralogía y petrografía,
composición química, estructuras del depósito, planos de debilidad, aguas subterráneas e hidrología, uniformidad, alteración e intemperismo; y las propiedades geotécnicas, que están conformados por las propiedades elásticas, la conducta plástica o visco elástica, la consolidación, compactación y competencias y las propiedades físicas. Los parámetros primarios de la veta Matacaballo del Nv 642 de la mina reliquias se resumen en la tabla que a continuación se presenta:
73
Tabla 3.1:
Parámetros primarios.
GEOMETRIA DEL YACIMIENTO FORMA
POTENCIA
BUZAMIENTO TAMAÑO REGULARIDAD PROFUNDIDAD DISTRIBUCION LEYES
La forma de la veta Matacaballo se asemeja mas a una forma tabular don de predominan la longitud y la profundidad y se comporta a manera de rosario. Los depositos cuaternarios tipo coluvial y fluvioglacial yacen cubierdo los afloramientos rocosos, estos depositos en su mayoria tienen un reducido espesor,la veta Matacaballo en la zona de estudio la veta tiene una potencia de 1.5m a 3.4m. El alineamiento de la veta Matacaballo corresponde al patron estructural dominante Este - Oeste, y tiene un buzamiento entre 68° a 72°, con un promedio en la zona de estudio de 71°. Los recursos aproximados en este bloque llegan al orden de los 102,600t. La estructura mineralizada es poco irregular, sobre el rumbo y sobre el buzamiento. Se encuentra entre los 100m a 180m de profundidad. La estructura mineralizada esta conformada por una estructura de veta principal muy uniforme y diseminacion mineral a los lados de esta, donde el halo de diseminación no es mas de 1.0 m y las leyes tienen concentraciones en algunos puntos de la estructura.
ASPECTOS GEOTECNICOS RESISTENCIA CAJA TECHO RESISTENCIA MINERAL RESISTENCIA CAJA PISO DISCONTINUIDADES CAJA TECHO DISCONTINUIDADES MINERAL DISCONTINUIDADES CAJA PISO RQD CAJA TECHO RQD MINERAL RQD CAJA PISO CONDICION DE AGUA SUBTERRANEA
La resistencia a la compresion simple de la roca de la caja techo alcanza los valores de 106.8Mpa La resistencia a la compresion simple del mineral alcanza los valores de 65.28Mpa La resistencia a la compresion simple de la roca de la caja piso alcanza los valores de 99.40Mpa Pocas discontinuidades, de 1 a 2 por metro, rugosas, ligera alteracion, relleno duro Pocas discontinuidades, de 3 a 4 por metro, moderadamente rugosas, moderada alteracion, relleno suave. Pocas discontinuidades, de 2 a 3 por metro, moderadamente rugosas, moderada alteracion, relleno duro. 72 65 67 Poca o casi nula presencia de agua
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
El análisis de estos parámetros se realizara con el método numérico de Nicholas, para esto se realizara una clasificación de los parámetros antes
74
mencionados de acuerdo a como lo expone el método numérico de Nicholas, esta clasificación se presenta en la tabla que a continuación se presenta: Tabla 3.2:
Clasificación de los parámetros según método numérico de Nicholas.
Nv 642 VETA MATACABALLO - MINA RELIQUIAS GEOMETRIA Y DISTRIBUCION DE LEYES
CARACTERISTICAS GEOMECANICAS
24.7222222 15.1111111 23.0092593
FORMA
RESISTENCIA DE LA MATRIZ ROCOSA Pequeño (≤ 8Mpa) Media (8Mpa - 15Mpa) Alta (≥ 15Mpa)
CAJA TECHO MINERAL CAJA PISO
Equidimensional o Masivo Tabular Irregular POTENCIA DEL MINERAL Estrecho (≤ 10m) Intermedio (10m - 30m) Potente (30m - 100m) Muy potente (≥ 100m) INCLINACION Echada (≤ 20°) Intermedio (20° - 55°) Vertical (≥ 55°) PROFUNDIDAD DESDE LA SUPERFICIE Pequeña (≤ 150m) Intermedia (150m - 600m) Alta (≥ 600m) DISTRIBUCION DE LEYES Uniforme Gradual o Diseminado Erratico
X
X
X
X
X
X
ESPACIAMIENTO ENTRE FRACTURAS X Muy Pequeño Pequeño Grande Muy Grande
X
fracturas/m ≥ 16 10 - 16 3 - 10 ≤3
RESISTENCIA DE LAS DISCONTINUIDADES Pequeña Media Grande
RQD (%) 0 - 20 20 - 40 40 - 70 70 - 100
X
X X X
X Para el caso de estudio, teniendo en cuenta que el peso unitario promedio del macizo es de26.5KN/m3 y que la excavacion se encuentra a una profundidad promedio de 140m, el nivel de esfuerzo vertical in situ a considerar es de 4.32Mpa X
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
75
3.2.2 Análisis de los parámetros primarios Al realizar el análisis de los parámetros primarios con el método numérico de Nicholas, obtenemos cuatro métodos de minado que se adecuan a los parámetros primarios (espaciales, geológicos y geomecánicos), todos estos con diferentes valores pero muy cercanos. Estos cuatro métodos de minado se consideran factibles técnicamente. El resultado resumido de este análisis se muestra en la tabla siguiente: Tabla 3.3:
Resumen del análisis con el método numérico de Nicholas.
GEOMETRIA Y DISTRIBUCION LEYES Forma Potencia del mineral Inclinacion Distribucion de leyes Profundidad GEOMECANICA Zona Mineral Resitencia matriz rocosa Espaciamiento fracturas Resistencia discontinuidades Zona Caja Techo Resitencia matriz rocosa Espaciamiento fracturas Resistencia discontinuidades Zona Caja Piso Resitencia matriz rocosa Espaciamiento fracturas Resistencia discontinuidades
CARACTERSITICAS Mining Method Nv 642 VETA MATACABALLO Sub level Stoping Shrinkage Stoping Cut and Fill Stoping Square Set Stoping Tabular 2 2 4 2 Estrecha 1 1 4 4 4 4 4 3 Vertical 3 3 3 3 Uniforme 0 0 0 0 Pequeña 10 10 15 12 CARACTERSITICAS Mining Method Nv 642 VETA MATACABALLO Sub level Stoping Shrinkage Stoping Cut and Fill Stoping Square Set Stoping Fuerte Amplio Pequeña
4 1 0
4 3 0
2 2 3
1 2 4
Fuerte Muy Amplio Grande
4 4 4
1 4 4
2 2 2
2 1 2
Fuerte Amplio Media
4 2 1 24 34
3 3 2 24 34
2 2 4 21 36
2 2 4 20 32
Total
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
76
Para estos cuatro métodos de minado se analizaran los parámetros que resultan de la selección del método, es decir estos cuatro métodos de minado pasaran a la factibilidad económica. 3.3
FACTIBILIDAD ECONÓMICA DEL MÉTODO DE MINADO 3.3.1 Parámetros que resultan de la selección del método Los parámetros que resultan de la selección del método de minado son: Las consideraciones económicas, que están conformados por las reservas (tonelaje y leyes), la cantidad de producción, la vida de la mina, productividad y costos de minado; Los factores tecnológicos, que están conformados por la recuperación de mina, la dilución, la flexibilidad del método a condiciones cambiantes, la selectividad, la concentración o dispersión de trabajos, la intensidad de capital, mano de obra y mecanización; y los aspectos ambientales, que están conformados por el control de aperturas para prevención de accidentes, las subsidencias o efectos de hundimiento en superficie, el control atmosférico, la productividad y la fuerza laboral. Los parámetros que resultan de la selección del método de minado que se analizaran para el caso en estudio, se presentan en la tabla siguiente:
77
Tabla 3.4:
Parámetros que resultan de la selección del método.
