“METODO DE MINADO SUBLEVEL STOPING EN CORPORACION MINERA … · Desde el año 2009, Corporación...
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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
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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 TECNICAS DE SELECCIÓN DEL METODO DE MINADO 49
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 FACTIBILIDAD ECONOMICA DEL METODO DE MINADO 73
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
minado.
43
Tabla 2.3 Tabla de selección del método de minado desarrollado por
Boshkov y Wright (1973).
50
Tabla 2.4 Tabla de selección del método de minado desarrollado por
Hartman (1987).
51
Tabla 2.5 Valorización de la geometría y distribución de leyes de
diferentes métodos de minado.
53
Tabla 2.6 Valorización de las características geométricas de diferentes
métodos de minado.
54
Tabla 2.7 Factores de peso de Nicholas. 55
Tabla 2.8 Tabla resumen de datos del yacimiento y distribución de leyes
para la selección del método de minado.
58
Tabla 2.9 Tabla resumen de datos de las características geomecánicas
para la selección del método de minado.
59
Tabla 2.10 Clasificación de los métodos de minado basado en el costo
operativo relativo elaborado por Hartman.
60
Tabla 2.11 Clasificación de los métodos de minado basado en el costo
operativo relativo elaborado por Morrison.
60
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
Nicholas
71
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
selección del método.
75
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
fill Stoping.
78
Tabla 4.3 Reservas minables para los métodos de minado en evaluación
(SLS y CFS).
80
Tabla 4.4 Valor de mineral de los métodos de minado en evaluación (SLS
y CFS).
81
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
métodos de minado en evaluación (SLS y CFS).
98
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
epitermal (Modelo de yacimiento tipo Bonanza).
31
Figura 4.1 Flujo de caja económico anual (12 meses) del método de
minado Sub level Stoping.
100
Figura 4.2 Flujo de caja económico del tajo (17 meses) del método de
minado Cut and fill Stoping.
Figura 4.3 Flujo de caja económico anual (12 meses) del método de
minado Cut and fill Stoping.
101
101
Figura 4.4 Flujo de caja económico anual del método de minado Cut 102
and fill Stoping.
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
6. Materia prima que consume y su procedencia.
7. Maquinaria y equipos empleados.
8. Geología del depósito.
1.2 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
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.
Distancia TiempoKm horas
Panamericana Sur - Carretera Libertadores - Carretera afirmada
Carretera Central asfaltada a Huancavelica, afirmada a Reliquias
Lima - San Clemente - Castrovirreyna - Mina Reliquias
Lima - La Oroya - Huancayo - Huancavelica - Mina Reliquias
450 7
410 6
560 10
RUTAS ACCESOS
Lima - San Clemente - Rumichaca - Mina Reliquias
Panamericana Sur - Carretera Libertadores - Carretera afirmada
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: Mapa de ubicación mina Reliquias.
1.5 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 sub-
volcánicos 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: Distribución metalogénica del distrito de Castrovirreyna.
1.11 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 sub-
horizontal 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.
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.
COCIENTE
Pb/Cu
Aumento de la plata en la parte superior conrespecto al cobre, el cual aumenta hacia lasprofundidades.
Hay un aumento de las leyes de cobre haciaarriba y hacia las profundidades.
Muestra dos contornos, esto indica una zonade zinc entre dos de plomo, pero sinconstituir una mineralizacion de plomo y zinc.
Sacasipuedes y Matacaballo,Perseguida Este y Oeste, SanMartin y Beatita.
Matacaballo y Sacasipuedes.
Matacaballo , Sacasipuedes, SanMartin y Perseguida Este aexcepción de Beatita.
ZONEAMIENTO MINERALIGICO - COCIENTES METALICOSMINA RELIQUIAS
Ag/Pb
Ag/Cu
Pb/Zn
INTERPRETACION VETASMuestran un aumento de plomo hacia lasprofundidades con respecto a la plata, conalgunas excepciones.
Sacasipuedes y Matacaballo,Perseguida Este y Oeste, Beatita yPasteur.
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 (<1 Km.) y ocurren en zonas
de intensa actividad geotérmica, tanto antigua como reciente, conocidos como
focos de alteración hidrotermal, observables en las imágenes satelitales como
anomalías de color, los cuales sirven de guía en las exploraciones mineras.
Dentro de este contexto, las vetas de la mina Reliquias, son de relleno de
fisura, alojadas en andesitas porfiríticas de la formación Caudalosa de edad
neógena, estructuralmente tiene muchas semejanzas al clásico yacimiento
epitermal clasificado como del tipo Bonanza según el modelo de Larry J.
Buchanan (1980), este modelo presenta buenas expectativas para encontrar
mineralización argentífera hacia profundidad (> 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.
41
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
42
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.
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
ACEPTABLE OPTIMO ACEPTABLE OPTIMO ACEPTABLE OPTIMO
Cualquiera Tabular Cualquiera Tabular Cualquiera Tabular> 1.0m > 3.0m > 5.0m > 10.0m Cualquiera > 3.0m< 30° horizontal > 45° > 65° > 30° > 60°Cualquiera Cualquiera Cualquiera > 10Mt Cualquiera CualquieraCualquiera Regular Media Baja Cualquiera Regular
> 300 k/cm2 > 500 k/cm2 incluye poco > 500 k/cm2 > 30 Mpa > 50 MPas/profundida> 500 k/cm2 s/profundida> 50 MPaBaja Muy baja Media Baja Alta-Media Media-Baja
Media-Baja Baja< 1000m < 600m < 2000m < 1000m Cualquiera < 1000mElastico Elastico Elastico Elastico Elastico Elastico
Bajo N.A. Bajo N.A. Media-Alta AltoAlto N.A. Alto N.A. Media-Baja N.A.
METODO DE MINADO
RESUMEN DE LOS METODOS DE MINADO SUBTERRANEOS
COMPORTAMIENTO TENSO-DEFORMACIONAL
ROOM AND PILLAR SUBLEVEL STOPING SHRINKAGE
GEOMETRIA DEL YACIMIENTO
ASPECTOS GEOTECNICOS
ASPECTOS ECONOMICOSVALOR UNITARIO DE LA MENAPRODUCTIVIDAD Y RITMO DE EXPLOTACION
RESISTENCIA (TECHO)RESISTENCIA (MENA)FRACTURACION (TECHO)FRACTURACION (MENA)CAMPO TENSIONAL IN-SITU (PROFUNDIDAD)
FORMAPOTENCIABUZAMIENTO TAMAÑOREGULARIDAD
ACEPTABLE OPTIMO ACEPTABLE OPTIMO ACEPTABLE OPTIMO
Cualquiera Tabular Cualquiera Tabular Tabular TabularCualquiera > 3.0m Grande Grande Medio Grande> 30° > 60° Cualquiera Vertical Cualquiera VerticalCualquiera Cualquiera Grande Muy Grande Medio GrandeCualquiera Regular Media Alta Media Alta
> 30 MPa > 50 MPa < 100 MPa < 50 MPa > 100 MPa > 50 MPas/profundida> 50 MPa < 100 MPa < 50 MPa > 50 MPa > 50 MPaAlta-Media Media-Baja Media-Alta Alta Media-Alta AltaMedia-Baja Baja Media-Alta Alta Media BajaCualquiera < 1000m < 1000m < 500m < 1000m < 500mElastico Elastico Elastico Elastico Elastico Elastico
Media-Alta Alto Bajo-Muy BajN.A. Bajo N.A.Media-Baja N.A. Muy Alto N.A. Alto N.A.
BLOCK CAVINGMETODO DE MINADO
SUBLEVEL CAVING
COMPORTAMIENTO TENSO-DEFORMACIONAL
CUT AND FILL
GEOMETRIA DEL YACIMIENTO
ASPECTOS GEOTECNICOS
ASPECTOS ECONOMICOSVALOR UNITARIO DE LA MENAPRODUCTIVIDAD Y RITMO DE EXPLOTACION
RESISTENCIA (TECHO)RESISTENCIA (MENA)FRACTURACION (TECHO)FRACTURACION (MENA)CAMPO TENSIONAL IN-SITU (PROFUNDIDAD)
FORMAPOTENCIABUZAMIENTO TAMAÑOREGULARIDAD
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).
Fuente: Underground mining methods handbook.
