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Opex y Capex
Opex y Capex
Opex y Capex
TESIS:
Ingeniero de Minas
Huancayo - Perú
2016
DEDICATORIA
A mi madre Julia y mi padre Pablo,
quienes me apoyaron en toda mi
carrera, forjadores y maestros, mis
mejores consejeros, a Magaly
compañera de mi felicidad por
brindarme su apoyo moral y a mis hijos
Angely y Jhoao mi fuerza y
esperanza.
Joel Jonatan
RECONOCIMIENTO
Mi reconocimiento a la Empresa
Buenaventura Ingenieros S. A. en la
persona del Ing. David Gutiérrez
Cáceres; Ingeniero de Proyectos Mina,
al Ing. Rodrigo Tovar Garcia; Ingeniero
Senior.
La tesis describe, analiza y estudia cada una de las etapas y/o pasos que deben de
llevarse a cabo para realizar un estudio conceptual partiendo desde el reporte de los
recursos proporcionados por Geologia, selección del método de minado, diseño de mina,
secuenciamiento de minado y análisis económico; con el objetivo de obtener el mejor
método de minado con la mayor rentabilidad del proyecto
El desarrollo del proyecto fue elaborado a partir del año 2013, por lo que los datos
iniciales como el precio de metales y tipo de cambio, fueron tomados de este año. Los
estudios Geomecánicos, Hidrogeológicos, cambios sociales, entre otros que no figuran en
el proyecto, no fueron tomados en cuenta, por ser este un estudio a nivel de perfil o
conceptual.
i
del Problema, Objetivos y Justificación, alcances y limitaciones, (Descritos en el
Capítulo I).
ii
RESUMEN
Una vez estimados los recursos geológicos, se realizó la evaluación del método de
explotación a emplearse en el proyecto sobre el supuesto de producción de 10,000 tpd,
para lo cual se plantearon los siguientes métodos:Sub Level Stoping, Sub Level Caving y
Block Caving.
Para cada uno de estos métodos, Se estimó los recursos minables en base a un
cut-off inicial asumido, se realizó un diseño de mina conceptual con sus respectivos
programas de desarrollo y producción (priorizando la explotación de las zonas de mayor
ley en los primeros años), estimó los CAPEX y OPEX respectivos y, en base a estos
resultados, elaboró un modelo económico para determinar indicadores económicos que
nos permitan recomendar el método más apropiado para el proyecto.
iii
Se evitan los riesgos inherentes a una posible subsidencia.
En términos porcentuales, se tendría mayor recuperación de los recursos y
una menor dilución por ser el método más selectivo.
Para que la comparación sea válida, los tres métodos evaluados consideraron la
ejecución de un pique de producción y otro de servicios, como labores principal de acceso
e izaje (mineral y desmonte). Asimismo, las demás facilidades como la planta y demás
infraestructura se mantuvieron constantes para efectos del análisis. Por lo tanto, la
variación observada en el CAPEX se debe principalmente a la mina (equipos, desarrollo
de mina, etc.).
Se estimó el CAPEX global del proyecto en alrededor de US$ 370 millones sin
considerar las contingencias. Sin embargo, al tratarse de un estudio conceptual, las
contingencias estarían en el orden de un 25% con lo cual el CAPEX podría ascender
hasta los US$ 460 millones.
Con el nivel de recursos minables actual, los resultados económicos del proyecto no
son muy auspiciosos. A una tasa de descuento del 8%, el VAN del proyecto sería
iv
ligeramente negativo (-9.0 millones de dólares) con una tasa interna de retorno de 6.4 % y
un periodo de retorno de la inversión de 5 años a partir del inicio de la etapa de
producción. Estos resultados no han considerado contingencias y han sido calculados
después de impuestos y considerando regalías.
v
TABLA DE CONTENIDO
CAPITULO I
1. PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA ....................................................................... 5
1.1. Fundamentación del Problema ............................................................................... 5
1.2. Formulación del Problema ...................................................................................... 6
1.2.1. Problema General ................................................................................................. 6
1.2.2. Problemas específicos ......................................................................................... 6
1.3. Objetivos de la investigación .................................................................................. 6
1.3.1. Objetivo General ................................................................................................... 6
1.3.2. Objetivos Específicos ........................................................................................... 6
1.4. Justificación ............................................................................................................... 6
1.5. Alcances y Limitaciones .......................................................................................... 7
1.5.1. Alcances ................................................................................................................. 7
1.5.2. Limitaciones ........................................................................................................... 7
CAPITULO II
2. MARCO TEÓRICO....................................................................................................... 8
2.1. Generalidades del Proyecto .................................................................................... 8
2.1.1. Ubicación y accesibilidad ..................................................................................... 8
2.1.2. Temperatura......................................................................................................... 10
2.1.3. Precipitación......................................................................................................... 10
2.1.4. Ecologia Terrestre ............................................................................................... 11
2.1.5. Flora ...................................................................................................................... 11
2.1.6. Geología Regional .............................................................................................. 12
2.1.6.1. Estratigrafía ...................................................................................................... 12
2.1.6.2. Intrusiones ........................................................................................................ 13
2.1.7. Geología Local..................................................................................................... 13
2.1.8. Mineralización ...................................................................................................... 15
2.1.9. Recursos............................................................................................................... 17
2.1.9.1. Modelo del Recurso en B05 .......................................................................... 17
2.1.9.2. Definición del Modelo...................................................................................... 17
2.1.9.3. Clasificación del Recurso Mineral ................................................................. 17
2.1.10. Programa de Exploraciones .......................................................................... 20
2.2. Bases teóricas ......................................................................................................... 20
2.2.1. Estudios de Ingeniería........................................................................................ 20
1
2.2.2. Etapas de un Estudio de Ingeniería ................................................................. 20
2.2.3. Recursos............................................................................................................... 21
2.2.3.1. Exploraciones ................................................................................................... 22
2.2.3.2. Modelamiento ................................................................................................... 22
2.2.3.3. Geoestadistica ................................................................................................. 22
2.2.3.4. Recursos ........................................................................................................... 23
2.2.4. Planeamiento de minado ................................................................................... 24
2.2.4.1. Selección del método de Minado .................................................................. 24
2.2.5. Plan de Minado .................................................................................................... 26
CAPITULO III
3. HIPÓTESIS Y METODOLOGIA DE LA INVESTIGACIÓN .................................. 28
3.1. Hipótesis de investigación ..................................................................................... 28
3.1.1. Hipótesis General ................................................................................................ 28
3.1.2. Hipótesis Específicas ......................................................................................... 28
3.2. Identificación y clasificación de las variables ..................................................... 28
3.2.1. Variable Dependiente ......................................................................................... 28
3.2.2. Variable Independiente ...................................................................................... 29
3.3. Operacionalización de las variables .................................................................... 29
3.4. Metodología de la Investigación ........................................................................... 29
3.4.1. Método de Investigación .................................................................................... 29
3.4.2. Tipos y niveles de investigación ....................................................................... 29
3.5. Diseño de Investigación ......................................................................................... 29
3.6. Población y muestra ............................................................................................... 30
3.7. Técnicas e Instrumentos de recolección de datos ............................................ 30
3.7.1. Técnicas: .............................................................................................................. 30
3.7.2. Instrumentos: ....................................................................................................... 30
3.8. Procedimiento de Recolección de Datos ............................................................ 31