CONSIDERACIONES ECONOMICAS Reservas (tonelaje y leyes) Cantidad de produccion Vida Productividad Costos de minado FACTORES TECNOLOGICOS Recuperacion Dilucion Flexibilidad Selectividad Concentracion/dispersion Velocidad de desarrollo Intensidad de capital Mano de obra Mecanizacion ASPECTOS AMBIENTALES Control de aperturas Subcidencias/hundimientos Control atmosferico Productividad Fuerza laboral Seguridad y Salud Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
3.3.2 Análisis de los parámetros que resultan de la selección del método Al realizar el análisis de los parámetros que resultan de la selección del método (las consideraciones económicas, los factores tecnológicos y los aspectos ambientales), y tomando en consideración los lineamientos estratégicos de la empresa (expectativas de crecimiento), el método de minado que mejor se adecuada técnica y económicamente para la recuperación de rellenos antiguos y diseminados es el sub level stoping, seguido por el cut and fill mining, el resumen de este análisis se muestra en la tabla que a continuación se presenta:
78
Tabla 3.5:
Resumen del análisis de parámetros que resultan de la selección del método. Sub level Stoping
Shrinkage Stoping
Cut and Fill Stoping
Square Set Stoping
CONSIDERACIONES ECONOMICAS
Reservas (tonelaje) Reservas (leyes) Cantidad de produccion Vida Productividad Costos de minado
96,850t - 109,010t 3.60Oz - 3.81Oz 6,500t - 14,500t 7.5meses - 14.9meses
100,997t - 111,514t 98,111t - 108,038t 95,930t - 114,527t 3.83Oz - 4.00Oz 3.83Oz - 4.00Oz 3.83Oz - 4.09Oz 450t - 850t 6,250t - 8,150t 250t - 450t 131.2meses - 224.5meses 13.25meses - 15.7meses 254.5meses - 383.5meses
22.5t/hb-gdia - 35t/hb-gdia 7.5t/hb-gdia - 12.5t/hb-gdia 15t/hb-gdia - 35t/hb-gdia
2t/hb-gdia - 3t/hb-gdia
Bajo
Alto
Medio
Muy alto
80% - 85% 18% - 25% Moderada Baja Baja Moderado Alta Alta especializacion Altamente mecanizable
87.5% - 92.5% 12.5% - 17.5% Moderada Moderada Alta Rapido Baja Baja especializacion Baja mecanizacion
85% - 90% 12.5% - 17.5% Moderada Alta Moderada Moderado Moderada Moderada especializacion Mecanizable
85% - 95% 10% - 17.5% Alta Alta Alta Lenta Baja Baja especializacion Sin mecanizacion
Moderada Moderada Facil Alta Baja Buena
Alta Baja Dificil Baja Intensa Moderada
Alta Baja Moderada Moderada Moderada Moderada
Moderada Baja Dificil Baja Intensa Pobre
FACTORES TECNOLOGICOS
Recuperacion Dilucion Flexibilidad Selectividad Concentracion/dispersion Velocidad de desarrollo Intensidad de capital Mano de obra Mecanizacion ASPECTOS AMBIENTALES
Control de aperturas Subcidencias/hundimientos Control atmosferico Productividad Fuerza laboral Seguridad y Salud
De este analisis; tomando en consideracion los lineamientos estrategicos de la empresa (espectativas de crecimiento), el metodo de minado para la recuperacion de los rrellenos antiguos y diseminados que mejor se adecua tecnica y economicamente seria el Sub level Stoping, seguido por el Cut and Fill Stoping. Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
Luego de escoger solo estos dos métodos de minado como las mejores alternativas técnicas y económicas para las características de la zona en estudio, se procede a realizar el diseño de estas donde se definirá con exactitud la geometría y los sistemas del método de minado, así como las dimensiones de las labores, los equipos, la dilución, la recuperación, etc.
79
CAPITULO IV ESTIMACION DE COSTOS Y ANALISIS ECONOMICO
4.1
ASPECTOS GENERALES Antes de la estimación de los costos y la evaluación económica del método de minado, se debe definir con la mayor exactitud posible todos los parámetros del diseño geomecánico y operacional para el o los métodos de minado a realizar el análisis. Estos parámetros de diseño geomecánico y operacional se tendrán en cuenta al realizar la estimación de costos y el análisis económico.
4.2
PARÁMETROS DE DISEÑO GEOMECÁNICO Y OPERACIONAL La definición de los parámetros de diseño geomecánico y operacional, no son motivo de este informe, en el caso de estudio se definirán los parámetros de diseño geomecánico y operacional para los métodos de minado de Sub level Stoping y el Cut and Fill Stoping.
80
Los parámetros de diseño geomecánico y operacional comprenden, las dimensiones del tajo, dimensiones de los pilares, ancho de minado, secciones de las labores, dilución, recuperación, etc. Estos parámetros de diseño geomecánico y operacional se describen resumidamente en las tablas que a continuación se presentan, las dos primeras tablas para el Sub level stoping y las dos siguientes para el Cut and fill Stoping: Tabla 4.1:
Parámetros de diseño geomecánico y operacional de Sub level Stoping. SUB LEVEL STOPING
Ancho de veta Buzamiento Dilucion Ancho de minado Recuperacion minera Reservas geologicas Reservas minables Leyes geologicas
2.5 71 33.44 3.76 84 103,805.47 116,359.41 Ag Au Pb Zn
4.52 0.012 0.38 0.36
Ag Au Pb Zn
3.39 0.009 0.28 0.27 8,950.00 13.00 50.0 260.0 1.0 642 710 50 1 20 8 0 0 13
m ° % m % t t Oz Oz % %
Leyes minables
Ritmo de produccion Vida de tajo Altura de tajo Longitud de tajo Numero de tajos Nivel base Nivel superior Altura entre niveles Numero de sub niveles Altura entre subniveles Altura de pilar de rumbo Ancho de pilares de buzamiento Distancia entre pilares de buzamiento Distancia efectiva explotacion - By pass
Oz Oz % % t/mes meses m m
m m m m m m
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
81
Tabla 4.1:
Parámetros de diseño geomecánico y operacional de Sub level Stoping (cont.).
Longitud maxima perforacion taladros Positivos Negativos Burden y espaciamiento Burden Espaciamiento Perforacion especifica Carga especifica Desviacion Ratio de preparacion Aporte de mineral en preparaciones Disponibilidad mecanica Utilizacion efectiva de equipos Rendimiento equipos acarreo Sccop 2.5Yd3 Sccop 2.5Yd3 Sccop 3.5Yd3 Sccop 3.5Yd3 Rendimiento equipos perforacion Speider JF Preparaciones y desarrollos Rampa explotacion By pass explotacion Ventanas explotacion Ventanas explotacion Crucero 1 By pass perforacion Ventanas perforacion Crucero acceso Camara ventilacion Chimenea ventilacion Ventana ventilacion Camara Ore pass Chimenea slot positivo Chimenea slot negativo
14.5 m 12.5 m 1.2 m 1.5 m 2.93 t/m 0.35 Kg/t 2.5 % 82.14 t/m 2,755.07 t 81 % 68 % 22.8 t/h 26.3 t/h 31.9 t/h 36.6 t/h 11.6 m/h 1 1 6 7 1 1 13 1 1 1 1 1 13 13
3.0mx3.0m 3.5mx3.5m 3.5mx3.0m 3.5mx3.0m 3.0mx3.0m 3.5mx3.0m 3.5mx3.0m 3.5mx3.0m 3.0mx3.0m 1.5mx1.5m 3.0mx3.0m 3.5mx3.0m 1.5mx1.5m 1.5mx1.5m
213.2 m 260.0 m 78.0 m 91.0 m 10.5 m 260.0 m 169.0 m 50.0 m 7.0 m 52.0 m 7.0 m 13.0 m 169.0 m 104.0 m
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
82
Tabla 4.2:
Parámetros de diseño geomecánico y operacional de Cut and fill Stoping.
CUT AND FILL STOPING Ancho de veta Buzamiento Dilucion Ancho de minado Recuperacion minera Reservas geologicas Reservas minables Leyes geologicas
2.5 m 71 ° 16.72 % 3.00 m 92 % 59,288.89 t 63,667.17 t Ag Au Pb Zn
4.52 Oz 0.012 Oz 0.38 % 0.36 %
Ag Au Pb Zn
3.87 Oz 0.010 Oz 0.33 % 0.31 % 5,305.00 t/mes 12.00 meses 50.0 m 148.5 m 2.0 642 710 50 m 0m 4m 0m 0m
Leyes minables
Ritmo de produccion Vida de tajo Altura de tajo Longitud de tajo Numero de tajos Nivel base Nivel superior Altura entre niveles Altura entre subniveles Altura de pilar de rumbo Ancho de pilares de buzamiento Distancia entre pilares de buzamiento
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
83
Tabla 4.2:
Parámetros de diseño geomecánico y operacional de Cut and fill Stoping (cont.).