Type of Ore Body DipStrength
of OreStrengthof Walls
Commonly Applied Methods of Mining
Open stopes with casual pillarsRoom and pillarLongwall
Wk or Stg Wk LongwallOpen stopes with casual pillarsRoom and pillarTop slicingSublevel caving
Wk or Stg Stg Underground glory holeVery thick beds Same as for masses
Very narrow veins Stp Stg or Wk Stg or Wk ResuingFlt Same as for thin beds
Open stopesShrinkage stopesCut and fill stopesCut and fill stopesSquare set stopesOpen underhand stopesSquare set stopesTop slicingSquare set stopes
Flt Same as for thick beds or massesOpen underhand stopesUnderground glory holeShrinkage stopesSublevel stopingCut and fill stopesCombined methodsCut and fill stopesTop slicingSublevel cavingSquare set stopsCombined methodsOpen underhand stopesTop slicingSublevel cavingBlock cavingSquare set stopesCombined methodsTop slicingSublevel cavingSquare set stopesCombined methodsUnderground glory holeShrinkage stopesSublevel stopingCut and fillCombined methodsTop slicingSublevel cavingBlock cavingSquare set stopesCombined methods
Wk = weak; stg = strong; flt = flat stp = steep.
SELECCIÓN DE METODO DE MINADO DE BOSHKOV AND WRIGHT
Stg Stg
Wk Wk or Stg
Wide veins
Masses
Stp
Stg
Stg
Wk
Wk
Stg
Wk
Thin beds
FltThick beds
Stp
Stg
Wk
WkStg
Wk
Narrow veins (widths up to economic length of stull)
Stg Stg
Wk or Stg Wk
Stg
Flt Stg Stg
51
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.
54
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.
55
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 1,00 1,00 1,00 Ore Zone Ground Conditions 1,33 0,75 1,00 Hanging Wall Ground Conditions 1,33 0,60 0,80 Footwal Ground Conditions 1,33 0,38 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.
58
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
Fuente: Mecánica de rocas aplicado a la minería metálica subterránea.
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.
59
Tabla 2.9: Tabla resumen de datos de las características geomecánicas para la selección del método de minado.
CARACTERÍSTICAS GEOMECÁNICAS
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:
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.
60
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
5 10
Bloque de espeleología. Excavación a tajo largo 20 Excavación por Cámaras y pilares 30 Excavación por Rebajes y pilares
Excavación por subniveles Excavación por cámaras almacén, hundimiento
de subniveles, excavación inducida Rebaje por corte y relleno
40 50
60
Rebaje por escuadra de madera 100 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 CLASIFICACIÓN DE COSTOS (PORCENTAJE)
Excavación a tajo abierto Menor costo 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 Mayor costo
Fuente: Manual “Métodos de extracción subterránea”
Para la productividad de los métodos de minado:
61
Tabla 2.12: Productividad de los métodos de minado en t/h-g y en t/mes.
MÉTODO DE EXCAVACION
Toneladas por jornada
Toneladas por mes
Proporción Proporción Normal Alto Normal Alto
CÁMARAS Y PILARES 30 – 50 50 – 70 6,000 – 10,000
9,000 – 25,000
ESCAVACIÓN POR SUBNIVELES 20 – 40 40 – 50 9,000 – 15,000
13,000 – 23,000
BLOQUE DE ESPELEOLOGÍA 15 – 40 40 – 50 8,000 – 15,000
13,000 – 23,000
HUNDIMIENTO DE SUBNIVELES 15 – 30 30 – 40 4,000 – 9,000
6,000 – 23,000
EXCAVACIÓN POR CORTE Y RELLENO
10 – 20 30 – 40 500 – 12,000 1,300 – 15,000
EXCAVACIÓN POR CÁMARAS ALMACÉN
5 – 10 10 – 15 400 – 500 800 - 900
ESCALÓN ABIERTO 5 – 10 10 – 15 500 – 800 1,100 – 1,300 EXCAVACIÓN POR ESCUADRA
MADERA 1 – 3 - 200 – 300 400 - 500
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
Factor de Recuperación
Dilución Pérdida
Proporción Proporción Proporción Norm
al Alto Norm
al Alto Norm
al Alto
CÁMARAS Y PILARES 50 – 75
60 – 75 5 – 15 15 - 20 25 – 50
30 - 55
ESCAVACIÓN POR SUBNIVELES 75 – 85
80 - 85 10 – 15
15 - 25 15 – 25
20 – 30
BLOQUE DE ESPELEOLOGÍA 70 – 80
75 – 85 10 – 15
15 - 25 20 – 30
25 – 35
HUNDIMIENTO DE SUBNIVELES 75 – 85
80 - 90 15 - 20 20 - 30 15 –
20 –
EXCAVACIÓN POR CORTE Y
RELLENO 70 – 100
80 - 100 10 – 15
15 - 20 0 – 30 5 – 35
EXCAVACIÓN POR CÁMARAS ALMACÉN
75 – 100
85 - 100 10 – 15
15 - 20 0 – 25 5 – 30
ESCALÓN ABIERTO 70 – 100
80 - 100 5 – 10 10 - 15 0 – 30 5 – 35
EXCAVACIÓN POR ESCUADRA MADERA
80 – 90
90 - 100 5 – 15 15 - 20 10 - 20 15 - 25
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
𝐿𝐿𝑅𝑅𝐿𝐿𝑑𝑑𝑚𝑚𝑑𝑑 =𝑅𝑅𝑔𝑔 ∗ 𝑅𝑅𝑅𝑅𝑅𝑅𝑚𝑚𝑚𝑚 ∗ 𝐿𝐿𝑅𝑅𝐿𝐿𝑔𝑔
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 = 𝐿𝐿𝑅𝑅𝐿𝐿𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚 1 ∗ 𝐹𝐹𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚 1 + 𝐿𝐿𝑅𝑅𝐿𝐿𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚 2 ∗ 𝐹𝐹𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚 2 + 𝐿𝐿𝑅𝑅𝐿𝐿𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚 3 ∗ 𝐹𝐹𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚 3 + 𝐿𝐿𝑅𝑅𝐿𝐿𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚 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.
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.
++
++
++
++++ PLAN DE CIERRE
COSTO DE OPERACIÓN
VOLADURAPERFORACION
EXPLOTACIONPREPARACIONES
GASTOS ADMINISTRATIVOSDEPRECIACION Y AMORTIZACION
PROCESAMIENTO DEMINERALES
COSTO DE MINADOSERVICIOS AUXILIARES MINASERVICIOS ADMINISTRATIVOS MINA
TRANSPORTEACARREO
COMERCIALIZACION DE CONCENTRADOS
COSTO DE PRODUCCIONSERVICIOS GENERALES
67
Empleando la siguiente expresión se calcula el margen de utilidad a obtener
con la aplicación del método de minado.
𝑀𝑀𝑀𝑀𝑀𝑀𝑀𝑀𝑢𝑢𝑚𝑚𝑚𝑚𝑑𝑑 = 𝑉𝑉𝑉𝑉𝑉𝑉 − 𝐶𝐶𝐶𝐶𝑢𝑢𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚𝑚
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:
𝑉𝑉𝑉𝑉𝑉𝑉 = −𝐼𝐼0 + �𝐵𝐵𝑉𝑉𝑗𝑗
(1 + 𝑖𝑖)𝑚𝑚
𝑚𝑚=𝑚𝑚
𝑚𝑚=𝑗𝑗
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.
𝑉𝑉𝑉𝑉𝑉𝑉 = −𝐼𝐼0 + �𝐵𝐵𝑉𝑉𝑗𝑗
(1 + 𝑉𝑉𝐼𝐼𝑅𝑅)𝑚𝑚
𝑚𝑚=𝑚𝑚
𝑚𝑚=𝑗𝑗
= 0
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.
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
Pocas discontinuidades, de 3 a 4 por metro, moderadamente rugosas, moderada alteracion, relleno suave.
TAMAÑO
REGULARIDAD
PROFUNDIDAD
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.
Los depositos cuaternarios tipo coluvial y fluvioglacial yacen cubierdo los afloramientosrocosos, estos depositos en su mayoria tienen un reducido espesor,la veta Matacaballoen la zona de estudio la veta tiene una potencia de 1.5m a 3.4m.
POTENCIA
El alineamiento de la veta Matacaballo corresponde al patron estructural dominanteEste - Oeste, y tiene un buzamiento entre 68° a 72°, con un promedio en la zona deestudio de 71°.
BUZAMIENTO
GEOMETRIA DEL YACIMIENTO
La forma de la veta Matacaballo se asemeja mas a una forma tabular don de predominanla longitud y la profundidad y se comporta a manera de rosario.FORMA
RQD CAJA PISO 67
CONDICION DE AGUA SUBTERRANEAPoca o casi nula presencia de agua
DISTRIBUCION LEYESLa estructura mineralizada esta conformada por una estructura de veta principal muyuniforme y diseminacion mineral a los lados de esta, donde el halo de diseminación noes mas de 1.0 m y las leyes tienen concentraciones en algunos puntos de la estructura.