3.9. Técnicas de Procesamiento y análisis de los Datos ......................................... 31
CAPITULO IV
4. PRESENTACIÓN, ANÁLISIS E INTERPRETACIÓN DE RESULTADOS ........ 32
4.1. Consideraciones Geotécnicas .............................................................................. 32
4.2. Precios de Metales, Recuperación y supuestos financieros ........................... 33
4.3. Evaluación del Método de Minado ....................................................................... 34
4.3.1. Selección del Método de Minado por Nicholas .............................................. 34
2
4.3.1.1. Parámetros de entrada para la selección del método de minado ........... 34
4.3.1.2. Resultados de la evaluación .......................................................................... 38
4.3.2. Asunciones consideradas para la Evaluación del Método de Minado ....... 41
4.3.3. Minado por subniveles con relleno en pasta. ................................................. 42
4.3.3.1. Geometría y Consideraciones Geotécnicas. .............................................. 43
4.3.3.2. Diseño Conceptual – SLS .............................................................................. 44
4.3.3.3. Nivel de Producción ........................................................................................ 45
4.3.3.4. Programa de Desarrollo y Producción – SLS ............................................. 45
4.3.3.5. Ley de Corte ..................................................................................................... 47
4.3.3.6. Recursos Minables .......................................................................................... 48
4.3.3.7. Costo de Capital y Operativo – SLS ............................................................. 49
4.3.3.8. Evaluación Económica-SLS .......................................................................... 50
4.3.4. Hundimiento por Subniveles (Sub-Level Caving – SLC) .............................. 50
4.3.4.1. Geometría y Consideraciones Geotécnicas. .............................................. 51
4.3.4.2. Diseño Conceptual – SLC .............................................................................. 53
4.3.4.3. Nivel de Producción ........................................................................................ 54
4.3.4.4. Programa de Desarrollo y Producción – SLC ............................................. 54
4.3.4.5. Ley de Corte ..................................................................................................... 56
4.3.4.6. Recursos Minables .......................................................................................... 57
4.3.4.7. Costo de Capital y Operativo – SLC ............................................................ 58
4.3.4.8. Evaluación Económica-SLS .......................................................................... 59
4.3.5. Hundimiento por Bloques (Block Caving) ....................................................... 59
4.3.5.1. Geometría y Consideraciones Geotécnicas. .............................................. 60
4.3.5.2. Diseño Conceptual – BC ................................................................................ 62
4.3.5.3. Nivel de Producción ........................................................................................ 64
4.3.5.4. Programa de Desarrollo y Producción – BC ............................................... 64
4.3.5.5. Ley de Corte ..................................................................................................... 66
4.3.5.6. Recursos Minables .......................................................................................... 67
4.3.5.7. Costo de Capital y Operativo – BC ............................................................... 67
4.3.5.8. Evaluación Económica-BC ............................................................................ 69
4.4. Recomendación del Método de Minado.............................................................. 70
4.5. Evaluación del Sistema de Acceso a Mina ......................................................... 72
4.5.1. Descripción de las Alternativas de Acceso ..................................................... 72
4.5.1.1. Alternativa Pique de Producción y Pique de Servicios .............................. 73
3
4.5.1.2. Alternativa Rampa de Acceso y Pique de Producción .............................. 73
4.5.1.3. Alternativa Pique de Producción y Rampa de Servicios ........................... 73
4.5.2. Recomendación del Sistema de Acceso a Mina ............................................ 73
4.5.3. Costos de Mina .................................................................................................... 76
4.6. ANALISIS ECONÓMICO ....................................................................................... 77
4.6.1. Estimado de costos de Operación y Capital ................................................... 77
4.6.1.1. Tipos de Cambio.............................................................................................. 77
4.6.1.2. Contingencias .................................................................................................. 78
4.6.2. Costos de Operación .......................................................................................... 78
4.6.3. Costos de Capital ................................................................................................ 79
4.6.3.1. Costos de Capital inicial y de producción .................................................... 81
4.7. ANALISIS FINANCIERO ....................................................................................... 82
4.7.1. Supuestos............................................................................................................. 83
4.7.1.1. Supuestos de Ingresos ................................................................................... 83
4.7.1.1.1. Concentrado de Cobre ................................................................................ 83
4.7.1.1.2. Concentrado de Zinc ................................................................................... 84
4.7.1.2. Depreciación .................................................................................................... 85
4.7.1.3. Impuestos y Otros gastos............................................................................... 86
4.7.1.4. Tasa de Descuento ......................................................................................... 87
4.7.1.5. Esquema de Financiamiento ......................................................................... 87
4.8. Parámetros de Análisis Financiero ...................................................................... 87
4.8.1. Estado de Ganancia y pérdida (P&L) .............................................................. 88
4.8.2. Flujo de Caja e Indicadores Financieros ......................................................... 89
CONCLUCIONES
RECOMENDACIONES
BIBLIOGRAFIA
ANEXOS
Anexo 01: Vista Longitudinal – Método minado por Subniveles
Anexo 02: Vista Longitudinal – Método hundimiento por Subniveles
Anexo 03: Vista Longitudinal – Método hundimiento por Bloques
Anexo 04: Vista 3D – Método hundimiento por Bloques
Anexo 05: Vista 3D – Método hundimiento por Subniveles
Anexo 06: Vista 3D – Método minado por Subniveles
Anexo 07: Matriz de Consistencia
4
CAPÍTULO I
5
1.2. Formulación del Problema
1.4. Justificación
6
aplicación de los criterios económicos como el VAN y el TIR, se llega seleccionar
un método óptimo para la explotación de la estructura mineralizada y por tanto dar
solución a la problemática que plantea la explotación la explotación de cuerpos a
gran profundidad.
1.5.1. Alcances
1.5.2. Limitaciones
7
CAPÍTULO II
2. MARCO TEÓRICO
El acceso al Proyecto se realiza desde Lima por vía aérea y terrestre. Desde Piura
existen dos rutas que se describen en la Tabla 1
8
Figura 1: Ubicación y acceso al Proyecto.
9
Tabla 1: Acceso al Proyecto.
15 h 00
2 Lima – Piura Asfaltada 1035 Terrestre
min
Piura- Sullana-
3 Asfaltada 85 1 h 30 min Camioneta 4x4
Tambogrande
RUTA 1
Tambogrande – El
4 Afirmada 17.05 0 h 50 min Camioneta 4x4
Proyecto
Piura – Chulucanas
5 Asfaltada 21 0 h 20 min Camioneta 4x4
(km 21)
RUTA 2
2.1.2. Temperatura
2.1.3. Precipitación
10
Como consecuencia de esto, la precipitación media anual es mayor que la
precipitación mediana anual en todas las estaciones, la que varía desde 122
mm en Montegrande hasta 461 mm en Partidor. Aguas arriba, en la cuenca
del Río Piura, la precipitación media anual llega a 1092 mm en la Estación
Frias (1964 – 1987), que se ubica a una elevación de 1700 m.s.n.m.
En el sentido más amplio, el Mapa Ecológico del Perú clasifica el área del
proyecto como Desierto Tropical Superárido (INRENA 1995b). Sin embargo, el
grado de aridez disminuye con la distancia tierra adentro desde la costa,
aumentando gradualmente la cantidad de vegetación permanente, tanto
arbustos como árboles.
2.1.5. Flora
Las áreas de bosque denso mostraron la cobertura porcentual más alta (150 a
214%) seguidas de los bosques semi densos (120 a 160%), bosques poco
densos (80 a 120%), matorrales (40 a 90%) y sabana (60%). Los arbustos
ribereños mostraron por lo general la menor cobertura de vegetación (32 a
79%), dependiendo del grado de recolonización de plantas del lecho de río
previamente inundado, luego de que los niveles altos estacionales del agua
bajaran.
11
2.1.6. Geología Regional
2.1.6.1. Estratigrafía
12
las Formaciones Copa Sombrero, Fm. Jahuay Negro, Fm. Encuentro, Fm.
Tablones, Fm Pazul y Fm. Verdún, de 200 m de potencia aproximadamente.
Y cubriendo la llanura se tiene entre 180 a 220 m de depósitos aluviales y
eólicos del terciario y cuaternario, que modelan el actual paisaje semiplano.
2.1.6.2. Intrusiones
13
Tabla 2 Sondajes y características.
Desde Hasta
Ítem Descripción
(m) (m)
Cobertura eólica y
1 0 200
conglomerados sin consolidar.
Intercalación de lutitas, areniscas,
conglomerados y arcillas con
2 200 400
algunos niveles volcánicos semi-
consolidados.
Secuencia volcánicas de lavas
andesíticas, basálticas, brechas,
780 o
3 400 conglomerados en bancos
más
gruesos, donde se emplaza el
cuerpo de sulfuros masivos.
14
2.1.8. Mineralización
Con los resultados del levantamiento geofísico por gravimetría se determinaron varios
blancos, dentro de ellos el B5, además se hizo sondajes con resultados positivos, que
se describen a continuación. Como se muestra en la Figura 3.
El núcleo consiste de pirita masiva (SU0) que ocupa la totalidad del yacimiento,
con esporádicos niveles de baritina y cuarzo.