Longitud maxima perforacion taladros Positivos 3.6 m Negativos 0m Burden y espaciamiento Burden 1.1 m Espaciamiento 1.2 m 3.02 t/m Perforacion especifica 0.64 Kg/t Carga especifica 1.5 % Desviacion 111.07 t/m Ratio de preparacion 2,341.01 t Aporte de mineral en preparaciones 81 % Disponibilidad mecanica 68 % Utilizacion efectiva de equipos Rendimiento equipos acarreo 23.4 t/h Sccop 2.5Yd3 21.3 t/h Sccop 2.5Yd3 Rendimiento equipos perforacion 13.1 m/h Speider JF Preparaciones y desarrollos 1 3.0mx3.0m Rampa explotacion 1 3.5mx3.0m Crucero acceso 1 3.0mx3.0m Crucero 1 1 3.0mx3.0m Crucero 2 1 3.0mx3.0m Crucero 3 1 3.0mx3.0m Crucero 4 1 3.0mx3.0m Galeria base 2 1.5mx1.5m Chimenea ventilacion 2 3.0mx3.0m Ventana ventilacion 2 3.0mx3.0m Camara chimenea ventilacion gemela 2 1.5mx1.5m Chimenea ventilacion gemela 2 3.0mx3.0m ventana chimenea ventilacion gemela 1 3.5mx3.0m Camara Ore pass 1 3.0mx3.0m Camara chimenea Ore pass tajo 1 3.0mx3.0m Camara chimenea Waste pass tajo 1 1.5mx1.5m Chimenea Ore pass tajo 1 1.5mx1.5m Chimenea Waste pass tajo 5 3.0mx3.0m Ventana chimenea Ore pass tajo 5 3.0mx3.0m Ventana chimenea Waste pass tajo
257.8 m 50.0 m 25.0 m 25.0 m 25.0 m 25.0 m 148.5 m 104.0 m 14.0 m 16.0 m 42.0 m 16.0 m 13.0 m 6.0 m 6.0 m 52.0 m 52.0 m 30.0 m 30.0 m
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
84
4.3
RESERVAS MINABLES Y VALOR DE MINERAL La estimación de las reservas minables se determinaran para los dos métodos de minado antes mencionados (Sub level Stoping y Cut and fill Stoping), considerando la reserva geológica, la recuperación minera de cada método de minado, la dilución para cada método de minado y se debe de tener en cuenta las dimensiones de los tajos para cada método de minado en evaluación, con esto se obtienen los resultados que a continuación se muestran: Tabla 4.3:
Reservas minables para los métodos de minado en evaluación (SLS y CFS).
Metodo de Minado Reservas geologicas Recuperacion minera Dilucion Reservas minables
Sub level Stoping Cut and fill Stoping 103,805.47 t 118,577.79 t 84 % 92 % 33.44 % 16.72 % 116,359.41 t 127,334.35 t Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
Para la estimación del valor de mineral de ambos métodos de minado, primero obtendremos las leyes minables o diluidas, considerando las leyes geológicas y la dilución de cada método de minado. Obtenidas las leyes minables y considerando los valores de punto de cada contenido metálico obtendremos el valor del mineral para cada método de minado, esto se resume en la tabla que se presenta:
85
Tabla 4.4:
Valor de mineral de los métodos de minado en evaluación (SLS y CFS).
Sub level Stoping Metodo de Minado Ag Au Pb 4.52Oz/t 0.012Oz/t 0.38%/t Leyes geologicas Leyes minables (diluidas) 3.39Oz/t 0.009Oz/t 0.28%/t 18.6 $/Oz 675.9 $/Oz 6.8 $/% Valores de punto 62.9 $/t 6.1 $/t 1.9 $/t Valor de mineral 73.19US$/t
Zn 0.36%/t 0.27%/t 8.5 $/% 2.3 $/t
Cut and fil Stoping Ag Au Pb 4.52Oz/t 0.012Oz/t 0.38%/t 3.87Oz/t 0.01Oz/t 0.33%/t 18.6 $/Oz 675.9 $/Oz 6.8 $/% 71.9 $/t 6.9 $/t 2.2 $/t 83.67US$/t
Zn 0.36%/t 0.31%/t 8.5 $/% 2.6 $/t
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
4.4
ESTIMACIÓN DE LOS COSTOS DE MINADO La estimación de costos de minado se debe hacer con la mayor precisión posible, considerando los parámetros de diseño y operación de cada método de minado en evaluación. Esta estimación para los dos métodos de minado en evaluación se muestra en las tablas siguientes:
86
Tabla 4.5:
Estimación del costo de minado de Sub level Stoping.
COSTO DEL METODO DE MINADO RECUPERACION DE RELLENOS Y DISEMINADOS ANTIGUOS SUB LEVEL STOPING (PERFORACION EN ABANICO Y EN ANILLO) LONGITUD DE TAJO
260.0 m
ANCHO DE VETA
2.5 m
ALTURA DE PERF (+)
13.2 m
ALTURA DE PERF (-)
7.6 m
P.E. MINERAL
3.02 t/m3
P.E. DESMONTE
2.5 t/m3
% RECUPERACION
84%
ALTURA DE BLOCK
50 m
BUZAMIENTO DE VETA
71 º
TONELAJE DE BLOCK
103,805.5 t
ANCHO DE PILAR DE BUZAMIENTO
0.0 m
ALTURA DE PILAR DE RUMBO
8.0 m
NUMERO DE PILARES DE RUMBO
1.0 uni
NUMERO DE PILARES DE BUZAMIENTO
0.0 uni
NUMERO DE SUBNIVELES
1.0
NUMEROS DE GALERIAS BASE
1.0
TONELAJE EN PILARES
16,608.9 t
TONELAJE EXPLOTABLE DEL BLOCK
87,196.6 t
TONELAJE MINABLE DEL BLOCK
116,354.3 t
KGS DE EXPLOSIVO
41,302.6 Kgs
FACTOR DE POTENCIA
0.35 Kgs/t
MALLA DE PERFORACION
1.2 1.5
Nº DE TAL/SECC (+)
29.0 Tal
Nº DE TAL/SECC (+) y (-)
49.0 Tal
TIPO DE PERFORACION DILUCION
En abanico y anil o 33.44 % Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
87
Tabla 4.5:
Estimación del costo de minado de Sub level Stoping (cont.).
PERFORACION
Rend
Unid
Sub Total
Tarifa $/.
12.2 m/h
RENDIMIENTO PERF(+)
2.9 t/m
RATIO DE PERF (+)
11.6 m/h
RENDIMIENTO PERF(-) RATIO DE PERF (-)
2.9 t/m
HORAS/GDIA
5.5 h
GDIA/DIA
2.0 Uni
DIAS/MES
25.0 dias 1.8 m2
MALLA PERFO TONELADAS PERFORACION (+)
51,969.5 t
TONELADAS PERFORACION (-)
14,848.4 t
No TALADROS POSITIVOS
1,352.0 Uni
No TALADROS NEGATIVOS
533.0 Uni
METROS PERFORADOS PERF (+)
17,717.4 m
METROS PERFORADOS PERF (-)
5,062.1 m
HORAS DE PERFORACION
1,888.6 h $/h
COSTO POR HORA DE PERRFORACION (incluido operador) DIAS DE PERFORACION
72.54
137,001
171.7 dias 137,001
US$ ACCESORIOS Perforacion positiva
Rend
Unid
Tarifa $/.
Sub Total
Shank Adapter T-38
2600 m
240
0.09
Barra MF T-38 4 pies
2500 m
173
0.76
Nº de barras
11.03 Uni 120
0.20
Broca retractil T-38 (64 mm)
600 m
Tubo PVC 2" (taladro entubado al 100%)
1.0 m
0.36
Subtotal Perforacion negativa
US$ Rend
Unid
0.36 25,081.71
Tarifa $/.
Sub Total
Shank Adapter T-38
2600 m
240
0.09
Barra 4 pies
2500 m
173
0.44
Nº de barras
6.30 Uni
Broca retractil (64 mm)
600 m
120
0.20
Tubo PVC 2" (taladro entubado al 100%)
1.0 m
0.36
0.36
Broca escareadora (89 mm)
1200 m
174
0.15
Barra piloto
2000 m
31
0.02
Tubo de PVC 3" (0.4m/tal neg) sistema casing
213.2 m
Costo /tonelada
0.48
102.34
US$
5,629.58
US$/t
1.92
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
88
Tabla 4.5:
Estimación del costo de minado de Sub level Stoping (cont.).
VOLADURA
Rend
Kg ANFO/ ML PERFORADO
unid
Tarifa $/.
Sub Total
2.55 Kg/ml
TACO DE TALADROS (minimo)
1.4 m
SECCIONES POR DISPARO
2 Uni
TIEMPO DE CARGA DE TALADROS (+)
1.33 min/m
TIEMPO DE CARGA DE TALADROS (-)
1.28 min/m
TIEMPO DE ENCENDIDO Y RETIRO
15.0 min
TIEMPO DE VENTILACION
50.0 min
PRECIO DE CARGADORA DE ANFO
5,000.0 $
SECCIONES POR DISPARO
2.0 secciones
NUMERO DE DISPAROS TAL (+)
13.0 disp
NUMERO DE DISPAROS TAL (+) y (-)
13.0 disp
TIEMPO DE CARGA POR DISPARO TAL (+)
16.3 h/disp
TIEMPO DE CARGA POR DISPARO TAL (+) y (-)
23.9 h/disp
TALADROS POSITIVOS Emulnor 3000 de 1 1/2x12
754 Uni
0.80
601.63
Anfo Examon
16,182.4 Kg
0.92
14,887.81
Fanel de 18 m
754 Uni
1.51
1,138.54
52.00 Uni
0.55
28.40
Guias de seguridad ensamblada 2.1m Cordón detonante 3-P
254.80 m
0.21
Sub-total 1
52.49 16,708.87
US$
TALADROS POSITIVOS Y NEGATIVOS Emulnor 3000 de 1 1/2x12 Anfo Examon
1261 Uni
0.80
1,006.18
24596.3 Kg
0.92
22,628.56
1261 Uni
1.31
1,651.91
Guias de seguridad ensamblada 2.1ml
Fanel de 10 mts
Uni
0.55
0.00
Cordón detonante 3-P
m
0.21
Sub-total 2
US$
Mano de Obra voladura mecanizada (Cargador+Ayudante+ cargador anfo)
15,271.81
Voladura Secundaria
20%
8,399.10
Mano de obra voladura secundaria
5345.13
Costo /tonelada
ACARREO SCOOP 3,5 Yd3 RENDIMIENTO (150m) HORAS/GDIA GDIA/DIA DIAS/MES HORAS DE EQUIPO
Costo /tonelada
0.81
US$/t
Rend
Unid
Tarifa $/.