ASPECTOS GEOTECNICOS
RESISTENCIA CAJA TECHO La resistencia a la compresion simple de la roca de la caja techo alcanza los valores de 106.8Mpa
RESISTENCIA MINERAL La resistencia a la compresion simple del mineral alcanza los valores de 65.28Mpa
RESISTENCIA CAJA PISO La resistencia a la compresion simple de la roca de la caja piso alcanza los valores de 99.40Mpa
DISCONTINUIDADES CAJA TECHO Pocas discontinuidades, de 1 a 2 por metro, rugosas, ligera alteracion, relleno duro
DISCONTINUIDADES MINERAL
DISCONTINUIDADES CAJA PISO Pocas discontinuidades, de 2 a 3 por metro, moderadamente rugosas, moderada alteracion, relleno duro.
RQD CAJA TECHO 72
65RQD MINERAL
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.
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
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 CAJA TECHO MINERAL CAJA PISO
XX X X
POTENCIA DEL MINERAL ESPACIAMIENTO ENTRE FRACTURASX fracturas/m RQD (%)
≥ 16 0 - 2010 - 16 20 - 403 - 10 40 - 70 X X
≤ 3 70 - 100 XINCLINACION
RESISTENCIA DE LAS DISCONTINUIDADESPequeña X
X Media XGrande X
PROFUNDIDAD DESDE LA SUPERFICIEX
Para el caso de estudio, teniendo en cuenta que el peso unitario promedio del macizo es de26.5KN/m3y que la excavacion se encuentra a una profundidad promedio de 140m, el nivel de esfuerzo verticalin situ a considerar es de 4.32Mpa
DISTRIBUCION DE LEYESX
Equidimensional o MasivoTabularIrregular
Estrecho (≤ 10m)
Pequeño (≤ 8Mpa)Media (8Mpa - 15Mpa)Alta (≥ 15Mpa)
Intermedia (150m - 600m)Alta (≥ 600m)
UniformeGradual o DiseminadoErratico
Pequeño GrandeMuy Grande
Pequeña (≤ 150m)
Intermedio (10m - 30m)Potente (30m - 100m)Muy potente (≥ 100m)
Echada (≤ 20°)Intermedio (20° - 55°)Vertical (≥ 55°)
Muy Pequeño
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.
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
Sub level Stoping Shrinkage Stoping Cut and Fill Stoping Square Set Stoping2 2 4 21 1 4 44 4 4 33 3 3 30 0 0 010 10 15 12
Sub level Stoping Shrinkage Stoping Cut and Fill Stoping Square Set Stoping
4 4 2 11 3 2 20 0 3 4
4 1 2 24 4 2 14 4 2 2
4 3 2 22 3 2 21 2 4 424 24 21 2034 34 36 32
Mining MethodCARACTERSITICASNv 642 VETA MATACABALLO
FuerteAmplio
Pequeña
FuerteMuy Amplio
Grande
FuerteAmplioMedia
Espaciamiento fracturasResistencia discontinuidades
Resitencia matriz rocosaEspaciamiento fracturasResistencia discontinuidades
Resitencia matriz rocosaEspaciamiento fracturasResistencia discontinuidades
GEOMECANICA
GEOMETRIA Y DISTRIBUCION LEYES
Mining MethodNv 642 VETA MATACABALLO
TabularEstrechaVertical
UniformePequeña
CARACTERSITICAS
Total
FormaPotencia del mineralInclinacionDistribucion de leyesProfundidad
Zona Mineral
Zona Caja Techo
Zona Caja Piso
Resitencia matriz rocosa
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.
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:
CONSIDERACIONES ECONOMICASReservas (tonelaje y leyes)Cantidad de produccionVidaProductividadCostos de minado
FACTORES TECNOLOGICOSRecuperacionDilucionFlexibilidadSelectividadConcentracion/dispersionVelocidad de desarrolloIntensidad de capitalMano de obraMecanizacion
ASPECTOS AMBIENTALESControl de aperturasSubcidencias/hundimientosControl atmosfericoProductividadFuerza laboralSeguridad y Salud
78
Tabla 3.5: Resumen del análisis de parámetros que resultan de la selección del método.
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.
Sub level Stoping Shrinkage Stoping Cut and Fill Stoping Square Set Stoping
96,850t - 109,010t 100,997t - 111,514t 98,111t - 108,038t 95,930t - 114,527t3.60Oz - 3.81Oz 3.83Oz - 4.00Oz 3.83Oz - 4.00Oz 3.83Oz - 4.09Oz6,500t - 14,500t 450t - 850t 6,250t - 8,150t 250t - 450t
7.5meses - 14.9meses 131.2meses - 224.5meses 13.25meses - 15.7meses 254.5meses - 383.5meses22.5t/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
FACTORES TECNOLOGICOS80% - 85% 87.5% - 92.5% 85% - 90% 85% - 95%18% - 25% 12.5% - 17.5% 12.5% - 17.5% 10% - 17.5%Moderada Moderada Moderada Alta
Baja Moderada Alta AltaBaja Alta Moderada Alta
Moderado Rapido Moderado LentaAlta Baja Moderada Baja
Alta especializacion Baja especializacion Moderada especializacion Baja especializacionAltamente mecanizable Baja mecanizacion Mecanizable Sin mecanizacion
ASPECTOS AMBIENTALESModerada Alta Alta ModeradaModerada Baja Baja Baja
Facil Dificil Moderada DificilAlta Baja Moderada BajaBaja Intensa Moderada Intensa
Buena Moderada Moderada Pobre
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.
DilucionFlexibilidadSelectividadConcentracion/dispersion
Intensidad de capitalMano de obra
CONSIDERACIONES ECONOMICASReservas (tonelaje)
Cantidad de produccionVidaProductividadCostos de minado
Recuperacion
Seguridad y Salud
Reservas (leyes)
Mecanizacion
Control de aperturasSubcidencias/hundimientosControl atmosfericoProductividadFuerza laboral
Velocidad de desarrollo
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.
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
2.5 m71 °
33.44 %3.76 m
84 %103,805.47 t116,359.41 t
4.52 Oz0.012 Oz
0.38 %0.36 %
3.39 Oz0.009 Oz
0.28 %0.27 %
8,950.00 t/mes13.00 meses
50.0 m260.0 m
1.0642710
50 m1
20 m8 m0 m0 m
13 m
Ancho de vetaBuzamiento
Reservas geologicas
SUB LEVEL STOPING
Longitud de tajo
AuPbZn
Altura de tajo
Ritmo de produccion
Leyes minablesAg
Reservas minablesLeyes geologicas
AgAuPb
Numero de tajos
Vida de tajo
Ancho de minadoDilucion
Recuperacion minera
Altura de pilar de rumboAncho de pilares de buzamientoDistancia entre pilares de buzamientoDistancia efectiva explotacion - By pass
Nivel baseNivel superiorAltura entre nivelesNumero de sub nivelesAltura entre subniveles
Zn
81
Tabla 4.1: Parámetros de diseño geomecánico y operacional de Sub level Stoping (cont.).
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
14.5 m12.5 m
1.2 m1.5 m
2.93 t/m0.35 Kg/t
2.5 %82.14 t/m
2,755.07 t81 %68 %
22.8 t/h26.3 t/h31.9 t/h36.6 t/h
11.6 m/h
1 3.0mx3.0m 213.2 m1 3.5mx3.5m 260.0 m6 3.5mx3.0m 78.0 m7 3.5mx3.0m 91.0 m1 3.0mx3.0m 10.5 m1 3.5mx3.0m 260.0 m
13 3.5mx3.0m 169.0 m1 3.5mx3.0m 50.0 m1 3.0mx3.0m 7.0 m1 1.5mx1.5m 52.0 m1 3.0mx3.0m 7.0 m1 3.5mx3.0m 13.0 m
13 1.5mx1.5m 169.0 m13 1.5mx1.5m 104.0 m
Chimenea slot positivoChimenea slot negativo
Crucero accesoCamara ventilacion
Chimenea ventilacionVentana ventilacion
Camara Ore pass
Ventanas explotacionVentanas explotacion
By pass perforacionVentanas perforacion
By pass explotacion
BurdenEspaciamiento
Preparaciones y desarrollosRampa explotacion
Crucero 1
Rendimiento equipos acarreo
Rendimiento equipos perforacion
Aporte de mineral en preparaciones
Utilizacion efectiva de equipos
Perforacion especificaCarga especificaDesviacionRatio de preparacion
NegativosBurden y espaciamiento
Longitud maxima perforacion taladrosPositivos
Disponibilidad mecanica
Speider JF
Sccop 2.5Yd3
Sccop 3.5Yd3Sccop 2.5Yd3
Sccop 3.5Yd3
82
Tabla 4.2: Parámetros de diseño geomecánico y operacional de Cut and fill Stoping.