Los sulfuros secundarios (SU1) dentro de la pirita del proyecto están restringidos,
se reconocen por la abundancia de digenita que se encuentra en los intersticios de
la pirita, en ciertos casos está mezclada con enargita y covelina. No es común la
presencia de galena ni la blenda.
15
Existe una mineralización de Oro y Plata, en la parte superior, interceptada antes
de cortar los sulfuros masivos de muy poco potencial que consideramos como
zona de Óxidos (Ox) con (2.63 g/T Au y 98.14 g/T Ag).
16
2.1.9. Recursos
Para diseñar el Perfil Conceptual del Proyecto, se utilizó los resultados del muestreo
de los cortes de Sulfuro Masivo de los 13 sondajes diamantinos (7,625.2 m de
perforación, de los cuales 10 interceptaron mineralización). Llegando a estimar los
recursos de mineral, los cuales fueron clasificados por categorías: Indicado, Inferido y
Potencial; adicionalmente se realizó una segunda clasificación por tipo de sulfuro
(SU0, SU1, SU2 y SU3).
Se tomó como origen del modelo de bloques, las coordenadas (UTM): 569,450 m
este; 9442,100 m norte y 0.0 m de elevación. Adicionalmente se generó un modelo de
bloques para cada zona mineralizada o por cada tipo de sulfuro (SU0, SU1, SU2 y
SU3); el tamaño de bloque se estableció en 10 m x 10 m con una altura de 10 m. Uno
de los atributos más relevante del modelo de bloques es el %ore el cual representa el
porcentaje de ore (mineral) con respecto al volumen total del bloque.
X 569,450 521,800 10 70
Y 9,442,100 8,442,900 10 80
Z -550 0 10 55
Se clasificó los recursos totales del depósito del proyecto según el protocolo de
proximidad a la muestra (sondaje) clasificándolo en tres tipos: Indicados, Inferidos y
Potenciales.
Esta clasificación se realizó en el software Minesight, de la siguiente manera:
1
Cu Eq. (%) = Cu (%)*1.00+Zn (%)*0.14+Ag(g/t)*0.001+Au(g/t)*0.015
18
Figura 4. Curva tonelaje Ley – Recursos Indicados e Inferidos (SU2)
19
2.1.10. Programa de Exploraciones
Ítem Actividad
20
II. Estudio Pre-Factibilidad.
2.2.3. Recursos
Los recursos minerales se definen como todos los metales, minerales, rocas e
hidrocarburos que pueden ser utilizados por el hombre y que existen en el suelo y
subsuelo.
21
2.2.3.1. Exploraciones
I. Campañas de exploración
2.2.3.2. Modelamiento
2.2.3.3. Geoestadistica
2.2.3.4. Recursos
I. Recurso Medido
23
2.2.4. Planeamiento de minado
Forma Potencia
24
Inclinación / Buzamiento de la estructura
Forma Buzamiento
Distribución de leyes
Clasificación Distancia
Superficial 0 — 100m
Intermedio 100 — 600m
Profundo > 600m
25
Aspectos geológicos
- Propiedades Geomecánicas
Clasificación RMR
Muy Débil 0 - 20
Débil 20 - 40
Moderado 40 - 60
Fuerte 60 – 80
Muy Fuerte 80 – 100
Clasificación Valor
26
- Se evalúa la geometría del cuerpo mineralizado y las condiciones geotécnicas
del depósito a detalle.
- Se utiliza solo el mineral indicado e inferido.
- Se asume leyes de corte para cada método de minado y se calcula los
recursos geológicos en base a las leyes de corte.
- Se realizó un diseño de mina de forma conceptual para cada método de
minado con sus respectivos programas de avance y desarrollo.
- Se realiza las evaluaciones económicas calculando el costo de capital
(inversión) y costo operativo para cada método de minado para realizar una
adecuada comparación de entre métodos de minado.
- Se lleva a cabo un análisis de riesgos y oportunidades por método de minado.
- Se realiza tablas comparativas como: VAN, recursos minables, dilución,
recuperación, costo operativo por tonelada, entre otros.
27
CAPÍTULO III
Tipo: Básico
29
Debido a la naturaleza de la materia de investigación, responde al de una
investigación por objetivos de acuerdo al esquema siguiente:
3.7.1. Técnicas:
3.7.2. Instrumentos:
30
3.8. Procedimiento de Recolección de Datos
seleccionar el óptimo.
31
CAPÍTULO IV
Para la realización del estudio conceptual del Proyecto, se tomó los datos
geotécnicos del Estudio de Impacto Ambiental del Proyecto y la información
proporcionada de los testigos de perforación.
32
sistema de GSI de clasificación (Hoek et al., 1995). Los resultados son mostrados en
las siguientes tablas.
Volcánicos 50 50 150 3 17
Sulfuro Masivo 50 50 100 3 17
ÁNGULO DE FRICCIÓN
TIPO DE ROCA COHESIÓN kPa CLASIFICACION GSI
(°)
840 50 54
Volcánicos
Sulfuro Masivo 800 50 53
2
Superficies algo rugosas, contacto suave entre las paredes de la diaclasas
33
Maquila para concentrado de Cobre = US$90/t concentrado
Costo de refinación de Cobre = US$0.095/lb pagable
Costo de refinación de Plata = US$0.35/oz pagable
Costo de refinación de Oro = US$6.0/oz pagable
Maquila para concentrado de Zinc = US$185/t concentrado
Flete terrestre, almacenamiento, manejo de puerto = US$31.82/t concentrado
Flete marítimo (Asia) = US$60/t concentrado
Perdidas en el Concentrado = 0.30%
Perdidas = 0.30%
Seguros = 0.10%
Depreciación, impuestos, ha sido incluidos en la evaluación económicas
Los costos de operación y capital no consideran contingencias.
- Imput de entrada
Las Tabla 4.6 y Tabla 4.7 muestra las características geométricas, geológicas
y comportamiento de leyes del yacimiento en estudio.
1.Forma:
Equidimensional Todas las dimensiones son similares en cualquier
o masivo dirección.
2.Potencia:
Muy potente (> 100 m)
3.Iclinación:
Inclinado (> 55°)
4.Distribución de Leyes:
Gradual o
Las leyes tienen una distribución zonal,
diseminado
identificándose cambios graduales de unos puntos a
otros.