Sub Total
31.9 t/h 6.5 h 2 gdias 25 dias 2094.6 h
COSTO POR HORA DE EQUIPO (incluido operador) DIAS
0.00 25,286.65
92.35
193,436.8
161.1 dias US$/t
2.22
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
89
Tabla 4.5:
Estimación del costo de minado de Sub level Stoping (cont.).
SOSTENIMIENTO
Rend
Unid
SOSTENIMIENTO CABLE BOLTING 12m
0.0 uni
SOSTENIMIENTO CABLE BOLTING 15m
0.0 uni
CABLE BOLTING AL TECHO
0.0 uni
CABLE BOLTING AL PISO
0.0 uni
Tarifa $/.
Sub Total
INSTALACION Sostenimiento con Cable bolting techo
0.0
0.0
Sostenimiento con cable bolting piso
0.0
0.0
Sub-total 1
0.0
US$
MATERIALES Cable bolting 12m
3.0
Cable bolting 15m
5.0
0.0
Lechada de cemento
13.67
0.0
9.02
0.0
Accesorios Sub-total 2
US$
0.0
Costo /tonelada
US$/t
0.00
TRANSPORTE CON VOLQUETES 25t
Cantidad
DISTANCIA DE TRANSPORTE TONELAJE A TRANSPORTAR
Unid
$/t-km
Costo /tonelada
Rend
RENDIMIENTO
Cant.
US$/t
3.84
Tarifa $/.
Sub Total
60.0 %
HORAS DE EQUIPO
1,183 h US$/h
92.35
Costo /tonelada
Cantidad
Unid 1.0 uni
Costo /tonelada
335100.3
43,309.6 t
COSTO POR HORA DE EQUIPO (incluido operador)
COSTO DE SERVICIOS AUXILIARES
0.32
36.6 t/hr
PORCENTAJE DE RELLENO VOLUMEN DE RELLENO
Sub Total
116354.3 t
COSTO DE TRANSPORTE (incluido operador)
RELLENO POST EXPLOTACION SCOOP 3.5 Yd3
Tarifa $/.
9.0 Km
US$
109,279.7
US$/t
1.25
Tarifa $/.
Sub Total
1.6575
1.6575
US$/t
1.66
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
90
Tabla 4.5:
Estimación del costo de minado de Sub level Stoping (cont.).
PREPARACION
Cantidad
Unid
Tarifa $/.
Sub Total
213.19 m
403.48
CRUCERO 1 3.0x3.0 (01)
10.5 m
374.67
3,934.0
BY PASS EXPLOTACION 3.5x3.0 (01) (SUBNIVEL)
260 m
440.18
114,446.0
BY PASS EXPLOTACION 3.5x3.5 (01) (BASE)
260 m
469.08
121,961.7
VENTANAS EXPLOTACION 3.5x3.0 (013) (SUBNIVEL)
169 m
440.18
74,389.9
78 m
440.18
34,333.8
CH. SLOT 1.5x1.5 (013) POSITIVOS
169 m
116.46
19,681.3
CH. SLOT 1.5x1.5 (013) NEGATIVOS
104 m
116.46
RAMPA EXPLOTACION 3.0x3.0 (01)
VENTANAS EXPLOTACION 3.5x3.0 (06) (BASE)
SUB TOTAL
86,017.0
12,111.6 466,875.3
US$
SOSTENIMIENTO LONGUITUD DE CORONA SECCION 3.5x3.0
6.7 m
LONGUITUD DE CORONA SECCION 3.0x3.0
5.8 m
SOSTENIMIENTO SPLIT SET 7' (1.2x1.2)
4.6 split set/m
SOSTENIMIENTO PERNO HELICOIDAL 7' (1.3x1.3)
3.4 pernos/m
RESINAS POR PERNO HELICOIDAL 7'
1.0 resinas/perno
CEMENTOS POR PERNO HELICOIDAL 7'
4.0 cementos/perno
SOSTENIMIENTO MALLA SECCION 3.5x3.0
6.7 m2/ml
SOSTENIMIENTO MALLA SECCION 3.0x3.0 NUMERO DE SPLIT SET 7' (Bp y Vn Subnivel) METROS CUADRADOS DE MALLA (Bp y Vn Base) NUMEROS DE PERNOS HELICOIDALES 7' (Bp y Vn Base) METROS CUADRADOS DE MALLA (Bp y Vn Subnivel) NUMERO DE SPLIT SET 7' (Rp y Cx 1) METROS CUADRADOS DE MALLA (Rp y Cx 1)
5.8 m2/ml 953.8 split set 1,307.6 m2 676.3 pernos helicoidales 1200.5 m2 828.9 split set 1043.3 m2
PORCENTAJE DE SOSTENIMIENTO (Bp y Vn Base)
58.0 %
PORCENTAJE DE SOSTENIMIENTO (Bp y Vn Subnivel)
48.0 %
PORCENTAJE DE SOSTENIMIENTO (Rp y Cx 1)
80.0 %
INSTALACION Sostenimiento con split set 5' (Bp y Vn Subnivel) Sostenimiento con malla (Bp y Vn Base) Sostenimiento con perno helicoidal 7' (Bp y Vn Base)
953.8 split set 1307.6 m2 676.3 pernos helicoidales
7.79
7,428.46
5.80
7,577.65
9.01
6,095.91
Sostenimiento con malla (Bp y Vn Subnivel)
1200.5 m2
5.80
6,957.14
Sostenimiento con malla (Rp y Cx 1)
1043.3 m2
5.80
6,046.01
Sostenimiento con split set 5' (Rp y Cx 1)
828.9 split set
Sub-total 1
7.79
6,455.60 40,560.77
US$
MATERIALES Split set 5' (Bp y Vn Subnivel) Malla (Bp y Vn Subnivel)
953.8 split set 1200.5 m2
4.37
4,168.15
13.67
16,412.88
Perno helicoidal 7' 22mm (Bp y Vn Base)
676.3 pernos helicoidales
9.02
6,102.58
Resinas (Bp y Vn Base)
676.3 uni
0.77
522.58
Cementos (Bp y Vn Base)
2705.1 uni
0.22
595.13
Malla (Bp y Vn Base)
1307.6 m2
13.67
17,876.74
Split set 5' (Rp y Cx 1) Malla (Rp y Cx 1)
828.9 split set 1043.3 m2
Sub-total 2
4.37
3,622.27
13.67
14,261.78
US$
63,562.10
0.32
29,933.46
TRANSPORTE CON VOLQUETES DISTANCIA DE TRANSPORTE TONELAJE A TRANSPORTAR COSTO DE TRANSPORTE (incluido operador)
3.0 Km 31,180.7 t $/t-km
Costo /tonelada
US$/t
6.89
COSTO MINADO (SIN PREPARACIONES)
US$/t
11.71
COSTO MINADO (CON PREPARACIONES)
US$/t
18.60
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
91
Tabla 4.5:
Estimación del costo de minado de Sub level Stoping (cont.).
DESARROLLO EXPLORATORIO VENTANAS DE EXPLORACION 3.5x3.0 (07)
Cantidad
Unid
Tarif a $/.
91 m
440.18
SUB TOTAL
Sub Total 40,056.1 40,056.1
US$
SOSTENIMIENTO LONGUITUD DE CORONA SECCION 3.5x3.0
6.7 m
SOSTENIMIENTO PERNO HELICOIDAL 7' (1.3x1.3)
3.9 pernos/m
RESINAS POR PERNO HELICOIDAL 7'
1.0 resinas/perno
CEMENTOS POR PERNO HELICOIDAL 7'
4.0 cementos/perno
SOSTENIMIENTO MALLA SECCION 3.5x3.0
6.7 m2/ml
METROS CUADRADOS DE MALLA (Bp y Vn Base)
352.0 m2
NUMEROS DE PERNOS HELICOIDALES 7' (Bp y Vn Base)
208.3 pernos helicoidales
PORCENTAJE DE SOSTENIMIENTO (Bp y Vn Base)
58.0 %
INSTALACION Sostenimiento con malla (Bp y Vn Base)
352.0
5.80
2,040.1
Sostenimiento con perno helicoidal 7' (Bp y Vn Base)
208.3
9.01
1,877.7
Sub-total 1
3,917.8
US$
MATERIALES Perno helicoidal 7' 22mm (Bp y Vn Base)
208.3
9.02
1,879.7
Resinas (Bp y Vn Base)
208.3
0.77
161.0
Cementos (Bp y Vn Base)
833.2
0.22
183.3
Malla (Bp y Vn Base)
352.0
13.67
4,813.0
Sub-total 2
US$
7,037.0
0.32
2,054.7
US$/t
0.61
TRANSPORTE CON VOLQUETES DISTANCIA DE TRANSPORTE TONELAJE A TRANSPORTAR PRECIO DE TRANSPORTE (incluido operador) Costo /tonelada
3.0 Km 2,140.3 t $/t-km
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
92
Tabla 4.5:
Estimación del costo de minado de Sub level Stoping (cont.).