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
2.5 m71 °
16.72 %3.00 m
92 %59,288.89 t63,667.17 t
4.52 Oz0.012 Oz
0.38 %0.36 %
3.87 Oz0.010 Oz
0.33 %0.31 %
5,305.00 t/mes12.00 meses
50.0 m148.5 m
2.0642710
50 m0 m4 m0 m0 m
Numero de tajos
Leyes minablesAgAuPbZn
Nivel baseNivel superiorAltura entre nivelesAltura entre subnivelesAltura de pilar de rumbo
Ritmo de produccionVida de tajoAltura de tajoLongitud de tajo
Reservas minablesLeyes geologicas
AgAuPbZn
Ancho de vetaBuzamientoDilucion Ancho de minadoRecuperacion mineraReservas geologicas
CUT AND FILL STOPING
Ancho de pilares de buzamientoDistancia entre pilares de buzamiento
83
Tabla 4.2: Parámetros de diseño geomecánico y operacional de Cut and fill Stoping (cont.).
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
3.6 m0 m
1.1 m1.2 m
3.02 t/m0.64 Kg/t
1.5 %111.07 t/m
2,341.01 t81 %68 %
23.4 t/h21.3 t/h
13.1 m/h
1 3.0mx3.0m 257.8 m1 3.5mx3.0m 50.0 m1 3.0mx3.0m 25.0 m1 3.0mx3.0m 25.0 m1 3.0mx3.0m 25.0 m1 3.0mx3.0m 25.0 m1 3.0mx3.0m 148.5 m2 1.5mx1.5m 104.0 m2 3.0mx3.0m 14.0 m2 3.0mx3.0m 16.0 m2 1.5mx1.5m 42.0 m2 3.0mx3.0m 16.0 m1 3.5mx3.0m 13.0 m1 3.0mx3.0m 6.0 m1 3.0mx3.0m 6.0 m1 1.5mx1.5m 52.0 m1 1.5mx1.5m 52.0 m5 3.0mx3.0m 30.0 m5 3.0mx3.0m 30.0 mVentana chimenea Waste pass tajo
Chimenea ventilacion gemela
Galeria base
Camara chimenea Ore pass tajo Camara chimenea Waste pass tajo
Camara chimenea ventilacion gemela
ventana chimenea ventilacion gemela
Chimenea Ore pass tajo
Chimenea ventilacionVentana ventilacion
Camara Ore pass
Preparaciones y desarrollos
Crucero accesoRampa explotacion
Crucero 1Crucero 2
Chimenea Waste pass tajoVentana chimenea Ore pass tajo
Burden y espaciamientoBurden
Espaciamiento
Crucero 3Crucero 4
Longitud maxima perforacion taladrosPositivos
Negativos
Perforacion especificaCarga especificaDesviacionRatio de preparacionAporte de mineral en preparaciones
Utilizacion efectiva de equiposRendimiento equipos acarreo
Rendimiento equipos perforacion
Disponibilidad mecanica
Speider JF
Sccop 2.5Yd3Sccop 2.5Yd3
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).
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:
103,805.47 t 118,577.79 t84 % 92 %
33.44 % 16.72 %116,359.41 t 127,334.35 t
Metodo de Minado Sub level Stoping Cut and fill StopingReservas geologicas
DilucionRecuperacion minera
Reservas minables
85
Tabla 4.4: Valor de mineral de los métodos de minado en evaluación (SLS y CFS).
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:
4.52 Oz/t 0.012 Oz/t 0.38 %/t 0.36 %/t 4.52 Oz/t 0.012 Oz/t 0.38 %/t 0.36 %/t3.39 Oz/t 0.009 Oz/t 0.28 %/t 0.27 %/t 3.87 Oz/t 0.01 Oz/t 0.33 %/t 0.31 %/t18.6 $/Oz 675.9 $/Oz 6.8 $/% 8.5 $/% 18.6 $/Oz 675.9 $/Oz 6.8 $/% 8.5 $/%62.9 $/t 6.1 $/t 1.9 $/t 2.3 $/t 71.9 $/t 6.9 $/t 2.2 $/t 2.6 $/t
73.19 US$/t 83.67 US$/tValor de mineral
Metodo de MinadoAg Au Pb Zn
Sub level Stoping Cut and fill Stoping
Leyes geologicasLeyes minables (diluidas)Valores de punto
Ag Au Pb Zn
86
Tabla 4.5: Estimación del costo de minado de Sub level Stoping.
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
LO NGITUD DE TAJO 260.0 mANCHO DE VETA 2.5 mALTURA DE PERF (+) 13.2 mALTURA DE PERF (-) 7.6 mP.E. MINERAL 3.02 t/m3P.E. DESMO NTE 2.5 t/m3% RECUPERACIO N 84%ALTURA DE BLO CK 50 mBUZAMIENTO DE VETA 71 ºTO NELAJE DE BLO CK 103,805.5 tANCHO DE PILAR DE BUZAMIENTO 0.0 mALTURA DE PILAR DE RUMBO 8.0 m NUMERO DE PILARES DE RUMBO 1.0 uniNUMERO DE PILARES DE BUZAMIENTO 0.0 uniNUMERO DE SUBNIVELES 1.0NUMERO S DE GALERIAS BASE 1.0TO NELAJE EN PILARES 16,608.9 tTO NELAJE EXPLO TABLE DEL BLO CK 87,196.6 tTO NELAJE MINABLE DEL BLO CK 116,354.3 tKGS DE EXPLO SIVO 41,302.6 KgsFACTO R DE PO TENCIA 0.35 Kgs/tMALLA DE PERFO RACIO N 1.2 1.5Nº DE TAL/SECC (+) 29.0 TalNº DE TAL/SECC (+) y (-) 49.0 TalTIPO DE PERFORACION En abanico y anilloDILUCION 33.44 %
COSTO DEL METODO DE MINADO RECUPERACION DE RELLENOS Y DISEMINADOS ANTIGUOS SUB LEVEL STOPING (PERFORACION EN ABANICO Y EN ANILLO)
87
Tabla 4.5: Estimación del costo de minado de Sub level Stoping (cont.).
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
PERFORACION Rend Unid Tarifa $/. Sub TotalRENDIMIENTO PERF(+) 12.2 m/hRATIO DE PERF (+) 2.9 t/mRENDIMIENTO PERF(-) 11.6 m/hRATIO DE PERF (-) 2.9 t/mHORAS/GDIA 5.5 hGDIA/DIA 2.0 UniDIAS/MES 25.0 diasMALLA PERFO 1.8 m2TONELADAS PERFORACION (+) 51,969.5 tTONELADAS PERFORACION (-) 14,848.4 tNo TALADROS POSITIVOS 1,352.0 UniNo TALADROS NEGATIVOS 533.0 UniMETROS PERFORADOS PERF (+) 17,717.4 mMETROS PERFORADOS PERF (-) 5,062.1 mHORAS DE PERFORACION 1,888.6 hCOSTO POR HORA DE PERRFORACION (incluido operador) $/h 72.54 137,001DIAS DE PERFORACION 171.7 dias
US$ 137,001
ACCESORIOSPerforacion positiva Rend Unid Tarifa $/. Sub TotalShank Adapter T-38 2600 m 240 0.09Barra MF T-38 4 pies 2500 m 173 0.76Nº de barras 11.03 Uni Broca retractil T-38 (64 mm) 600 m 120 0.20Tubo PVC 2" (taladro entubado al 100%) 1.0 m 0.36 0.36Subtotal US$ 25,081.71
Perforacion negativa Rend Unid Tarifa $/. Sub TotalShank Adapter T-38 2600 m 240 0.09Barra 4 pies 2500 m 173 0.44Nº de barras 6.30 UniBroca retractil (64 mm) 600 m 120 0.20Tubo PVC 2" (taladro entubado al 100%) 1.0 m 0.36 0.36Broca escareadora (89 mm) 1200 m 174 0.15Barra piloto 2000 m 31 0.02Tubo de PVC 3" (0.4m/tal neg) sistema casing 213.2 m 0.48 102.34
US$ 5,629.58
Costo /tonelada US$/t 1.92
88
Tabla 4.5: Estimación del costo de minado de Sub level Stoping (cont.).