5.Profundidad desde la superficie:
Profundo (> 600m)
34
Tabla 17 Resumen de Parámetros Geomecánicos
Características Geomecánicas
Caja Piso y Zona del Mineral
1.- RMR
Moderado 20 – 40
2.- Esfuerzo de Subducción
Moderado (5 - 10)
Caja Techo
1.- RMR
Moderado 40 – 60
2.- Esfuerzo de Subducción
Moderado (10 - 15)
35
Tabla 18 Selección de Método de Minado - Geometría y Distribución de Leyes
Forma del yacimiento Potencia del mineral (m) Inclinación/Buzamiento Distribución de leyes Profundidad (m)
Suma
Métodos de explotación Mas. Tabu. Irreg. <3 3-10 10-30 30-100 >100 <20° 20°-50° >55° Unif. Grad. Errat. 0 - 100 100 - 600 >600
Preliminar
M T I ME E I P MP T IT IN U D E S I P
Open Pit Mining 4 2 3 1 2 3 4 4 3 3 1 3 3 2 4 0 -49 -37
Block Caving 4 2 0 -49 -49 0 3 4 3 2 4 3 2 2 2 3 3 17
Sublevel Stoping 3 4 1 -10 1 3 4 3 2 1 4 4 4 3 3 4 2 16
Sublevel Caving 3 4 1 -49 -49 0 4 4 1 1 4 3 2 2 3 2 2 15
Longwall Mining -49 4 -49 4 3 0 -49 -49 4 0 -49 4 1 0 2 2 3 -143
Room and Pilar 0 4 2 4 3 1 -49 -49 4 0 -49 4 2 0 3 3 2 -94
Shrinkage Stoping 0 4 2 4 4 0 -49 -49 -49 0 4 3 2 2 3 3 2 -41
Cut & Fill Stoping 1 4 4 3 4 4 1 0 1 3 4 2 3 4 2 3 4 12
Top Slicing 1 2 0 1 1 0 2 1 4 2 0 2 1 1 2 1 1 4
Square Set Stoping 0 1 4 4 3 2 0 0 2 3 2 0 1 3 1 1 2 5
Bench and Fill Stoping (Con Relleno) 3 4 1 3 4 2 0 0 2 1 4 4 4 3 3 4 2 13
Sublevel Stoping Longitudinal (Con Relleno) 3 4 1 3 4 2 0 0 2 1 4 4 4 3 3 4 2 13
Fuente: Elaboración Propia en base a Explotación Subterránea Métodos y Casos Prácticos (1998)
Zona Mineralizada (RMR) Caja Techo (RMR) Caja Piso (RMR) Suma
Método de explotación
0 - 20 20 - 40 40 - 60 60 - 80 80 - 100 0 - 20 20 - 40 40 - 60 60 - 80 80 - 100 0 - 20 20 - 40 40 - 60 60 - 80 80 - 100 Preliminar
Open Pit Mining 3 3 3 3 3 2 3 4 4 4 2 3 4 4 4 11
Block Caving 4 3 2 0 -49 3 3 3 2 2 3 3 3 2 2 8
Sublevel Stoping 1 3 4 4 4 -49 0 3 4 4 0 0 2 3 3 9
Sublevel Caving 3 4 3 1 0 4 4 3 2 2 1 2 3 3 3 9
Longwall Mining 6 6 4 2 2 6 5 4 3 3 - - - - - 8
Room and Pilar -49 0 3 5 6 -49 0 3 5 6 - - - - - 6
Shrinkage Stoping 0 1 3 3 3 0 0 2 4 4 0 0 2 3 3 7
Cut & Fill Stoping 0 1 2 3 3 3 5 4 3 3 3 3 2 2 2 8
Top Slicing 3 2 1 1 0 0 0 2 3 3 0 0 1 2 2 4
Square Set Stoping 4 4 1 0 0 4 4 1 0 0 3 1 0 0 0 2
Bench and Fill Stoping (Con Relleno) 1 3 4 4 4 -49 0 3 4 4 0 0 2 3 3 9
Sublevel Stoping Longitudinal (Con Relleno) 1 3 4 4 4 -49 0 3 4 4 0 0 2 3 3 9
Fuente: Elaboración Propia en base a Explotación Subterránea Métodos y Casos Prácticos (1998)
36
Tabla 20 Selección de Método de Minado - Esfuerzo de Subducción de la Roca – Esfuerzo Uniaxial/Esfuerzo Principal
Fuente: Elaboración Propia en base a Explotación Subterránea Métodos y Casos Prácticos (1998)
37
4.3.1.2. Resultados de la evaluación
GEOMETRÍA Y
CARACTERÍSTICAS GEOMECÁNICAS DE LA ROCA
ORDEN Método de explotación DISTRIBUCIÓN DE TOTAL
LEYES MINERAL TECHO PISO SUB TOTAL
1 Block Caving 17 5 5 6 16 33
2 Sublevel Caving 15 7 5 4 16 31
3 Sublevel Stoping 16 5 7 1 13 29
4 Cut & Fill Stoping 12 2 8 6 16 28
5 Bench and Fill Stoping (Con Relleno) 13 5 7 1 13 26
5 Sublevel Stoping Longitudinal (Con Relleno) 13 5 7 1 13 26
7 Square Set Stoping 5 7 2 3 12 17
8 Top Slicing 4 4 4 2 10 14
12 Open Pit Mining -37 6 8 6 20 -17
13 Shrinkage Stoping -41 2 5 2 9 -32
14 Room and Pilar -94 0 5 0 5 -89
15 Longwall Mining -143 11 6 0 17 -126
Para determinar cuál método de minado puede ser aplicado en el Proyecto se realizó lo
siguiente:
Se evaluó la geometría del cuerpo mineralizado y las condiciones geotécnicas del
depósito según Nicholas.
Se asumió leyes de corte para cada método de minado y se calculó los recursos
geológicos en base a las leyes de corte.
38
Se realizó diseño de mina de forma conceptual por cada método de minado con
sus respectivos programas de avance y desarrollo.
Se realizó las evaluaciones económicas calculando el costo de capital (inversión) y
costo operativo para cada método de minado para realizar una adecuada
comparación de entre métodos de minado.
Se llevó a cabo un análisis de riesgos y oportunidades por método de minado.
Se realizó tablas comparativas como: VAN, recursos minables, dilución,
recuperación, costo operativo por tonelada, entre otros.
Para determinar qué métodos son aplicables al depósito del proyecto, se generaron tres
cuerpo mineralizado variando las leyes de corte de Cu Equivalente de 0.5 % hasta 1.0 %
incrementándose en 0.25%, esto sobre los recurso indicados e inferidos. En las Figura 6,
Figura 7, Figura 8 se muestra la sensibilidad del cuerpo mineralizado a las leyes de corte.
Basados en las condiciones geotécnicas, y las formas de los cuerpos mineralizados, los
métodos de minado considerados para la evaluación son:
Minado por subniveles con relleno en pasta (Sub-level open Stoping with
cemented backfill – SLS).
Hundimiento por Subniveles (Sub-level caving – SLC).
Hundimiento por Bloques (Block caving – BC).
SECCION – NORTE-SUR
SECCION – OESTE-ESTE
PLAN
39
Figura 7. Cuerpo Mineralizado >0.75% de Cu
SECCION – NORTE-SUR
PLAN
PLAN
40
4.3.2. Asunciones consideradas para la Evaluación del Método de Minado
Para efectos del presente estudio se está considerados solamente los recursos indicado e
inferidos de los sulfuros SU2 (sulfuros de Cobre y Zinc) y SU3 (sulfuros de cobre
primario). La Tabla 23 muestra los valores de dilución y recuperación asumidos para cada
uno de los métodos de explotación a evaluar.
Los costos operativos por tonelada son mostrados en la Tabla 25 (sin contingencia), estos
valores se estimaron usando la siguiente información:
41
Donde era apropiado, se ha escalado el costo de capital y el costo de operación en
función de la producción.
Se calculó los costos operativos mina para los distintos métodos de explotación,
manteniendo iguales los demás costos (Planta, mantenimiento, administración,
servicios, gastos de ventas (1% de las ventas de concentrado).
El método de minado por subniveles con relleno en pasta (Sub-Level Open Stoping with
cemented backfill - SLS) o más conocido como taladros largos, es un método de minado
masivo desarrollándose subniveles espaciados regularmente desde los cuales se efectúa
la perforación con equipo electro-hidráulico. En este método se realizan voladuras
masivas, luego se realizará la limpieza y acarreo de mineral con scooptram y camiones de
bajo perfil, luego este mineral será transportado hacia la planta de beneficio.
Los tajeos vacíos serán rellenados con desmonte o relleno cementado, con la finalidad de
estabilizar la zona de minado y absorber el desmonte producto del desarrollo y
preparación de la mina. Ver Figura 9.
42
Figura 9. Esquema de Minado por Método de Subniveles
Para efectos del estudio se tomó en consideración las dimensiones de la mina Cerro
Lindo (VMS) por presentar características geomecánicas similares como: los niveles cada
43
30 m, la longitud de los tajeos a 50m, ancho de tajeo de 20m y una altura de tajeos de
30m.
El Radio hidráulico calculado para esta condición es de 8 y las dimensiones son
consideradas para una Roca con RMR = 54.
Para el diseño conceptual del método de minado por subniveles, se consideró que la
extracción del mineral y el desmonte proveniente de los tajeos y de los desarrollos de
mina serán extraídos por un Pique de Producción; el ingreso del personal, equipos y
suministros serían por medio de un Pique de Servicios; las dimensiones de los niveles
principales de extracción, rampas galerías, by pass, están en función a las dimensiones
de los equipos de carguío, acarreo y transporte esto para un adecuado desplazamiento de
los mismo.
Los equipos principales de mina estarán conformados por scooptram de 9.4 yd3,
Camiones de 30 t. Un resumen de las principales labores a desarrollar para este método
se muestra en la Tabla 26.
44
Figura 10. Minado por Método de Subniveles – Visa 3D.
N Chimenea de
Ventilación (RB)
Pique de Producción
Chimenea de
Ventilación (RB)
Pique de Servicios
Rampa Principal
45
Figura 11. Programa de Desarrollo
46
4.3.3.5. Ley de Corte
Para efectos de cálculo de recursos minables y para el diseño conceptual se utilizó una
ley de corte de 1.0% de cobre equivalente.