Cantidad
DESARROLLO PRIMARIO
Tarif a $/.
Unid
Sub Total
CRUCERO ACCESO 3.5x3.0 (01)
50 m
440.18
22,008.9
CHIMENEA DE VENTILACION 1.5x1.5 (01)
52 m
186.01
9,672.4
CAMARA VENTILACION 3.0x3.0 (01)
7m
374.67
2,622.7
VENTANA VENTILACION 3.0x3.0 (01)
7m
374.67
2,622.7
CAMARA ORE PASS 3.5x3.0 (01)
13 m
440.18
5,722.3
SUB TOTAL
42,648.9
US$
SOSTENIMIENTO LONGUITUD DE CORONA SECCION 3.5x3.0
6.7 m
LONGUITUD DE CORONA SECCION 3.0x3.0
5.8 m
SOSTENIMIENTO PERNO HELICOIDAL 7' (1.3x1.3) SECCION 3.0x3.0
3.4 pernos/m
SOSTENIMIENTO PERNO HELICOIDAL 7' (1.3x1.3) SECCION 3.5x3.0
3.9 pernos/m
RESINAS POR PERNO HELICOIDAL 7'
1.0 resinas/perno
CEMENTOS POR PERNO HELICOIDAL 7'
4.0 cementos/perno
SOSTENIMIENTO MALLA SECCION 3.5x3.0
6.7 m2/ml
SOSTENIMIENTO MALLA SECCION 3.0x3.0
5.8 m2/ml
METROS CUADRADOS DE MALLA (Ca, Cx y Vn)
401.5 m2
NUMEROS DE PERNOS HELICOIDALES 7' (Ca, Cx y Vn)
237.6 pernos helicoidales
PORCENTAJE DE SOSTENIMIENTO (Ca, Cx y Vn)
80.0 %
INSTALACION Sostenimiento con malla (Ca, Cx y Vn)
401.5
5.80
2,326.5
Sostenimiento con perno helicoidal 7' (Ca, Cx y Vn)
237.6
9.01
2,141.3
Sub-total 1
4,467.8
US$
MATERIALES Perno helicoidal 7' 22mm (Bp y Vn Base)
237.6
9.02
2,143.6
Resinas (Bp y Vn Base)
237.6
0.77
183.6
Cementos (Bp y Vn Base)
950.2
0.22
209.0
Malla (Bp y Vn Base)
401.5
13.67
5,488.6
Sub-total 2
US$
8,024.9
0.32
2,116.8
US$/t
0.66
TRANSPORTE CON VOLQUETES DISTANCIA DE TRANSPORTE TONELAJE A TRANSPORTAR PRECIO DE TRANSPORTE (incluido operador) Costo /tonelada
3.0 Km 2,205.0 t $/t-km
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
93
Tabla 4.6:
Costo de minado de Sub level Stoping.
PREPARACIONES
6.89 US$/t 11.71 US$/t
EXPLOTACION PERFORACION
1.92 US$/t
VOLADURA
0.81 US$/t
ACARREO
2.22 US$/t
SOSTENIMIENTO
0.00 US$/t
TRANSPORTE
3.84 US$/t
RELLENO
1.25 US$/t
SERVICIOS AUXILIARES
1.66 US$/t
SERVICIOS ADM INISTRATIVOS M INA
2.49 US$/t
SERVICIOS AUXILIARES M INA
4.35 US$/t 25.44 US$/t
COSTO DE M INADO
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
Tabla 4.7: Estimación del costo de minado de Cut and fill Stoping. COSTO DEL METODO DE MINADO RECUPERACION DE RELLENOS Y DISEMINADOS ANTIGUOS CUT AND FILL STOPING MECANIZADO LONGITUD DE TAJO
148.5 m
ANCHO DE VETA
2.5 m
ALTURA DE PERF
3.18 m
Nº DE BARRAS LONGITUD DE BARRA EFICIENCIA DE PERFORACION EFICIENCIA DE VOLADURA P.E. MINERAL P.E. DESMONTE RECUPERACION ALTURA DE BLOCK BUZAMIENTO DE VETA TONELAJE DE BLOCK
3 barras 1.22 m 92 % 90 % 3.02 t/m3 2.5 t/m3 0.92 % 50 m 71 ° 59,288.9 t
ANCHO DE PILAR DE BUZAMIENTO
0
ALTURA DE PILAR DE RUMBO
4
NUMERO DE PILARES DE RUMBO
1
NUMERO DE PILARES DE BUZAMIENTO TONELAJE EN PILARES
0 4,743.1 t
TONELAJE EXPLOTABLE DEL BLOCK
54,545.8 t
TONELAJE MINABLE DEL BLOCK
63,665.8 t
KGS DE EXPLOSIVO FACTOR DE POTENCIA MALLA DE PERFORACION Nº DE TAL/SECC TONELAJE/CORTE N° DE CORTES TOTALES TIPO DE PERFORACION DILUCION
40,580 Kg 0.64 Kg/t 1.1 1.2 3 Tal 3,210.5 t 15.0 uni En paralelo 16.72 %
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
94
Tabla 4.7:
Estimación del costo de minado de Cut and fill Stoping (cont.).
PERFORACION
Cantidad
RENDIMIENTO PERFORACION
Unid
Tarifa $/.
Sub Total
13.1 m/h
RATIO DE PERFORACION
3.0 t/m
HORAS/GDIA
5.5 h/Gdia
GDIA/DIA
2 uni
DIAS/MES
25 días
MALLA PERFORACION
1.32 m2
No TALADROS
6,082 uni
METROS PERFORADOS
20,465.0 m
HORAS DE PERFORACION
1,562 h
COSTO POR HORA DE PERRFORACION (incluido operador)
$/h
DIAS DE PERFORACION
72.54
113,322.8
142.02 días US$
ACCESORIOS
vida util
Unid
113,322.8
Tarifa $/.
Sub Total
Shank Adapter T-38
2,600 m
240
0.09
Barra MF T-38 4 pies
2,500 m
173
0.07
600 m
120
0.20
1m
0.36
Broca Retractil T-38 (64 mm) Tubo PVC 2" (taladro entubado al 100%)
Costo /tonelada
VOLADURA
Cantidad
Kg ANFO/ML PERFORADO
Unid
14,765.6
US$/t
2.35
Tarifa $/.
Sub Total
2.5 kg/ml
TACO DE TALADROS
0.8 m
SECCIONES POR DISPARO
67.5 uni
TIEMPO DE CARGA DE TALADROS
1.17 min/m
TIEMPO DE ENCENDIDO Y RETIRO
15 min
TIEMPO DE VENTILACION
45 min
PRECIO DE CARGADORA DE ANFO
5,000.0 $
TIEMPO DE CARGA POR DISPARO
10.4 h/disp
NUMERO DE DISPAROS
30.0 disp
Emulnor 3000 de 1 1/2X12
6,082 Unid
0.8
4,865.4
0.92
35,879.0
6,082 uni
1.26
7,663.0
60 uni
0.55
33.0
0.21
952.4
Anfo Examon
38,999 kg
Fanel de 4.2m Guias de seguridad ensamblada 2.1m Cordón detonante 3-P
4,535 m
Sub total
49,392.8
Mano de Obra voladura mecanizada (Cargador+Ayudante + cargador anfo)
9,101.64
Voladura Secundaria
10%
910.16
Mano de obra voladura secundaria
2,275.41
Costo /tonelada
ACARREO SCOOP 2,5 Yd3 RENDIMIENTO (150m) HORAS/GDIA GDIA/DIA DIA/MES HORAS DE EQUIPOS COSTOPOR HORA DE EQUIPO (incluido operador) DIAS Costo /tonelada
0.36
US$
US$/t
Cantidad
Unid
1.13
Tarifa $/.
Sub Total
23.4 t/h 5h 2 gdias 25 dias 2720.76 h $/hora
83.46
227,074.82
272.08 dias US$/t
4.16
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
95
Tabla 4.7:
Estimación del costo de minado de Cut and fill Stoping (cont.).
SOSTENIMIENTO
Cantidad
Unid
LONGUITUD DE CORONA SECCION 3.5x3.0
6.7 m
LONGUITUD DE CORONA SECCION 3.0x3.0
5.8 m
SOSTENIMIENTO SPLIT SET 7' (1.2x1.2)
4.0 split set/m
SOSTENIMIENTO MALLA SECCION 3.5x3.0
6.7 m2/ml
SOSTENIMIENTO MALLA SECCION 3.0x3.0 NUMERO DE SPLIT SET 7' (Cortes explotacion)
Tarifa $/.