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
VOLADURA Rend unid Tarifa $/. Sub TotalKg ANFO/ ML PERFORADO 2.55 Kg/mlTACO DE TALADROS (minimo) 1.4 mSECCIONES POR DISPARO 2 UniTIEMPO DE CARGA DE TALADROS (+) 1.33 min/mTIEMPO DE CARGA DE TALADROS (-) 1.28 min/mTIEMPO DE ENCENDIDO Y RETIRO 15.0 min TIEMPO DE VENTILACION 50.0 minPRECIO DE CARGADORA DE ANFO 5,000.0 $SECCIONES POR DISPARO 2.0 seccionesNUMERO DE DISPAROS TAL (+) 13.0 dispNUMERO DE DISPAROS TAL (+) y (-) 13.0 dispTIEMPO DE CARGA POR DISPARO TAL (+) 16.3 h/dispTIEMPO DE CARGA POR DISPARO TAL (+) y (-) 23.9 h/disp
TALADROS POSITIVOSEmulnor 3000 de 1 1/2x12 754 Uni 0.80 601.63Anfo Examon 16,182.4 Kg 0.92 14,887.81Fanel de 18 m 754 Uni 1.51 1,138.54Guias de seguridad ensamblada 2.1m 52.00 Uni 0.55 28.40Cordón detonante 3-P 254.80 m 0.21 52.49Sub-total 1 US$ 16,708.87
TALADROS POSITIVOS Y NEGATIVOSEmulnor 3000 de 1 1/2x12 1261 Uni 0.80 1,006.18Anfo Examon 24596.3 Kg 0.92 22,628.56Fanel de 10 mts 1261 Uni 1.31 1,651.91Guias de seguridad ensamblada 2.1ml Uni 0.55 0.00Cordón detonante 3-P m 0.21 0.00Sub-total 2 US$ 25,286.65
Mano de Obra voladura mecanizada (Cargador+Ayudante+ cargador anfo) 15,271.81
Voladura Secundaria 20% 8,399.10Mano de obra voladura secundaria 5345.13
Costo /tonelada US$/t 0.81
ACARREO SCOOP 3,5 Yd3 Rend Unid Tarifa $/. Sub TotalRENDIMIENTO (150m) 31.9 t/hHORAS/GDIA 6.5 h GDIA/DIA 2 gdiasDIAS/MES 25 diasHORAS DE EQUIPO 2094.6 hCOSTO POR HORA DE EQUIPO (incluido operador) 92.35 193,436.8DIAS 161.1 dias
Costo /tonelada US$/t 2.22
89
Tabla 4.5: Estimación del costo de minado de Sub level Stoping (cont.).
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
SOSTENIMIENTO Rend Unid Tarifa $/. Sub TotalSOSTENIMIENTO CABLE BOLTING 12m 0.0 uniSOSTENIMIENTO CABLE BOLTING 15m 0.0 uniCABLE BOLTING AL TECHO 0.0 uniCABLE BOLTING AL PISO 0.0 uni
INSTALACIONSostenimiento con Cable bolting techo 0.0 0.0Sostenimiento con cable bolting piso 0.0 0.0Sub-total 1 US$ 0.0
MATERIALESCable bolting 12m 3.0 0.0Cable bolting 15m 5.0Lechada de cemento 13.67 0.0Accesorios 9.02 0.0Sub-total 2 US$ 0.0
Costo /tonelada US$/t 0.00
TRANSPORTE CON VOLQUETES 25t Cantidad Unid Tarifa $/. Sub TotalDISTANCIA DE TRANSPORTE 9.0 KmTONELAJE A TRANSPORTAR 116354.3 tCOSTO DE TRANSPORTE (incluido operador) $/t-km 0.32 335100.3
Costo /tonelada US$/t 3.84
RELLENO POST EXPLOTACION SCOOP 3.5 Yd3 Rend Cant. Tarifa $/. Sub TotalRENDIMIENTO 36.6 t/hrPORCENTAJE DE RELLENO 60.0 %VOLUMEN DE RELLENO 43,309.6 t HORAS DE EQUIPO 1,183 hCOSTO POR HORA DE EQUIPO (incluido operador) US$/h 92.35
US$ 109,279.7
Costo /tonelada US$/t 1.25
COSTO DE SERVICIOS AUXILIARES Cantidad Unid Tarifa $/. Sub Total1.0 uni 1.6575 1.6575
Costo /tonelada US$/t 1.66
90
Tabla 4.5: Estimación del costo de minado de Sub level Stoping (cont.).
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
PREPARACION Cantidad Unid Tarifa $/. Sub TotalRAMPA EXPLOTACION 3.0x3.0 (01) 213.19 m 403.48 86,017.0CRUCERO 1 3.0x3.0 (01) 10.5 m 374.67 3,934.0BY PASS EXPLOTACION 3.5x3.0 (01) (SUBNIVEL) 260 m 440.18 114,446.0BY PASS EXPLOTACION 3.5x3.5 (01) (BASE) 260 m 469.08 121,961.7VENTANAS EXPLOTACION 3.5x3.0 (013) (SUBNIVEL) 169 m 440.18 74,389.9VENTANAS EXPLOTACION 3.5x3.0 (06) (BASE) 78 m 440.18 34,333.8CH. SLOT 1.5x1.5 (013) POSITIVOS 169 m 116.46 19,681.3CH. SLOT 1.5x1.5 (013) NEGATIVOS 104 m 116.46 12,111.6SUB TOTAL US$ 466,875.3
SOSTENIMIENTOLONGUITUD DE CORONA SECCION 3.5x3.0 6.7 mLONGUITUD DE CORONA SECCION 3.0x3.0 5.8 mSOSTENIMIENTO SPLIT SET 7' (1.2x1.2) 4.6 split set/mSOSTENIMIENTO PERNO HELICOIDAL 7' (1.3x1.3) 3.4 pernos/mRESINAS POR PERNO HELICOIDAL 7' 1.0 resinas/pernoCEMENTOS POR PERNO HELICOIDAL 7' 4.0 cementos/pernoSOSTENIMIENTO MALLA SECCION 3.5x3.0 6.7 m2/mlSOSTENIMIENTO MALLA SECCION 3.0x3.0 5.8 m2/mlNUMERO DE SPLIT SET 7' (Bp y Vn Subnivel) 953.8 split setMETROS CUADRADOS DE MALLA (Bp y Vn Base) 1,307.6 m2NUMEROS DE PERNOS HELICOIDALES 7' (Bp y Vn Base) 676.3 pernos helicoidalesMETROS CUADRADOS DE MALLA (Bp y Vn Subnivel) 1200.5 m2NUMERO DE SPLIT SET 7' (Rp y Cx 1) 828.9 split setMETROS CUADRADOS DE MALLA (Rp y Cx 1) 1043.3 m2PORCENTAJE 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 %
INSTALACIONSostenimiento con split set 5' (Bp y Vn Subnivel) 953.8 split set 7.79 7,428.46Sostenimiento con malla (Bp y Vn Base) 1307.6 m2 5.80 7,577.65Sostenimiento con perno helicoidal 7' (Bp y Vn Base) 676.3 pernos helicoidales 9.01 6,095.91Sostenimiento con malla (Bp y Vn Subnivel) 1200.5 m2 5.80 6,957.14Sostenimiento con malla (Rp y Cx 1) 1043.3 m2 5.80 6,046.01Sostenimiento con split set 5' (Rp y Cx 1) 828.9 split set 7.79 6,455.60Sub-total 1 US$ 40,560.77
MATERIALESSplit set 5' (Bp y Vn Subnivel) 953.8 split set 4.37 4,168.15Malla (Bp y Vn Subnivel) 1200.5 m2 13.67 16,412.88Perno helicoidal 7' 22mm (Bp y Vn Base) 676.3 pernos helicoidales 9.02 6,102.58Resinas (Bp y Vn Base) 676.3 uni 0.77 522.58Cementos (Bp y Vn Base) 2705.1 uni 0.22 595.13Malla (Bp y Vn Base) 1307.6 m2 13.67 17,876.74Split set 5' (Rp y Cx 1) 828.9 split set 4.37 3,622.27Malla (Rp y Cx 1) 1043.3 m2 13.67 14,261.78Sub-total 2 US$ 63,562.10
TRANSPORTE CON VOLQUETESDISTANCIA DE TRANSPORTE 3.0 KmTONELAJE A TRANSPORTAR 31,180.7 tCOSTO DE TRANSPORTE (incluido operador) $/t-km 0.32 29,933.46
Costo /tonelada US$/t 6.89
COSTO MINADO (SIN PREPARACIONES) US$/t 11.71COSTO MINADO (CON PREPARACIONES) US$/t 18.60
91
Tabla 4.5: Estimación del costo de minado de Sub level Stoping (cont.).