Además con lo parámetros de costos se realizó el cálculo de la ley de corte para una
producción de 10,000 TMPD. Esta ley de corte calculada para el método de minado por
subniveles es de 1.18% de Cu (insitu) considerando solo los costos operativos y 2.19 %
Cu si adicionando los costos de Capital. Es importante manifestar que las leyes de corte
fueron calculada a un precio de 6,062 US$/t de Cobre (2.75 US$/lb). Los resultados del
cálculo de la ley de corte son mostrados en la Tabla 27.
Se sugiere que los reportes de recursos estén expresado en NSR (Net smelter Return),
por ser un yacimiento polimetálico y por presentar contenidos pagables de otros
elementos (Zn, Ag, Au), de esta manera no se estaría perdiendo recursos.
Ingresos - (Promedio)
Precio de Cu US$/t 6,062.71
Precio de Zinc US$/t 1,543.24
Precio de Plata US$/oz 15.00
Precio de Oro US$/oz 1,000.00
Recuperación de Planta (%) % 69.87
Pagable de Cobre (%) % 96.00
FINAS Cu lb 595,859,922
47
NSR US$/t 60.68
Para la estimación de los recursos se utilizó como base una ley de Corte Equivalente de
1.0 %. Además se consideró una dilución de 10.0 % y una recuperación del 90.0% para
los tajeos y para los avance una dilución de 5.0% y recuperación del 97.0%.
Adicionalmente se descontó zonas que no serían explotables debido a su accesibilidad
(cuerpos aislados). Los recursos Minables según su tipo de labor son mostrados en la
Tabla 28.
Mine t 18,179,113
Cu % 1.49
Zn % 1.49
Pb % 0.14
Ag g/t 34.23
Au g/t 0.63
Producción de Tajeos t 16,182,993
Cu % 1.42
Zn % 1.56
Pb % 0.14
Ag g/t 35.16
Au g/t 0.66
Producción de avances t 1,996,120
Cu % 2.05
Zn % 0.92
Pb % 0.13
Ag g/t 26.66
Au g/t 0.40
48
4.3.3.7. Costo de Capital y Operativo – SLS
Sub-Level Open
Por Centro de Costo Stoping with
cemented backfill
Mina 9.95
Planta 11.06
Mantenimiento 0.56
Administración 1.12
Servicios 1.82
Gastos de Ventas 0.61
Total 25.12
A diferencia de los otros métodos propuestos para el Proyecto, el minado por subniveles
contempla una planta de relleno de en pasta con una capacidad de 100 m3/hr.
49
4.3.3.8. Evaluación Económica-SLS
Se realizó una evaluación económica con el objetivo de medir la rentabilidad del método
de minado por subniveles y a su vez tener un parámetro económico con el cual se podría
comparar con los otros métodos propuestos, el resultados es mostrados en la Tabla 31.
La evaluación económica fue realizada para un precio de cobre de 2.75 US$/lb, y a una
tasa de descuento de 8.0%, El VAN del proyecto es de -21,741,733 US$, y un TIR de
5,9%, teniendo un periodo de retorno de inversión de 5 años después de iniciada la
producción.
Tabla 31 Evaluación Económica – SLS en US$
AÑO Flujo de Caja Flujo de Caja TOTAL Inicio Sostenimiento Operativo Regalías TOTAL
Y 10 - 98,678,633 - - - - -
50
abajo la limpieza del mineral produce un hundimiento de la paredes del cuerpo
mineralizado, el cual se incrementa al profundizar el yacimiento, produciendo hundimiento
de las cajas del depósito (roca estéril) y una dilución del mineral por la contaminación de
la roca encajonante del depósito.
.
Figura 13. Esquema de Minado por Método de hundimiento por Subniveles
51
material que se encuentre por encima o superpuesta al depósito debe ser poco
competente de modo que se derrumbe con facilidad ocupando el vacío dejado por la
extracción de la mineral; estas son las condiciones que debe presentar el depósito para
favorecer la aplicación del método reduciendo la dilución y aumentando la recuperación
de mineral.
Para efectos de diseño de mina, se consideró algunos parámetro de la mina kiruna como:
subniveles cada 25 metros, el espaciamiento entre los ventanas de limpieza (Draw point)
de 25m; Además asumió un ángulo de subsidencia de 70°. Es importante mencionar que
se deberán realizar estudios geomecánicas posteriores para validar estas suposiciones y
así poder definir la ubicación de las labores permanentes (principales) como: rampas,
Piques de extracción, Pique de personal, by pass y chimeneas de ventilación, para que
estas labores se encuentren fuera de la zona de subsidencia.
ZONA DE SUBSIDENCIA EN
SUPERFICIE
SLC
Una eventual explotación por Hundimiento de subniveles crearía una zona de subsidencia
en superficie de 56.3 Ha, a un ángulo de 70° de hundimiento. Es importante mencionar
que la infraestructura de la mina tendría que estar fuera de la zona de hundimiento.
52
4.3.4.2. Diseño Conceptual – SLC
Las dimensiones de los niveles principales de extracción, rampas galerías, By pass están
en función a las dimensiones de los equipos de carguío, acarreo y transporte. Además los
equipos principales de mina estarán conformados por scooptram de 9.4 yd3, camiones de
30 t. La Tabla 32 muestra un resumen de las principales labores a desarrollar para este
método.
53
Figura 15. Minado por Método Hundimiento por Subniveles – Visa 3D.
Chimenea de N
Ventilación (RB)
Pique de Producción
Chimenea de
Ventilación (RB)
Rampa Principal
Para la elección del método de explotación se asumió una producción de 10,000 TMPD.
54
Figura 16. Programa de Desarrollo
55
4.3.4.5. Ley de Corte
Para efectos de cálculo de recursos minables y para el diseño conceptual se utilizó una
ley de corte de 0.75% de cobre equivalente. Además con los parámetros de costos se
realizó el cálculo de la ley de corte para una producción de 10,000 TMPD. Esta ley de
corte calculada para el método de minado de Hundimiento por subniveles es de 1.11% de
Cu (insitu) considerando solo los costos operativos y 2.11 % Cu adicionando los costos de
Capital. Es importante manifestar que las leyes de corte fueron calculada a un precio de
6,062 US$/t de Cobre (2.75 US$/lb). Los resultados del cálculo de la ley de corte son
mostrados en la Tabla 33.
Se sugiere que los reportes de recursos estén expresado en NSR (Net smelter Return),
por ser un yacimiento polimetálico y por presentar contenidos pagables de otros
elementos (Zn, Ag, Au), de esta manera no se estaría perdiendo recursos.
Ingresos - (Promedio)
Precio de Cu US$/t 6,062.71
Precio de Zinc US$/t 1,543.24
Precio de Plata US$/oz 15.00
Precio de Oro US$/oz 1,000.00
Recuperación de Planta (%) % 69.87
Pagable de Cobre (%) % 96.00
FINAS Cu lb 560,333,762
NSR US$/t 59.06
56
4.3.4.6. Recursos Minables
Para la estimación de los recursos se utilizó como base una ley de Corte Equivalente de
0.75 %. Además se consideró una dilución de 15.0 % y una recuperación del 80.0% para
los tajeos y para los avance una dilución de 5.0% y recuperación del 97.0%.
Adicionalmente se descontó zonas que no serían explotables debido a su accesibilidad
(cuerpos aislados). Los recursos Minables según su tipo de labor son mostrados en la
Tabla 34.
Mine t 17,422,981
Cu % 1.46
Zn % 1.38
Pb % 0.15
Ag g/t 32.13
Au g/t 0.59
Producción de Tajeos t 16,298,831
Cu % 1.46
Zn % 1.36
Pb % 0.13
Ag g/t 31.80
Au g/t 0.58
Producción de avances t 1,124,150
Cu % 1.48
Zn % 1.64
Pb % 0.34
Ag g/t 36.95
Au g/t 0.69
57
4.3.4.7. Costo de Capital y Operativo – SLC
A diferencia del método por minado por subniveles, el de minado hundimiento por
subniveles no contempla una planta de relleno en pasta. El detalle del costo operativo se
muestra en la Tabla 36 (los costos se presentan sin continencia).