Sub Total
5.8 m2/ml 8,125.4 split set
METROS CUADRADOS DE MALLA (cortes explotacion)
11,700.6 m2
PORCENTAJE DE SOSTENIMIENTO (cortes explotacion)
90.0 %
INSTALACION Sostenimiento con Split Set 5' (Galeria explotacion) Sostenimiento con malla (Galeria explotacion)
8,125.4 Split Set
7.79
11,700.6 m2
5.80
Sub-total 1
63,282.50 67,806.79 131,089.30
MATERIALES Split set 5' (Galeria explotacion) Malla (Galeria explotacion)
8,125.4 Split Set 11,700.6 m2
4.37
35,508.17
13.67
159,965.79
Sub-total 2
195,473.96
Costo /tonelada TRANSPORTE CON VOLQUETES 25t
US$/t Cantidad
DISTANCIA DE TRANSPORTE TONELAJE A TRANSPORTAR
Unid
$/t-km
Cantidad
RENDIMIENTO
Unid
US$/t
3.36
Tarifa $/.
Sub Total
42,896.10 t 2,013.90 h US$/h
83.46
Costo /tonelada
Cantidad
Unid 1.0 uni
Costo /tonelada
183,357.6
95 %
COSTO POR HORA DE EQUIPO (incluido operador)
COSTO DE SERVICIOS AUXILIARES
0.32
21.3 t/h
PORCENTAJE DE RELLENO VOLUMEN DE RELLENO
Sub Total
9.0 Km
Costo /tonelada
HORAS DE EQUIPO
Tarifa $/.
63,665.8 t
COSTO DE TRANSPORTE (incluido operador)
RELLENO SCOOP 2.5Yd3
5.99
US$
168,080.2
US$/t
3.08
Tarifa $/.
Sub Total
1.66
1.66
US$/t
1.66
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
96
Tabla 4.7:
Estimación del costo de minado de Cut and fill Stoping (cont.).
PREPARACION
Cantidad
Unid
Tarifa $/.
Sub Total
257.8 m
403.48
104,016.03
CRUCERO 1 3.0x3.0 (01)
25 m
374.67
9,366.67
CRUCERO 2 3.0x3.0 (01)
25 m
374.67
9,366.67
CRUCERO 3 3.0x3.0 (01)
25 m
374.67
9,366.67
CRUCERO 4 3.0x3.0 (01)
25 m
374.67
9,366.67
CAMARA CHIMENEA ORE PASS TAJO 3.0x3.0 (01)
6m
374.67
2,248.00
CAMARA CHIMENEA WASTE PASS TAJO 3.0x3.0 (01)
6m
374.67
2,248.00
CHIMENEA ORE PASS TAJO 1.5x1.5 (01)
52 m
186.01
9,672.44
CHIMENEA WASTE PASS TAJO 1.5x1.5 (01)
52 m
186.01
9,672.44
VENTANA CHIMENEA ORE PASS TAJO 3.0x3.0 (05)
30 m
374.67
11,240.00
30 m
374.67
11,240.00
RAMPA EXPLOTACION 3.0x3.0 (01)
VENTANA CHIMENEA WASTE PASS TAJO 3.0x3.0 (05) DESQUINCHE (corona de cruceros para explotacion)
1100.26 m3
SUB TOTAL
22.21
24,436.69 212,240.3
US$
SOSTENIMIENTO LONGUITUD DE CORONA SECCION 3.5x3.0
6.7 m
LONGUITUD DE CORONA SECCION 3.0x3.0
5.8 m
SOSTENIMIENTO SPLIT SET 7' (1.2x1.2) 3.5x3.0
4.6 split set/m
SOSTENIMIENTO SPLIT SET 7' (1.2x1.2) 3.0x3.0
4.0 split set/m
SOSTENIMIENTO PERNO HELICOIDAL 7' (1.3x1.3) 3.5x3.0
3.9 pernos/m
SOSTENIMIENTO PERNO HELICOIDAL 7' (1.3x1.3) 3.0x3.0
3.4 pernos/m
RESINAS POR PERNO HELICOIDAL 7'
1.0 resinas/perno
CEMENTOS POR PERNO HELICOIDAL 7'
4.0 cementos/perno
SOSTENIMIENTO MALLA SECCION 3.5x3.0
6.7 m2/ml
SOSTENIMIENTO MALLA SECCION 3.0x3.0
5.8 m2/ml
NUMERO DE SPLIT SET 7' (Rp, Cx y Vn)
2,483.2 split set
METROS CUADRADOS DE MALLA (Rp, Cx y Vn)
3,575.8 m2
NUMEROS DE PERNOS HELICOIDALES 7' (Ca)
37.3 pernos helicoidales
METROS CUADRADOS DE MALLA (Ca)
63.0 m2
PORCENTAJE DE SOSTENIMIENTO (Rp, Cx y Vn)
75.0 %
PORCENTAJE DE SOSTENIMIENTO (Ca)
90.0 %
INSTALACION Sostenimiento con split set 5' (Rp, Cx y Vn)
2,483.2 split set
7.79
19,339.77
Sostenimiento con malla (Rp, Cx y Vn)
3,575.8 m2
5.80
20,722.43 335.83
Sostenimiento con perno helicoidal 7' (Ca)
37.3 pernos helicoidales
9.01
Sostenimiento con malla (Ca)
63.0 m2
5.80
Sub-total 1
364.89 40,762.91
US$
MATERIALES Split set 5' (Rp, Cx y Vn)
2,483.2 split set
Malla (Rp, Cx y Vn)
3,575.8 m2
4.37
10,851.65
13.67
48,887.15 336.20
Perno helicoidal 7' 22mm (Ca)
37.3 pernos helicoidales
9.02
Resinas (Ca)
37.3 uni
0.77
28.79
149.0 uni
0.22
32.79
Cementos (Ca) Malla (Ca)
63.0 m2
Sub-total 2
13.67
860.82
US$
60,997.38
0.32
13,984.20
Costo /tonelada
US$/t
6.01
COSTO MINADO (SIN PREPARACIONES)
US$/t
21.73
COSTO MINADO (CON PREPARACIONES)
US$/t
27.74
TRANSPORTE CON VOLQUETES DISTANCIA DE TRANSPORTE TONELAJE A TRANSPORTAR COSTO DE TRANSPORTE (incluido operador)
3.0 Km 14,566.9 t $/t-km
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
97
Tabla 4.7:
Estimación del costo de minado de Cut and fill Stoping (cont.).
DESARROLLO EXPLORATORIO GALERIA BASE DE EXPLORACION 3.0x3.0 (01)
Cantidad
Unid
Tarifa $/.
Sub Total
148.5 m
374.67
55,638.0
CHIMENEA DE VENTILACION 1.5x1.5 (02)
104
186.01
19,344.9
VENTANA DE VENTILACION 3.0x3.0 (02)
14
374.67
5,245.3
SUB TOTAL
80,228.2
US$
SOSTENIMIENTO LONGUITUD DE CORONA SECCION 3.5x3.0
6.7 m
LONGUITUD DE CORONA SECCION 3.0x3.0
5.8 m
SOSTENIMIENTO SPLIT SET 7' (1.2x1.2) 3.5x3.0
4.6 split set/m
SOSTENIMIENTO SPLIT SET 7' (1.2x1.2) 3.0x3.0
4.0 split set/m
SOSTENIMIENTO PERNO HELICOIDAL 7' (1.3x1.3) 3.5x3.0
3.9 pernos/m
SOSTENIMIENTO PERNO HELICOIDAL 7' (1.3x1.3) 3.0x3.0
3.4 pernos/m
RESINAS POR PERNO HELICOIDAL 7'
1.0 resinas/perno
CEMENTOS POR PERNO HELICOIDAL 7'
4.0 cementos/perno
SOSTENIMIENTO MALLA SECCION 3.5x3.0
6.7 m2/ml
SOSTENIMIENTO MALLA SECCION 3.0x3.0
5.8 m2/ml
NUMERO DE SPLIT SET 7' (Gl)
481.0 split set
METROS CUADRADOS DE MALLA (Gl)
692.6 m2
NUMEROS DE PERNOS HELICOIDALES 7' (Vn)
43.5 pernos helicoidales
METROS CUADRADOS DE MALLA (Vn)
73.5 m2
PORCENTAJE DE SOSTENIMIENTO (Gl)
80.0 %
PORCENTAJE DE SOSTENIMIENTO (Vn)
90.0 %
INSTALACION Sostenimiento con split set 5' (Gl)
481.0 split set
7.79
3,745.93
Sostenimiento con malla (Gl)
692.6 m2
5.80
4,013.74
9.01
391.80
Sostenimiento con perno helicoidal 7' (Vn)
43.5 pernos helicoidales
Sostenimiento con malla (Vn)
73.5 m2
Sub-total 1
5.80
425.70 8,577.16
US$
MATERIALES Split set 5' (Gl)
481.0 split set
Malla (Gl)
692.6 m2
4.37
2,101.86
13.67
9,468.97
Perno helicoidal 7' 22mm (Vn)
43.5 pernos helicoidales
9.02
392.23
Resinas (Vn)
43.5 uni
0.77
33.59
Cementos (Vn)
173.9 uni
0.22
38.25
Malla (Vn)
73.5 m2
Sub-total 2
13.67
1,004.28
US$
13,039.18
0.32
4,560.19
US$/t
1.95
TRANSPORTE CON VOLQUETES DISTANCIA DE TRANSPORTE TONELAJE A TRANSPORTAR COSTO DE TRANSPORTE (incluido operador) Costo /tonelada
3.0 Km 4,750.2 t $/t-km
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
98
Tabla 4.7:
Estimación del costo de minado de Cut and fill Stoping (cont.).