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
DESARROLLO EXPLORATORIO Cantidad Unid Tarifa $/. Sub TotalVENTANAS DE EXPLORACION 3.5x3.0 (07) 91 m 440.18 40,056.1SUB TOTAL US$ 40,056.1
SOSTENIMIENTOLONGUITUD DE CORONA SECCION 3.5x3.0 6.7 mSOSTENIMIENTO PERNO HELICOIDAL 7' (1.3x1.3) 3.9 pernos/mRESINAS POR PERNO HELICOIDAL 7' 1.0 resinas/pernoCEMENTOS POR PERNO HELICOIDAL 7' 4.0 cementos/pernoSOSTENIMIENTO MALLA SECCION 3.5x3.0 6.7 m2/mlMETROS CUADRADOS DE MALLA (Bp y Vn Base) 352.0 m2NUMEROS DE PERNOS HELICOIDALES 7' (Bp y Vn Base) 208.3 pernos helicoidalesPORCENTAJE DE SOSTENIMIENTO (Bp y Vn Base) 58.0 %
INSTALACIONSostenimiento con malla (Bp y Vn Base) 352.0 5.80 2,040.1Sostenimiento con perno helicoidal 7' (Bp y Vn Base) 208.3 9.01 1,877.7Sub-total 1 US$ 3,917.8
MATERIALESPerno helicoidal 7' 22mm (Bp y Vn Base) 208.3 9.02 1,879.7Resinas (Bp y Vn Base) 208.3 0.77 161.0Cementos (Bp y Vn Base) 833.2 0.22 183.3Malla (Bp y Vn Base) 352.0 13.67 4,813.0Sub-total 2 US$ 7,037.0
TRANSPORTE CON VOLQUETESDISTANCIA DE TRANSPORTE 3.0 KmTONELAJE A TRANSPORTAR 2,140.3 tPRECIO DE TRANSPORTE (incluido operador) $/t-km 0.32 2,054.7
Costo /tonelada US$/t 0.61
92
Tabla 4.5: Estimación del costo de minado de Sub level Stoping (cont.).
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
DESARROLLO PRIMARIO Cantidad Unid Tarifa $/. Sub TotalCRUCERO ACCESO 3.5x3.0 (01) 50 m 440.18 22,008.9CHIMENEA DE VENTILACION 1.5x1.5 (01) 52 m 186.01 9,672.4CAMARA VENTILACION 3.0x3.0 (01) 7 m 374.67 2,622.7VENTANA VENTILACION 3.0x3.0 (01) 7 m 374.67 2,622.7CAMARA ORE PASS 3.5x3.0 (01) 13 m 440.18 5,722.3SUB TOTAL US$ 42,648.9
SOSTENIMIENTOLONGUITUD DE CORONA SECCION 3.5x3.0 6.7 mLONGUITUD DE CORONA SECCION 3.0x3.0 5.8 mSOSTENIMIENTO PERNO HELICOIDAL 7' (1.3x1.3) SECCION 3.0x3.0 3.4 pernos/mSOSTENIMIENTO PERNO HELICOIDAL 7' (1.3x1.3) SECCION 3.5x3.0 3.9 pernos/mRESINAS POR PERNO HELICOIDAL 7' 1.0 resinas/pernoCEMENTOS POR PERNO HELICOIDAL 7' 4.0 cementos/pernoSOSTENIMIENTO MALLA SECCION 3.5x3.0 6.7 m2/mlSOSTENIMIENTO MALLA SECCION 3.0x3.0 5.8 m2/mlMETROS CUADRADOS DE MALLA (Ca, Cx y Vn) 401.5 m2NUMEROS DE PERNOS HELICOIDALES 7' (Ca, Cx y Vn) 237.6 pernos helicoidalesPORCENTAJE DE SOSTENIMIENTO (Ca, Cx y Vn) 80.0 %
INSTALACIONSostenimiento con malla (Ca, Cx y Vn) 401.5 5.80 2,326.5Sostenimiento con perno helicoidal 7' (Ca, Cx y Vn) 237.6 9.01 2,141.3Sub-total 1 US$ 4,467.8
MATERIALESPerno helicoidal 7' 22mm (Bp y Vn Base) 237.6 9.02 2,143.6Resinas (Bp y Vn Base) 237.6 0.77 183.6Cementos (Bp y Vn Base) 950.2 0.22 209.0Malla (Bp y Vn Base) 401.5 13.67 5,488.6Sub-total 2 US$ 8,024.9
TRANSPORTE CON VOLQUETESDISTANCIA DE TRANSPORTE 3.0 KmTONELAJE A TRANSPORTAR 2,205.0 tPRECIO DE TRANSPORTE (incluido operador) $/t-km 0.32 2,116.8
Costo /tonelada US$/t 0.66
93
Tabla 4.6: Costo de minado de Sub level Stoping.
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
Tabla 4.7: Estimación del costo de minado de Cut and fill Stoping.
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
6.89 US$/t11.71 US$/t
PERFORACION 1.92 US$/tVOLADURA 0.81 US$/t
ACARREO 2.22 US$/tSOSTENIMIENTO 0.00 US$/t
TRANSPORTE 3.84 US$/tRELLENO 1.25 US$/t
SERVICIOS AUXILIARES 1.66 US$/t2.49 US$/t4.35 US$/t
25.44 US$/t
PREPARACIONESEXPLOTACION
COSTO DE MINADOSERVICIOS AUXILIARES MINASERVICIOS ADMINISTRATIVOS MINA
LONGITUD DE TAJO 148.5 m ANCHO DE VETA 2.5 mALTURA DE PERF 3.18 mNº DE BARRAS 3 barrasLONGITUD DE BARRA 1.22 mEFICIENCIA DE PERFORACION 92 %EFICIENCIA DE VOLADURA 90 %P.E. MINERAL 3.02 t/m3P.E. DESMONTE 2.5 t/m3RECUPERACION 0.92 %ALTURA DE BLOCK 50 mBUZAMIENTO DE VETA 71 °TONELAJE DE BLOCK 59,288.9 tANCHO DE PILAR DE BUZAMIENTO 0ALTURA DE PILAR DE RUMBO 4NUMERO DE PILARES DE RUMBO 1NUMERO DE PILARES DE BUZAMIENTO 0TONELAJE EN PILARES 4,743.1 tTONELAJE EXPLOTABLE DEL BLOCK 54,545.8 tTONELAJE MINABLE DEL BLOCK 63,665.8 tKGS DE EXPLOSIVO 40,580 KgFACTOR DE POTENCIA 0.64 Kg/tMALLA DE PERFORACION 1.1 1.2Nº DE TAL/SECC 3 TalTONELAJE/CORTE 3,210.5 tN° DE CORTES TOTALES 15.0 uniTIPO DE PERFORACION En paraleloDILUCION 16.72 %
COSTO DEL METODO DE MINADO RECUPERACION DE RELLENOS Y DISEMINADOS ANTIGUOSCUT AND FILL STOPING MECANIZADO
94
Tabla 4.7: Estimación del costo de minado de Cut and fill Stoping (cont.).
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
PERFORACION Cantidad Unid Tarifa $/. Sub TotalRENDIMIENTO PERFORACION 13.1 m/hRATIO DE PERFORACION 3.0 t/mHORAS/GDIA 5.5 h/GdiaGDIA/DIA 2 uni DIAS/MES 25 díasMALLA PERFORACION 1.32 m2No TALADROS 6,082 uni METROS PERFORADOS 20,465.0 mHORAS DE PERFORACION 1,562 hCOSTO POR HORA DE PERRFORACION (incluido operador) $/h 72.54 113,322.8DIAS DE PERFORACION 142.02 días
US$ 113,322.8
ACCESORIOS vida util Unid Tarifa $/. Sub TotalShank Adapter T-38 2,600 m 240 0.09Barra MF T-38 4 pies 2,500 m 173 0.07Broca Retractil T-38 (64 mm) 600 m 120 0.20Tubo PVC 2" (taladro entubado al 100%) 1 m 0.36 0.36
US$ 14,765.6
Costo /tonelada US$/t 2.35
VOLADURA Cantidad Unid Tarifa $/. Sub TotalKg ANFO/ML PERFORADO 2.5 kg/mlTACO DE TALADROS 0.8 mSECCIONES POR DISPARO 67.5 uniTIEMPO DE CARGA DE TALADROS 1.17 min/mTIEMPO DE ENCENDIDO Y RETIRO 15 minTIEMPO DE VENTILACION 45 minPRECIO DE CARGADORA DE ANFO 5,000.0 $TIEMPO DE CARGA POR DISPARO 10.4 h/dispNUMERO DE DISPAROS 30.0 disp
Emulnor 3000 de 1 1/2X12 6,082 Unid 0.8 4,865.4Anfo Examon 38,999 kg 0.92 35,879.0Fanel de 4.2m 6,082 uni 1.26 7,663.0Guias de seguridad ensamblada 2.1m 60 uni 0.55 33.0Cordón detonante 3-P 4,535 m 0.21 952.4Sub total 49,392.8
Mano de Obra voladura mecanizada (Cargador+Ayudante + cargador anfo) 9,101.64
Voladura Secundaria 10% 910.16Mano de obra voladura secundaria 2,275.41
Costo /tonelada US$/t 1.13
ACARREO SCOOP 2,5 Yd3 Cantidad Unid Tarifa $/. Sub TotalRENDIMIENTO (150m) 23.4 t/hHORAS/GDIA 5 hGDIA/DIA 2 gdiasDIA/MES 25 diasHORAS DE EQUIPOS 2720.76 hCOSTOPOR HORA DE EQUIPO (incluido operador) $/hora 83.46 227,074.82DIAS 272.08 dias
Costo /tonelada US$/t 4.16
95
Tabla 4.7: Estimación del costo de minado de Cut and fill Stoping (cont.).