Mina 8.53
Planta 11.06
Mantenimiento 0.56
Administración 1.12
Servicios 1.82
Gastos de Ventas 0.59
Total 23.68
58
4.3.4.8. Evaluación Económica-SLS
Se realizó una evaluación económica con el objetivo de medir la rentabilidad del método
de minado de hundimiento por subniveles y a su vez tener un parámetro económico con el
cual se podría comparar con los otros métodos propuestos, el resultados es mostrados en
la Tabla 37.
La evaluación económica fue realizada para un precio de cobre de 2.75 US$/lb, y a una
tasa de descuento de 8.0%, El VAN del proyecto es de -40,283,805 US$, y un TIR de
5,0%, teniendo un periodo de retorno de inversión de 6 años después de iniciada la
producción
Tabla 37 Evaluación Económica – SLC en US$
AÑO Flujo de Caja Flujo de Caja TOTAL Inicio Sostenimiento Operativo Regalías TOTAL
Y 10 - 108,675,958 - - - - -
59
métodos el de más bajo costo y el de mayor productividad; además es considerado como
uno de los métodos con mucho potencial para ser aplicado al depósito del Proyecto.
60
Se recomienda emplear este método cuando los límites del depósito sean regulares y que
la distribución de leyes sea uniforme, este método no permite la explotación selectiva o
cuerpos pequeños, tampoco es posible separar sectores de baja ley incluidos dentro del
macizo mineralizado.
N ZONA DE HUNDIMIENO
(65°)
BC
Para efectos de este estudio se realizó el diseño típico para el método de hundimiento por
bloques (block caving) para lo cual se estableció un nivel de hundimiento con un conjunto
de galerías paralelas espaciadas cada 20 m, a partir de las cuales se realizarán las
socavaciónes o corte basal a la columna mineralizada, el cual se encuentra ubicado a 15
m por encima del nivel de producción, además en dicho nivel se diseñó las galerías
espaciadas cada 37.5 m donde se realizará la extracción del mineral a través de la
ventanas (ver Figura 21).
61
ubicación de labores permanentes (principales) como: rampas, Piques de Extracción,
Pique de personal, by pass y chimeneas de ventilación, es que se debe encontrar fuera
de la zona de fracturamiento.
En la Figura 20 muestra una sección transversal (vista Oeste-Este) de los recursos donde
se aprecia el perímetro de hundimiento adicionalmente muestra claramente la dilución que
se generaría producto de minar el mineral y el desmonte que se encuentra dentro del
mineral.
Figura 20. Sección Transversal y Perímetro del Block Caving
PERIMETRO DE HUNDIMIENTO
DESMONTE
BC
NIVEL DE PRODUCCION
PERDIDA DE MINERAL
Una eventual explotación por Block caving crearía una zona de subsidencia en superficie
de 136.3 Ha, a un ángulo de 55° de fracturamiento. Es importante mencionar que la
infraestructura de la mina tendría que estar fuera de la zona de fracturamiento.
Para el diseño conceptual del método de hundimiento por bloques, se contempló niveles
de hundimiento, niveles de producción, niveles de extracción y chancando en interior
mina. El diseño considera que la extracción del mineral y desmonte a superficie producto
62
del desarrollo de la mina será efectuada a través del Pique de Producción, el ingreso de
personal, equipos y suministros será por medio del Pique de servicios. Las dimensiones
de los niveles principales de extracción, rampas galerías, by pass. Está en función a las
dimensiones de los equipos de carguío, acarreo y transporte. Los equipos principales de
mina estarán conformados por scooptram de 9.4 yd3, Camiones de 30 t. un resumen de
las principales labores a desarrollar para este métodos se muestran en la Tabla 38.
63
Figura 21. Minado por Método Hundimiento por Bloques – Visa 3D.
N Chimenea de
Ventilación (RB)
Pique de Servicios
Para la elección del método de explotación se asumió una producción de 10, 000 TMPD,
esto para realizar comparaciones con los otros métodos propuestos. Es importante
mencionar que dichos métodos por ser altamente productivitos el nivel recomendable de
explotación se encuentran como mínimo en 15,000 TMPD.
64
Figura 22. Programa de Desarrollo
65
4.3.5.5. Ley de Corte
Para efectos de cálculo de recursos minables y para el diseño conceptual se utilizó una
ley de corte de 0.50% de cobre equivalente.
Además con lo parámetros de costos se realizó el cálculo de la ley de corte para una
producción de 10,000 TMPD. Esta ley de corte calculada para el método de minado por
subniveles es de 0.94% de Cu (insitu) considerando solo los costos operativos y 1.82 %
Cu si adicionando los costos de Capital. Es importante manifestar que las leyes de corte
fueron calculada a un precio de 6,062 US$/t de Cobre (2.75 US$/lb). Los resultados del
cálculo de la ley de corte son mostrados en la Tabla 39.
Se sugiere que los reportes de recursos estén expresado en NSR (Net smelter Return),
por ser un yacimiento polimetálico y por presentar contenidos pagables de otros
elementos (Zn, Ag, Au), de esta manera no se estaría perdiendo recursos.
Ingresos - (Promedio)
Precio de Cu US$/t 6,062.71
Precio de Zinc US$/t 1,543.24
Precio de Plata US$/oz 15.00
Precio de Oro US$/oz 1,000.00
Recuperación de Planta (%) % 69.87
Pagable de Cobre (%) % 96.00
FINAS Cu lb 517,841,869
NSR US$/t 49.24
66
4.3.5.6. Recursos Minables
Para la estimación de los recursos se utilizó como base una ley de Corte Equivalente de
0.50 %. Además se consideró una dilución de 25.0 % y una recuperación del 75.0% para
los tajeos y para los avance una dilución de 5.0% y recuperación del 97.0%.
Adicionalmente se descontó zonas que no serían explotables debido a su accesibilidad y
a su poca altura (columnas de mineral menor a 50 m). Los recursos Minables según su
tipo de labor son mostrados en la Tabla 40.
Mine t 19,606,938
Cu % 1.20
Zn % 1.25
Pb % 0.10
Ag g/t 28.57
Au g/t 0.56
Producción de Tajeos t 19,415,003
Cu % 1.19
Zn % 1.25
Pb % 0.10
Ag g/t 28.53
Au g/t 0.56
Producción de avances t 191,934
Cu % 1.54
Zn % 1.39
Pb % 0.11
Ag g/t 32.64
Au g/t 0.64
se ha estimado el costo de capital basado en el desarrollo del diseño de una Mina que
empleara el método de hundimiento por subniveles, estimando los equipos la
infraestructura requerida para establecer la mina. Los costos de capital son mostrados en
la Tabla 41. Los costos mostrados están sin contingencia.
67
Se estimó el costo de capital y el costo operativo basado en el programa de desarrollo y el
diseño de mina que empleará el método de minado hundimiento por bloques, calculando
el número de equipos y la infraestructura requerida para establecer la operación de la
mina.
Los costos de capital son mostrados en la Tabla 41 y los costos operativos en la Tabla 42.
Los costos mostrados en ambas tablas no consideran contingencias. Además el minado
por hundimiento por bloque no contempla una planta de relleno.
Mina 4.92
Planta 11.06
Mantenimiento 0.56
Administración 1.12
Servicios 1.82
Gastos de Ventas 0.49
Total 19.97
68
4.3.5.8. Evaluación Económica-BC
Se realizó una evaluación económica con el objetivo de medir la rentabilidad del método
de minado de hundimiento por bloques y a su vez tener un parámetro económico con el
cual se podría comparar con los otros métodos propuestos, el resultados es mostrados en
la Tabla 43 .
La evaluación económica fue realizada para un precio de cobre de 2.75 US$/lb, y a una
tasa de descuento de 8.0%, El VAN del proyecto es de -46,971,934 US$, y un TIR de
4,0%, teniendo un periodo de retorno de inversión de 6 años después de iniciada la
producción.