DESARROLLO PRIMARIO
Cantidad
Unid
Tarifa $/.
Sub Total
CRUCERO ACCESO 3.5x3.0 (01)
50 m
440.18
CHIMENEA DE VENTILACION GEMELA 1.5x1.5 (02)
42 m
186.01
22,008.9 7,812.4
CAMARA CHIMENEA VENTILACION GEMELA 3.0x3.0 (02)
16 m
374.67
5,994.7
VENTANA CHIMENEA VENTILACION GEMELA 3.0x3.0 (02)
16 m
374.67
5,994.7
CAMARA ORE PASS 3.5x3.0 (01)
13 m
440.18
5,722.3
SUB TOTAL
47,532.8
US$
SOSTENIMIENTO LONGUITUD DE CORONA SECCION 3.5x3.0
6.7 m
LONGUITUD DE CORONA SECCION 3.0x3.0
5.8 m
SOSTENIMIENTO SPLIT SET 7' (1.2x1.2) 3.5x3.0
4.6 split set/m
SOSTENIMIENTO SPLIT SET 7' (1.2x1.2) 3.0x3.0
4.0 split set/m
SOSTENIMIENTO PERNO HELICOIDAL 7' (1.3x1.3) 3.5x3.0
3.9 pernos/m
SOSTENIMIENTO PERNO HELICOIDAL 7' (1.3x1.3) 3.0x3.0
3.4 pernos/m
RESINAS POR PERNO HELICOIDAL 7'
1.0 resinas/perno
CEMENTOS POR PERNO HELICOIDAL 7'
4.0 cementos/perno
SOSTENIMIENTO MALLA SECCION 3.5x3.0
6.7 m2/ml
SOSTENIMIENTO MALLA SECCION 3.0x3.0
5.8 m2/ml
NUMERO DE SPLIT SET 7' (Ca y Vn) METROS CUADRADOS DE MALLA (Ca y Vn)
97.2 split set 139.9 m2
NUMEROS DE PERNOS HELICOIDALES 7' (Cx y Ca)
223.8 pernos helicoidales
METROS CUADRADOS DE MALLA (Cx y Ca)
378.2 m2
PORCENTAJE DE SOSTENIMIENTO (Ca y Vn)
75.0 %
PORCENTAJE DE SOSTENIMIENTO (Cx y Ca)
90.0 %
INSTALACION Sostenimiento con split set 5' (Ca y Vn)
97.2 split set
7.79
756.75
Sostenimiento con malla (Ca y Vn)
139.9 m2
5.80
810.86
Sostenimiento con perno helicoidal 7' (Cx y Ca)
223.8 pernos helicoidales
9.01
2,017.13
Sostenimiento con malla (Cx y Ca)
378.2 m2
5.80
2,191.66
Sub-total 1
5,776.40
US$
MATERIALES Split set 5' (Rp, Cx y Vn) Malla (Rp, Cx y Vn)
97.2 split set 139.9 m2
4.37
424.62
13.67
1,912.92
Perno helicoidal 7' 22mm (Ca)
223.8 pernos helicoidales
9.02
2,019.34
Resinas (Ca)
223.8 uni
0.77
172.92
Cementos (Ca)
895.1 uni
0.22
196.93
Malla (Ca)
378.2 m2
13.67
5,170.43
Sub-total 2
US$
9,897.16
0.32
2,806.27
US$/t
1.21
TRANSPORTE CON VOLQUETES DISTANCIA DE TRANSPORTE TONELAJE A TRANSPORTAR COSTO DE TRANSPORTE (incluido operador) Costo /tonelada
3.0 Km 2,923.2 t $/t-km
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
99
Tabla 4.8:
Costo de minado de Cut and fill Stoping (cont.).
PREPARACIONES
6.01 US$/t 21.73 US$/t
EXPLOTACION PERFORACION
2.35 US$/t
VOLADURA
1.13 US$/t
ACARREO
4.16 US$/t
SOSTENIMIENTO
5.99 US$/t
TRANSPORTE
3.36 US$/t
RELLENO SERVICIOS AUXILIARES SERVICIOS ADMINISTRATIVOS MINA SERVICIOS AUXILIARES MINA COSTO DE MINADO
3.08 US$/t 1.66 3.53 4.35 35.62
US$/t US$/t US$/t US$/t
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
De los resultados obtenidos de la estimación de los costos de minado, se observa que el costo de minado del Sub level stoping es el 71.4% del costo de minado del Cut and fill stoping, siendo los costos más influyentes para esta diferencia el costo de acarreo, sostenimiento, relleno y los servicios administrativos de mina. 4.5
ESTIMACIÓN DE LOS COSTOS DE PRODUCCIÓN La estimación de los costos de producción es la adición del costo de procesamiento de los minerales y los servicios generales de la mina al costo de minado, ya estimado, de los métodos en evaluación; esta estimación se muestra a continuación: Tabla 4.9:
Costo de producción de Sub level Stoping. COSTO DE M INADO
PROCESAM IENTO DE M INERALES
25.44 US$/t 8.34 US$/t 5.35 US$/t
SERVICIOS GENERALES COSTO DE PRODUCCION
39.13 US$/t
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
100
Tabla 4.10:
Costo de producción de Cut and fill Stoping. COSTO DE M INADO
35.62 US$/t 8.34 US$/t 5.35 US$/t 49.31 US$/t
PROCESAM IENTO DE M INERALES SERVICIOS GENERALES COSTO DE PRODUCCION
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
De los resultados obtenidos de la estimación de los costos de producción, se observa que el costo de producción del Sub level stoping es el 79.4% del costo de producción del Cut and fill stoping. 4.6
ESTIMACIÓN DE LOS COSTOS DE OPERACIÓN La estimación de los costos de operación es la adición del costo de comercialización
de
concentrados,
los
gastos
administrativos,
las
depreciaciones y amortizaciones y los costos del plan de cierre al costo de producción, ya estimado, de los métodos en evaluación; esta estimación se muestra a continuación: Tabla 4.11:
Costo de operación de Sub level Stoping.
COSTO DE PRODUCCION
39.13 US$/t
COMERCIALIZACION DE CONCENTRADOS
2.82 US$/t
GASTOS ADMINISTRATIVOS
6.08 US$/t
DEPRECIACION Y AMORTIZACION
7.95 US$/t
PLAN DE CIERRE
0.38 US$/t
COSTO DE OPERACIÓN
56.36 US$/t
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
101
Tabla 4.12:
Costo de operación de Cut and fill Stoping.
COSTO DE PRODUCCION COMERCIALIZACION DE CONCENTRADOS GASTOS ADMINISTRATIVOS DEPRECIACION Y AMORTIZACION PLAN DE CIERRE COSTO DE OPERACIÓN
49.31 US$/t 2.82 6.78 9.84 0.38 69.13
US$/t US$/t US$/t US$/t US$/t
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
De los resultados obtenidos de la estimación de los costos de operación, se observa que el costo de operación del Sub level stoping es el 81.5% del costo de operación del Cut and fill stoping, estando la diferencia de estos en los gastos administrativos y la depreciación y amortización. 4.7
ESTIMACIÓN DEL APORTE MARGINAL Y EL MARGEN DE UTILIDAD El aporte marginal es la diferencia del valor de mineral y costo de operación sin considerar las inversiones. El margen de utilidad es la diferencia del valor de mineral y el costo de operación considerando las inversiones. Tabla 4.13:
Aporte marginal y margen de utilidad de Sub level Stoping. VALOR DE M INERAL
73.19 US$/t
COSTO DE OPERACIÓN (con inve rs ione s )
56.36 US$/t
COSTO DE OPERACIÓN (s in inve rs ione s )
48.41 US$/t
APORTE M ARGINAL
24.78 US$/t
M ARGEN DE UTILIDAD
16.83 US$/t
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
102
Tabla 4.14:
Aporte marginal y margen de utilidad de Cut and fill Stoping.