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
SOSTENIMIENTO Cantidad Unid Tarifa $/. Sub TotalLONGUITUD DE CORONA SECCION 3.5x3.0 6.7 mLONGUITUD DE CORONA SECCION 3.0x3.0 5.8 mSOSTENIMIENTO SPLIT SET 7' (1.2x1.2) 4.0 split set/mSOSTENIMIENTO MALLA SECCION 3.5x3.0 6.7 m2/mlSOSTENIMIENTO MALLA SECCION 3.0x3.0 5.8 m2/mlNUMERO DE SPLIT SET 7' (Cortes explotacion) 8,125.4 split setMETROS CUADRADOS DE MALLA (cortes explotacion) 11,700.6 m2PORCENTAJE DE SOSTENIMIENTO (cortes explotacion) 90.0 %
INSTALACIONSostenimiento con Split Set 5' (Galeria explotacion) 8,125.4 Split Set 7.79 63,282.50Sostenimiento con malla (Galeria explotacion) 11,700.6 m2 5.80 67,806.79Sub-total 1 131,089.30
MATERIALESSplit set 5' (Galeria explotacion) 8,125.4 Split Set 4.37 35,508.17Malla (Galeria explotacion) 11,700.6 m2 13.67 159,965.79Sub-total 2 195,473.96
Costo /tonelada US$/t 5.99
TRANSPORTE CON VOLQUETES 25t Cantidad Unid Tarifa $/. Sub TotalDISTANCIA DE TRANSPORTE 9.0 KmTONELAJE A TRANSPORTAR 63,665.8 tCOSTO DE TRANSPORTE (incluido operador) $/t-km 0.32 183,357.6
Costo /tonelada US$/t 3.36
RELLENO SCOOP 2.5Yd3 Cantidad Unid Tarifa $/. Sub TotalRENDIMIENTO 21.3 t/hPORCENTAJE DE RELLENO 95 %VOLUMEN DE RELLENO 42,896.10 t HORAS DE EQUIPO 2,013.90 hCOSTO POR HORA DE EQUIPO (incluido operador) US$/h 83.46
US$ 168,080.2
Costo /tonelada US$/t 3.08
COSTO DE SERVICIOS AUXILIARES Cantidad Unid Tarifa $/. Sub Total1.0 uni 1.66 1.66
Costo /tonelada US$/t 1.66
96
Tabla 4.7: Estimación del costo de minado de Cut and fill Stoping (cont.).
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
PREPARACION Cantidad Unid Tarifa $/. Sub TotalRAMPA EXPLOTACION 3.0x3.0 (01) 257.8 m 403.48 104,016.03CRUCERO 1 3.0x3.0 (01) 25 m 374.67 9,366.67CRUCERO 2 3.0x3.0 (01) 25 m 374.67 9,366.67CRUCERO 3 3.0x3.0 (01) 25 m 374.67 9,366.67CRUCERO 4 3.0x3.0 (01) 25 m 374.67 9,366.67CAMARA CHIMENEA ORE PASS TAJO 3.0x3.0 (01) 6 m 374.67 2,248.00CAMARA CHIMENEA WASTE PASS TAJO 3.0x3.0 (01) 6 m 374.67 2,248.00CHIMENEA ORE PASS TAJO 1.5x1.5 (01) 52 m 186.01 9,672.44CHIMENEA WASTE PASS TAJO 1.5x1.5 (01) 52 m 186.01 9,672.44VENTANA CHIMENEA ORE PASS TAJO 3.0x3.0 (05) 30 m 374.67 11,240.00VENTANA CHIMENEA WASTE PASS TAJO 3.0x3.0 (05) 30 m 374.67 11,240.00DESQUINCHE (corona de cruceros para explotacion) 1100.26 m3 22.21 24,436.69SUB TOTAL US$ 212,240.3
SOSTENIMIENTOLONGUITUD DE CORONA SECCION 3.5x3.0 6.7 mLONGUITUD DE CORONA SECCION 3.0x3.0 5.8 mSOSTENIMIENTO SPLIT SET 7' (1.2x1.2) 3.5x3.0 4.6 split set/mSOSTENIMIENTO SPLIT SET 7' (1.2x1.2) 3.0x3.0 4.0 split set/mSOSTENIMIENTO PERNO HELICOIDAL 7' (1.3x1.3) 3.5x3.0 3.9 pernos/mSOSTENIMIENTO PERNO HELICOIDAL 7' (1.3x1.3) 3.0x3.0 3.4 pernos/mRESINAS POR PERNO HELICOIDAL 7' 1.0 resinas/pernoCEMENTOS POR PERNO HELICOIDAL 7' 4.0 cementos/pernoSOSTENIMIENTO MALLA SECCION 3.5x3.0 6.7 m2/mlSOSTENIMIENTO MALLA SECCION 3.0x3.0 5.8 m2/mlNUMERO DE SPLIT SET 7' (Rp, Cx y Vn) 2,483.2 split setMETROS CUADRADOS DE MALLA (Rp, Cx y Vn) 3,575.8 m2NUMEROS DE PERNOS HELICOIDALES 7' (Ca) 37.3 pernos helicoidalesMETROS CUADRADOS DE MALLA (Ca) 63.0 m2PORCENTAJE DE SOSTENIMIENTO (Rp, Cx y Vn) 75.0 %PORCENTAJE DE SOSTENIMIENTO (Ca) 90.0 %
INSTALACIONSostenimiento con split set 5' (Rp, Cx y Vn) 2,483.2 split set 7.79 19,339.77Sostenimiento con malla (Rp, Cx y Vn) 3,575.8 m2 5.80 20,722.43Sostenimiento con perno helicoidal 7' (Ca) 37.3 pernos helicoidales 9.01 335.83Sostenimiento con malla (Ca) 63.0 m2 5.80 364.89Sub-total 1 US$ 40,762.91
MATERIALESSplit set 5' (Rp, Cx y Vn) 2,483.2 split set 4.37 10,851.65Malla (Rp, Cx y Vn) 3,575.8 m2 13.67 48,887.15Perno helicoidal 7' 22mm (Ca) 37.3 pernos helicoidales 9.02 336.20Resinas (Ca) 37.3 uni 0.77 28.79Cementos (Ca) 149.0 uni 0.22 32.79Malla (Ca) 63.0 m2 13.67 860.82Sub-total 2 US$ 60,997.38
TRANSPORTE CON VOLQUETESDISTANCIA DE TRANSPORTE 3.0 KmTONELAJE A TRANSPORTAR 14,566.9 tCOSTO DE TRANSPORTE (incluido operador) $/t-km 0.32 13,984.20
Costo /tonelada US$/t 6.01
COSTO MINADO (SIN PREPARACIONES) US$/t 21.73COSTO MINADO (CON PREPARACIONES) US$/t 27.74
97
Tabla 4.7: Estimación del costo de minado de Cut and fill Stoping (cont.).
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
DESARROLLO EXPLORATORIO Cantidad Unid Tarifa $/. Sub TotalGALERIA BASE DE EXPLORACION 3.0x3.0 (01) 148.5 m 374.67 55,638.0CHIMENEA DE VENTILACION 1.5x1.5 (02) 104 186.01 19,344.9VENTANA DE VENTILACION 3.0x3.0 (02) 14 374.67 5,245.3SUB TOTAL US$ 80,228.2
SOSTENIMIENTOLONGUITUD DE CORONA SECCION 3.5x3.0 6.7 mLONGUITUD DE CORONA SECCION 3.0x3.0 5.8 mSOSTENIMIENTO SPLIT SET 7' (1.2x1.2) 3.5x3.0 4.6 split set/mSOSTENIMIENTO SPLIT SET 7' (1.2x1.2) 3.0x3.0 4.0 split set/mSOSTENIMIENTO PERNO HELICOIDAL 7' (1.3x1.3) 3.5x3.0 3.9 pernos/mSOSTENIMIENTO PERNO HELICOIDAL 7' (1.3x1.3) 3.0x3.0 3.4 pernos/mRESINAS POR PERNO HELICOIDAL 7' 1.0 resinas/pernoCEMENTOS POR PERNO HELICOIDAL 7' 4.0 cementos/pernoSOSTENIMIENTO MALLA SECCION 3.5x3.0 6.7 m2/mlSOSTENIMIENTO MALLA SECCION 3.0x3.0 5.8 m2/mlNUMERO DE SPLIT SET 7' (Gl) 481.0 split setMETROS CUADRADOS DE MALLA (Gl) 692.6 m2NUMEROS DE PERNOS HELICOIDALES 7' (Vn) 43.5 pernos helicoidalesMETROS CUADRADOS DE MALLA (Vn) 73.5 m2PORCENTAJE DE SOSTENIMIENTO (Gl) 80.0 %PORCENTAJE DE SOSTENIMIENTO (Vn) 90.0 %
INSTALACIONSostenimiento con split set 5' (Gl) 481.0 split set 7.79 3,745.93Sostenimiento con malla (Gl) 692.6 m2 5.80 4,013.74Sostenimiento con perno helicoidal 7' (Vn) 43.5 pernos helicoidales 9.01 391.80Sostenimiento con malla (Vn) 73.5 m2 5.80 425.70Sub-total 1 US$ 8,577.16
MATERIALESSplit set 5' (Gl) 481.0 split set 4.37 2,101.86Malla (Gl) 692.6 m2 13.67 9,468.97Perno helicoidal 7' 22mm (Vn) 43.5 pernos helicoidales 9.02 392.23Resinas (Vn) 43.5 uni 0.77 33.59Cementos (Vn) 173.9 uni 0.22 38.25Malla (Vn) 73.5 m2 13.67 1,004.28Sub-total 2 US$ 13,039.18
TRANSPORTE CON VOLQUETESDISTANCIA DE TRANSPORTE 3.0 KmTONELAJE A TRANSPORTAR 4,750.2 tCOSTO DE TRANSPORTE (incluido operador) $/t-km 0.32 4,560.19
Costo /tonelada US$/t 1.95
98
Tabla 4.7: Estimación del costo de minado de Cut and fill Stoping (cont.).