Año Flujo de Caja Flujo de Caja TOTAL Inicio Sostenimiento Operativo Regalías TOTAL
Y 10 - 78,678,587 - - - - -
69
4.4. Recomendación del Método de Minado
4
FINANCIERA
Ingresos US$ 1,102,421,379 1,029,759,765 963,522,948
Margen Operativo US$ 645,782,257 617,218,270 571,926,998
VAN US$ -21,741,733 -40,283,805 -46,971,934
TIR % 5.9 5.0 4.0
Retorno de Inversión Años 9 10 11
70
Figura 24. Costo de Minado Versus Ley Equivalente de Cu
Se recomienda el método de minado por subniveles con relleno en pasta para el proyecto,
las razones principales por que se recomienda el método son:
71
4.5. Evaluación del Sistema de Acceso a Mina
72
4.5.1.1. Alternativa Pique de Producción y Pique de Servicios
73
Figura 25 Diseño Conceptual Alternativa N°2
74
Una de las principales razones de realizar la rampa como primera labor, es que no solo
traerá un mayor beneficio al proyecto (mayor VAN), entre las otras alternativas, si no que
permitirá tener un nivel intermedio en el depósito B05. La rampa facilitará la construcción
y desarrollo de mina, además servirá para la ejecución de las chimeneas de ventilación y
servicios (Raiser Boring) debido que la ejecución de la chimenea ya no se realizará de un
solo tramo (700 m), si no que permitiría dividir la chimenea en 2 etapas, teniendo un mejor
control en la construcción de esta infraestructuras presenta menor riesgo que ante
cualquier percance (zona de fracturamiento, fallas, perdidas del escariador) se pueda
perder estas chimeneas, ya que los diámetros de las chimeneas de ventilación se
encuentra entre el orden de los 4 a 5 metros de diámetros.
FINANCIERA
Ingresos US$ 1,102,421,379 1,102,421,379 1,102,421,379
Margen Operativo US$ 645,827,822 645,827,822 645,827,822
VAN US$ -21,741,733 -9,007,520 -32,256,414
TIR % 5.9 6.4 5.1
Periodo de Retorno Años 9 10 9
5
Fuente: Reporte de Excavación del Pique del Proyecto por Cementación Sudamérica S.A.
75
Figura 26 Capex de Mina por Alternativa
Los costos de operación mina fueron estimados, lo cuales son mostrados en la Tabla 48
estos costos no incluyen contingencia, y están compuestos por los consumibles, mano de
obra y mantenimiento (no incluye la compra de equipos).
76
Figura 27. Costos de Operativos mina sin contingencia (OPEX)
En este capítulo se presenta una descripción conceptual de los costos relacionados con el
desarrollo y operación del proyecto, realizando a detalle los costos para una mina con el
método de hundimiento por subniveles con relleno en pasta y teniendo como
infraestructura principal de mina: rampa de acceso para personal, equipos y consumibles
y un Pique de Producción (Mineral y Desmonte); Los costos del proyecto se dividieron
según su naturaleza en costos de operación y costos de capital.
Los precios de los equipos normalmente son cotizaron en dólares americanos (USD) o en
Euros (EUR), los equipos cotizados en Euros se convirtieron a dólares americanos a un
77
Tipo de cambio de 1.23 USD/EUR, el tipo de cambio se calculó en noviembre de 2012 y
se considera razonable y refleja la situación actual en los mercados de divisas. Todos los
cálculo de costos realizado para Perú se expresó en USD al Tipo de cambio de 2.64
PEN/USD.
4.6.1.2. Contingencias
Se consideró una contingencia del 25% en los costos de capital y del 20% en los costos
de operación de acuerdo a los estándares internacionales de la industria y a nuestros
manuales de buenas prácticas.
Área US$/t %
Mina 9,95 0.60
Planta 11.06 3.79
Mantenimiento 0.56 0.21
Administración 1.12 0.19
Servicios 1.82 0.72
Gastos de Ventas 0.61 1.05
TOTAL 25.12 1.52
78
Tabla 50 Costos Operativos (OPEX) con contingencia
Área US$/t %
Mina 0.60
11.94
Planta 3.79
13.27
Mantenimiento 0.21
0.67
Administración 0.19
1.34
Servicios 0.72
2.18
Gastos de Ventas 1.05
0.73
TOTAL 1.52
30.14
Relaciones Comunitarias.
Medio Ambiente
Exploraciones
Mina
Planta Metalúrgica
Infraestructura
Otros Costos
79
Tabla 51 Inversiones del Proyecto (Capex) sin contingencia
DESCRIPCIÓN CAPITAL US$
RELACIONES COMUNITARIAS
Negociación de Compras de tierra 2,000,000
Convenio social 200,000
SUBTOTAL RELACIONES COMUNITARIAS 2,200,000
MEDIO AMBIENTE
DIA 20,000
Estudio de Impacto Ambiental Semidetallado- Exploración 100,000
Estudio de Impacto Ambiental 2,700,000
Plan de Cierre de minas 2,000,000
Autorización y permisos nacionales y locales 500,000
SUBTOTAL MEDIO AMBIENTE 5,320,000
EXPLORACIONES
Perforaciones (Ampliación Infidrill) 3,750,000
Prospección gravimétrica 200,000
Análisis Metalúrgicos 500,000
Modelamiento Geológico 150,000
Estudios Geotécnicos 250,000
Estimación de Reservas 350,000
SUBTOTAL EXPLORACIONES 5,200,000
MINA
Equipos 59,534,597
Equipos estacionarios 8,062,778
Desarrollo de Mina 86,397,645
SUBTOTAL MINA 153,995,020
PLANTA DE PROCESOS
Chancado en mina 18,337,057
Circuito de Chancado 2,740,020
Molienda y Clasificación 29,446,002
Flotación 41,287,477
Espesamiento y Filtrado 11,764,107
Reactivos 5,595,256
Manejo de relaves 18,649,164
Sistema contra incendio 2,067,093
SUBTOTAL PLANTA DE PROCESOS 129,886,176
INFRAESTRUCTURA
Comunicaciones 295,000
Carreteras internas ( 14 Km) 3,500,000
Interconexión Eléctrica Alta Tensión 6,402,384
Sistema Interno Eléctrico (Incl. Subestaciones) 7,504,306
Campamentos, Oficinas, Comedor, Almacén General, laboratorios químicos 19,945,918
Pozos de Agua Subterránea y Línea de Conducción 2,244,191
Planta Potabilizadora( Osmosis Inversa) 96,000
Botadero de desmonte (7.8 ha) 400,000
Taller Mecánico 220,000
Polvorín Superficie 748,006
Tratamiento de Aguas Residuales domesticas 160,000
Sistema de abastecimiento de Agua Campamento 1,122,400
Relleno Industrial, sanitario y Cancha de Volatilización 105,500
Estación de Combustible 2,306,250
Agua y Control de sedimentos 1,200,000
Planta de Tratamiento de Aguas Acidas 8,004,315
Planta de Concreto (50 m3/día) 243,750
Planta de Relleno en Pasta (100 m3/h) 6,377,569
Presa de relaves (115.9 Ha) 5,509,588
SUBTOTAL INFRAESTRUCTURA 66,385,177
OTROS COSTOS
Estudio de Perfil 100,000
Estudio de Pre-Factibilidad 800,000
Estudio de Factibilidad 1,200,000
Estudio de Ingeniería Básica 1,500,000
Estudio de Ingeniería Detalle 2,000,000
SUBTOTAL OTROS COSTOS 5,600,000
TOTAL: CAPITAL 368,586,372
80
Debido a que el análisis conceptual definió la ubicación de las principales infraestructuras
sin tener mayor información de es estudios previos (hidrológico, hidrogeológico, suelos,
etc.), es necesario continuar con un estudio de alternativas que sustente dichas
ubicaciones.
81
Tabla 52 Costo de Capital Inicial y Sostenimiento (CAPEX) sin contingencia
82
4.7.1. Supuestos
Los supuestos básicos que se describen a continuación, incluyen los que no fueron
cubiertos en los capítulos anteriores
Supuestos de ingresos
Depreciación
Impuestos y Otros gastos
Regalías
Los supuesto de cargos por tratamiento en fundición y cargos por refinación del
concentrado de Cobre del Proyecto. Son mostradas en la Tabla 54.
Ítem US$
Recuperación Metalúrgica Concentrado Cu
Cobre % 69.87
Plata % 14.98
Oro % 7.96
83
Porcentaje de pago - Cu % 96.0
Deducción mínima - Cu % 0
Porcentaje de pago - Ag % 95.0
Deducción mínima - Ag g/t 30
Porcentaje de pago - Au % 95.0
Deducción mínima - Au g/t 1.0
Concentrado de Cobre
Transporte a puerto - por dmt con US$ 31.82
Transporte marítimo – por dmt con US$ 60.00
Perdidas por Manejo de Concentrado % 0.30
Seguros % 0.10
Los supuesto de cargos por tratamiento en fundición y cargos por refinación del
concentrado de Zinc del Proyecto. Son mostradas en la Tabla 55.