VALOR DE MINERAL
83.67 US$/t
COSTO DE OPERACIÓN (con inversiones) COSTO DE OPERACIÓN (sin inversiones) APORTE MARGINAL
69.13 US$/t 59.29 US$/t 24.38 US$/t
MARGEN DE UTILIDAD
14.54 US$/t
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
De los resultados obtenidos de la estimación del aporte marginal, se observa que para ambos métodos de minado estos son muy cercanos, para el margen de utilidad se observa que el margen de utilidad del Sub level Stoping es 2.29 US$/t más que el Cut and fill Stoping. 4.8
EVALUACIÓN ECONÓMICA Antes de realizar la evaluación económica de los métodos de minado en evaluación, se deben determinar las reservas minables, ritmo de producción y periodo de explotación o vida de tajo. Estos se resumen a continuación para los métodos de minado en evaluación: Tabla 4.15:
Reservas minables, ritmo de producción y vida de tajo para los métodos de minado en evaluación (SLS y CFS).
Método de Minado Reservas minables Ritmo de producción Vida de tajo
Sub level Stoping 116,359.41 t 8,950.00 t/mes 13.00 meses
Cut and fill Stoping 63,667.17 t 5,305.00 t/mes 12.00 meses
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
De esto, se observa que para el método de minado Sub level Stoping el periodo de explotación (vida de tajo) es de 13 meses, el ritmo de producción estimado es de 8,950t/mes y las reservas minables son de 116,359.41t que
103
obedecen a una dimensión de tajo de 50m de alto, 260m de largo y 2.5m de ancho de veta, con recuperación minera de 84% y dilución de 33.44%. Para el método de minado Cut and fill Stoping el periodo de explotación (vida de tajo) es de 12 meses, el ritmo de producción estimado es de 5,305t/mes y las reservas minables son de 63,667.17t que obedecen a una dimensión de tajo de 50m de alto, 148.5m de largo y 2.5m de ancho de veta, con recuperación minera de 92% y dilución de 16.72%. Para la evaluación económica se debe de considerar que se realizaran dos tajos con el método de minado Cut and fill para la explotación total de las reservas y solo un tajo con el método de minado Sub level Stoping para la explotación total de todas las reservas. Adicionalmente a esto se debe considerar los periodos de preparación de los tajos para cada uno de los métodos de minado en evaluación, el periodo de preparación para el método de minado Sub level Stoping es de cinco meses y para el método de minado Cut and fill Stoping es de tres meses. Estos periodos de preparación y de explotación se deben considerar en la elaboración de los diagramas de flujo para los métodos de minado en evaluación (Sub level Stoping y Cut and fill Stoping). Los periodos de preparación para cada uno de los métodos de minado en evaluación, al detalle así como los costos de estos se pueden apreciar en los anexos de este informe. La tasa de interés nominal anual del proyecto es de 12%, dado que la forma de capitalización es mensual la tasa efectiva mensual es de 1%.
104
Con esto el flujo de caja económico para ambos métodos de minado en evaluación, se presentan a continuación:
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
Figura 4.1:
Flujo de caja económico anual (12 meses) del método de minado Sub level Stoping.
En el grafico se observa el periodo de preparación de cinco meses, el periodo de explotación de siete meses y el flujo económico en estos periodos. En los anexos del informe se muestran los cronogramas de ejecución, los costos del periodo de preparación, las inversiones y el detalle del flujo económico de este método de minado. El valor presente neto para un periodo de un año (12 meses) para el método de minado Sub level Stoping no es significativo para la toma de decisión dado que la evaluación se tiene que realizar al finalizar la explotación del tajo en un periodo de 17 meses. Tal como se muestra en la figura 4.2.
105
FLUJO DE CAJA ECONOMICO (Sub level Stoping) 1,500,000.00 1,000,000.00 500,000.00 0.00 -500,000.00
0
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
15
16
17
US$
-1,000,000.00 -1,500,000.00 -2,000,000.00
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
Figura 4.2:
Flujo de caja económico del tajo (17 meses) del método de minado Sub level Stoping.
En el grafico se observa el periodo de preparación de cinco meses, el periodo de explotación de doce meses y el flujo económico en estos periodos. En los anexos del informe se muestran los cronogramas de ejecución, los costos del periodo de preparación, las inversiones y el detalle del flujo económico de este método de minado. El valor presente neto para el método de minado Sub level Stoping es de US$ 705,254.9.
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
Figura 4.3:
Flujo de caja económico anual (12 meses) del método de minado Cut and fill Stoping.
106
En el grafico se observa el periodo de preparación de tres meses, el periodo de explotación de nueve meses y el flujo económico en estos periodos. En los anexos del informe se muestran los cronogramas de ejecución, los costos del periodo de preparación, las inversiones y el detalle del flujo económico de este método de minado. El valor presente neto para el periodo de un año (12 meses) el método de minado Cut and fill Stoping no es significativo para la toma de decisión dado que la evaluación se tiene que realizar al finalizar la explotación del tajo en un periodo de 23 meses. Tal como se muestra en la figura 4.4.
FLUJO DE CAJA ECONOMICO (Cut and fill Stoping) 1,000,000.00
500,000.00
0.00 0
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
15
16
17
18
19
20
21
22
23
US$
-500,000.00
-1,000,000.00
-1,500,000.00
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
Figura 4.4:
Flujo de caja económico del método de minado Cut and fill Stoping.
En el grafico se observa el periodo de preparación de tres meses, el periodo de explotación de trece meses y el flujo económico en estos periodos. En los anexos del informe se muestran los cronogramas de ejecución, los costos del periodo de preparación, las inversiones y el detalle del flujo económico de este método de minado.
107
El valor presente neto para el método de minado Cut and fill Stoping es de US$ 423,119.16. A continuación se presentan el resumen es estos indicadores económicos para los dos métodos de minado en evaluación: Tabla 4.16:
Resumen de los indicadores económicos para los métodos de minado en evaluación (SLS y CFS).
Metodo de Minado Tasa de actualizacion VAN TIR
Sub level Stoping 1.00 % 705,254.93 US$ 3.11 %
Cut and fill Stoping 1.00 % 423,129.16 US$ 2.53 %
Fuente: Informes internos Corporación Minera Castrovirreyna.
De la tabla, se observa que el método de minado Sub level Stoping tiene mayor Valor Actual Neto, la tasa interna de retorno también es mayor. Lo que nos indica que la aplicación del método de minado Sub level Stoping le otorga mayor rentabilidad, este Valor Actual Neto refleja la recuperación de lo invertido y una ganancia superior con respecto a la aplicación del método de minado Cut and fill Stoping.
108
CONCLUSIONES
1.
En
función
de
las
características
geológicas
e
hidrológicas,
geomecánicas, espaciales los métodos de minado que mejor se pueden aplicar, técnicamente, en la veta Matacaballo del Nv. 642 de la unidad Reliquias son el Sub level Stoping y el Cut and fill Stoping. 2.
Para explotar los bloques de la zona de estudio de la Veta Matacaballo del Nv. 642 de la unidad Reliquias, con el método de minado Sub level Stoping se realizara un solo tajo; mientras que con el método de minado Cut and fill Stoping se realizaran dos tajos.
3.
La vida útil del proyecto con el método de minado Sub level Stoping es de 17 meses, donde se incluye el periodo de preparación y explotación; mientras que con el método de minado Cut and fill Stoping es de 23 meses, donde se incluye el periodo de preparación y explotación.
109
4.
La aplicación del Cut and fill Stoping tiene un valor de mineral mayor al del Sub level Stoping, sin embargo el costo de operación del Cut and fill Stoping es mayor al del Sub level Stoping. Como adicional a esto la inversión de Capital para el Sub level Stoping es mayor que para el Cut and fill Stoping y los periodos de preparación del Sub level Stoping son mayores al del Cut and fill Stoping y los periodos de explotación del Cut and fill Stoping es mayor al del Sub level Stoping.
5.
De acuerdo a la evaluación económica, el método de minado Sub level Stoping tiene un VAN de US$ 705,254.93 que es mayor que el VAN del método de minado Cut and fill Stoping en un 66.675%. Lo que nos indica que la aplicación del método de minado Sub level Stoping hace más rentable el proyecto. Recomendaciones
1.
Para la selección del método de minado, se debe tener conocimientos o nociones de geología general, conceptos de mecánica de rocas y conocimiento de la operación de cada uno de los métodos de minado.
2.
Para el análisis de costos y evaluación económica, se debe tener conocimientos o nociones de todos los procesos de la empresa, desde la exploración, pasando por la explotación y procesamiento de minerales (metalurgia), hasta la comercialización.
3.
La puesta en marcha del proyecto se debe realizar estrictamente de acuerdo a lo diseñado y planeado, para garantizar esto se deben de establecer controles en la operación y establecer indicadores que nos ayuden a evaluar las desviaciones al diseño y planeamiento.
110
4.
En la explotación del Sub level Stoping se pueden realizar las chimeneas slot aplicando Drop raising (ejecución de chimeneas con taladros largos), esto ayudaría a dar dinámica a la explotación y disminuir los costos en preparaciones.
111
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