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
DESARROLLO PRIMARIO Cantidad Unid Tarifa $/. Sub TotalCRUCERO ACCESO 3.5x3.0 (01) 50 m 440.18 22,008.9CHIMENEA DE VENTILACION GEMELA 1.5x1.5 (02) 42 m 186.01 7,812.4CAMARA CHIMENEA VENTILACION GEMELA 3.0x3.0 (02) 16 m 374.67 5,994.7VENTANA CHIMENEA VENTILACION GEMELA 3.0x3.0 (02) 16 m 374.67 5,994.7CAMARA ORE PASS 3.5x3.0 (01) 13 m 440.18 5,722.3SUB TOTAL US$ 47,532.8
SOSTENIMIENTOLONGUITUD DE CORONA SECCION 3.5x3.0 6.7 mLONGUITUD DE CORONA SECCION 3.0x3.0 5.8 mSOSTENIMIENTO SPLIT SET 7' (1.2x1.2) 3.5x3.0 4.6 split set/mSOSTENIMIENTO SPLIT SET 7' (1.2x1.2) 3.0x3.0 4.0 split set/mSOSTENIMIENTO PERNO HELICOIDAL 7' (1.3x1.3) 3.5x3.0 3.9 pernos/mSOSTENIMIENTO PERNO HELICOIDAL 7' (1.3x1.3) 3.0x3.0 3.4 pernos/mRESINAS POR PERNO HELICOIDAL 7' 1.0 resinas/pernoCEMENTOS POR PERNO HELICOIDAL 7' 4.0 cementos/pernoSOSTENIMIENTO MALLA SECCION 3.5x3.0 6.7 m2/mlSOSTENIMIENTO MALLA SECCION 3.0x3.0 5.8 m2/mlNUMERO DE SPLIT SET 7' (Ca y Vn) 97.2 split setMETROS CUADRADOS DE MALLA (Ca y Vn) 139.9 m2NUMEROS DE PERNOS HELICOIDALES 7' (Cx y Ca) 223.8 pernos helicoidalesMETROS CUADRADOS DE MALLA (Cx y Ca) 378.2 m2PORCENTAJE DE SOSTENIMIENTO (Ca y Vn) 75.0 %PORCENTAJE DE SOSTENIMIENTO (Cx y Ca) 90.0 %
INSTALACIONSostenimiento con split set 5' (Ca y Vn) 97.2 split set 7.79 756.75Sostenimiento con malla (Ca y Vn) 139.9 m2 5.80 810.86Sostenimiento con perno helicoidal 7' (Cx y Ca) 223.8 pernos helicoidales 9.01 2,017.13Sostenimiento con malla (Cx y Ca) 378.2 m2 5.80 2,191.66Sub-total 1 US$ 5,776.40
MATERIALESSplit set 5' (Rp, Cx y Vn) 97.2 split set 4.37 424.62Malla (Rp, Cx y Vn) 139.9 m2 13.67 1,912.92Perno helicoidal 7' 22mm (Ca) 223.8 pernos helicoidales 9.02 2,019.34Resinas (Ca) 223.8 uni 0.77 172.92Cementos (Ca) 895.1 uni 0.22 196.93Malla (Ca) 378.2 m2 13.67 5,170.43Sub-total 2 US$ 9,897.16
TRANSPORTE CON VOLQUETESDISTANCIA DE TRANSPORTE 3.0 KmTONELAJE A TRANSPORTAR 2,923.2 tCOSTO DE TRANSPORTE (incluido operador) $/t-km 0.32 2,806.27
Costo /tonelada US$/t 1.21
99
Tabla 4.8: Costo de minado de Cut and fill Stoping (cont.).
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.
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
6.01 US$/t21.73 US$/t
PERFORACION 2.35 US$/tVOLADURA 1.13 US$/t
ACARREO 4.16 US$/tSOSTENIMIENTO 5.99 US$/t
TRANSPORTE 3.36 US$/tRELLENO 3.08 US$/t
SERVICIOS AUXILIARES 1.66 US$/t3.53 US$/t4.35 US$/t
35.62 US$/tCOSTO DE MINADO
PREPARACIONESEXPLOTACION
SERVICIOS ADMINISTRATIVOS MINASERVICIOS AUXILIARES MINA
25.44 US$/t
8.34 US$/t5.35 US$/t
39.13 US$/t
COSTO DE MINADO
PROCESAMIENTO DE MINERALESSERVICIOS GENERALES
COSTO DE PRODUCCION
100
Tabla 4.10: Costo de producción de Cut and fill Stoping.
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.
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
35.62 US$/t
8.34 US$/t5.35 US$/t
49.31 US$/t
COSTO DE MINADO
PROCESAMIENTO DE MINERALESSERVICIOS GENERALES
COSTO DE PRODUCCION
39.13 US$/t
2.82 US$/tGASTOS ADMINISTRATIVOS 6.08 US$/tDEPRECIACION Y AMORTIZACION 7.95 US$/tPLAN DE CIERRE 0.38 US$/t
56.36 US$/t
COMERCIALIZACION DE CONCENTRADOS
COSTO DE OPERACIÓN
COSTO DE PRODUCCION
101
Tabla 4.12: Costo de operación de Cut and fill Stoping.
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.
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
49.31 US$/t
2.82 US$/tGASTOS ADMINISTRATIVOS 6.78 US$/tDEPRECIACION Y AMORTIZACION 9.84 US$/tPLAN DE CIERRE 0.38 US$/t
69.13 US$/t
COSTO DE PRODUCCION
COMERCIALIZACION DE CONCENTRADOS
COSTO DE OPERACIÓN
73.19 US$/t
56.36 US$/t48.41 US$/t24.78 US$/t
16.83 US$/t
APORTE MARGINAL
MARGEN DE UTILIDAD
VALOR DE MINERAL
COSTO DE OPERACIÓN (con inversiones)COSTO DE OPERACIÓN (sin inversiones)
102
Tabla 4.14: Aporte marginal y margen de utilidad de Cut and fill Stoping.
Fuente: Informes internos Corporacion Minera Castrovirreyna.
De los resultados obtenidos de la estimación del aporte marginal, se observa
que para ambos métodos de minado estos son muy cercanos, para el margen
de utilidad se observa que el margen de utilidad del Sub level Stoping es 2.29
US$/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 Sub level Stoping Cut and fill Stoping Reservas minables 116,359.41 t 63,667.17 t Ritmo de producción 8,950.00 t/mes 5,305.00 t/mes Vida de tajo 13.00 meses 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
83.67 US$/t
69.13 US$/t59.29 US$/t24.38 US$/t
14.54 US$/t
COSTO DE OPERACIÓN (con inversiones)COSTO DE OPERACIÓN (sin inversiones)
APORTE MARGINAL
MARGEN DE UTILIDAD
VALOR DE MINERAL
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
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.
-2,000,000.00
-1,500,000.00
-1,000,000.00
-500,000.00
0.00
500,000.00
1,000,000.00
1,500,000.00
0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17
FLUJO DE CAJA ECONOMICO (Sub level Stoping)
US$
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.
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.
-1,500,000.00
-1,000,000.00
-500,000.00
0.00
500,000.00
1,000,000.00
0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23
FLUJO DE CAJA ECONOMICO (Cut and fill Stoping)
US$
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).
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.
1.00 % 1.00 %705,254.93 US$ 423,129.16 US$
3.11 % 2.53 %TIR
Tasa de actualizacionSub level Stoping Cut and fill StopingMetodo de Minado
VAN
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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comercialización y ejecutados 2011, U.M. RELIQUIAS, Corporación
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