Ítem US$
Recuperación Metalúrgica Concentrado Zn
Zinc % 70.00
Plata % 10.0
84
Limite Permisible % 8.0
Incremento en la Penalidad % 1.0
Concentrado de Zinc
Transporte a puerto - por dmt con US$ 31.82
Transporte marítimo – por dmt con US$ 60.00
Perdidas por Manejo de Concentrado % 0.30
Seguros % 0.10
4.7.1.2. Depreciación
Las tasas de depreciación para los elementos del CAPEX son cobrados en los siguientes
rangos:
Una detallada distribución de una apropiada tasa de depreciación para los diferentes
elementos del CAPEX requerirá la consulta de las autoridades fiscales peruanas
(SUNAT).
Los elementos del CAPEX fueron distribuidos en diferentes tasas de depreciación, de
acuerdo con las siguientes reglas:
85
Se entiende que, con la distribución asignada, varios elementos individuales del CAPEX
no se han tratado adecuadamente en cuanto a su tasa de depreciación, sin embargo, la
estimación general de las valores de depreciación a lo largo del tiempo, se reflejará con
exactitud suficiente para el propósito de este estudio.
La nueva fórmula para el cálculo de regalía (bajo leyes peruanas) toma la ganancia de los
pre-impuestos en relación con las cuentas de ventas, el cual se basa en el EBITDA en
lugar de las ventas (anteriormente); por lo tanto, se aplicarán sobre las ganancias antes
de impuestos. Por lo dicha fórmula fue considerado en el Estado de Ganancias y
Pérdidas, dentro del modelo financiero.
86
4.7.1.4. Tasa de Descuento
El factor de descuento asumido fue de 8% el cual se consideró con una base de valor
razonable, para reflejar las tasas de interés actuales y a la minería como un sector
empresarial.
87
4.8.1. Estado de Ganancia y pérdida (P&L)
Los ingresos anuales varían entre 8.3 y 220.2 M USD. Los valores del Concentrado son
1,385 USD/t Concentrado Cu, 331 USD/t de concentrado de Zn, estos valores incluyen
los cargos de fundición y la deducción de transporte. El valor promedio por tonelada de
mineral se encuentra en 60.64 US$/t de mineral. El margen de dinero de operación está
en un rango de 49 – 72 % con un promedio de 59 %.
88
Figura 31 OPEX, Depreciación y Ganancias antes de Impuestos
El análisis del flujo de caja se lleva a cabo considerando los escenarios antes y después
de la aplicación de impuestos. Esto incluye el cálculo del impuesto a los dividendos. Los
indicadores financieros usados para analizar el resultado, comprenden el valor presente
neto, tasa interna de retorno, y el periodo de retorno de inversión.
89
Figura 32 Flujo de Caja antes de impuestos
90
Figura 33 Flujo de Caja después de impuestos
91
Tabla 56 Estado de Ganancias y Perdidas
P & L Statement Año -Y5 -Y4 -Y3 -Y2 -Y1 Y1 Y2 Y3 Y4 Y5 Y6 Y7 Y8 Pre-producción Producción TOTAL
Ingresos
Ingresos por Concentrado de Cu USD - - - - - 139,697,523 208,959,957 196,219,793 137,529,626 137,959,997 92,999,264 48,379,244 6,679,552 - 968,424,956 968,424,956
Precio por tonelada de Concentrado US$/t - - - - - 1,385 1,385 1,385 1,385 1,385 1,385 1,385 1,385 - 1,385 1,385
Ingresos por Concentrado de Zn USD - - - - - 1,970,187 2,947,011 24,078,926 34,094,513 34,201,205 23,055,139 11,993,538 1,655,906 - 133,996,423 133,996,423
Precio por tonelada de Concentrado US$/t - - - - - 331 331 331 331 331 331 331 331 - 331 331
Total de Ingresos USD - - - - - 141,667,709 211,906,968 220,298,719 171,624,139 172,161,201 116,054,402 60,372,782 8,335,458 - 1,102,421,379 1,102,421,379
OPEX
Mina USD - - - - 15,449,504 23,567,891 34,873,947 34,810,114 34,850,477 23,512,467 12,206,412 1,692,500 - 180,963,313 180,963,313
Planta USD - - - - 17,165,316 26,185,327 38,747,026 38,676,105 38,720,950 26,123,748 13,562,049 1,880,468 - 201,060,989 201,060,989
Mantenimiento USD - - - - 865,362 1,320,091 1,953,369 1,949,794 1,952,054 1,316,987 683,709 94,801 - 10,136,166 10,136,166
Administración USD - - - - 1,737,944 2,651,197 3,923,037 3,915,856 3,920,397 2,644,962 1,373,123 190,393 - 20,356,908 20,356,908
Servicios USD - - - - 2,825,658 4,310,482 6,378,318 6,366,644 6,374,026 4,300,345 2,232,508 309,552 - 33,097,533 33,097,533
Gastos de ventas USD - - - - 1,416,677 2,119,070 2,202,987 1,716,241 1,721,612 1,160,544 603,728 83,355 - 11,024,214 11,024,214
Total OPEX USD - - - - - 39,460,461 60,154,058 88,078,685 87,434,754 87,539,515 59,059,053 30,661,528 4,251,068 - 456,639,123 456,639,123
EBITDA (Earnings Before Interest, Taxes,
Depreciation, and Amortization ) USD - - - - - 102,207,248 151,752,910 132,220,035 84,189,385 84,621,686 56,995,349 29,711,254 4,084,390 - 654,782,257 654,782,257
Margen de beneficio 0% - 0% 0% 0% 0% 72% 72% 60% 49% 49% 49% 49% 49% - 59% 59%
Depreciación y amortización USD - 1,934,297 4,318,225 8,593,507 16,642,817 27,009,263 29,272,600 31,302,345 30,583,747 31,053,111 31,884,550 30,606,321 29,615,508 31,488,846 241,327,444 272,816,290
EBIT (ganancia antes de intereses &
impuestos) USD - -1,934,297 -4,318,225 -8,593,507 -16,642,817 75,197,986 122,480,309 100,917,690 53,605,638 53,568,575 25,110,799 -895,067 -25,531,118 -31,488,846 404,454,812 372,965,966
Otros costos
Participación de trabajadores (8%) USD - 0 0 0 0 6,015,839 9,798,425 8,073,415 4,288,451 4,285,486 2,008,864 - - - 34,470,480 34,470,480
Total Financiero y extraordinario USD - - 0 0 0 6,015,839 9,798,425 8,073,415 4,288,451 4,285,486 2,008,864 - - - 34,470,480 34,470,480
EBT (ganancias antes de impuestos) USD - -1,934,297 -4,318,225 -8,593,507 -16,642,817 69,182,147 112,681,885 92,844,275 49,317,187 49,317,187 23,101,935 -895,067 -25,531,118 -31,488,846 369,984,333 338,495,487
Impuestos mineros/Regalías USD - - - - - 4,856,029 8,463,320 5,825,781 3,011,113 3,013,752 1,691,344 603,728 83,355 - 27,548,420 27,548,420
Impuestos de ingresos corporativos (30%) USD - - - - - 19,297,835 31,265,569 26,105,548 13,891,822 13,880,801 6,423,177 - - - 110,864,754 110,864,754
Contribución corporaciones mineras (3%) USD - - - - - 1,350,848 2,188,590 1,827,388 972,428 971,656 449,622 - - - 7,760,533 7,760,533
Ingresos netos después de impuestos USD - -1,934,297 -4,318,225 -8,593,507 -16,642,817 43,677,434 70,764,405 59,085,557 31,441,825 31,416,880 14,537,791 -1,498,795 -25,614,472 -31,488,846 223,810,626 192,321,780
92
CONCLUSIONES
Se concluye que la mejor opción es el método de minado por subniveles con relleno
en pasta para el proyecto, las razones principales por que se concluye en el método son:
Al mismo tiempo presenta una serie de desafíos de índole técnico como lo son:
Metalurgia incierta
RECOMENDACIONES
1. Geología:
2. Mina:
- Topal, E.; Kuruppu, M. Mine Planning and Equipment Selection – MPES 2010. First
Selectons from Underground Mining Methods Handbook. First edition. United States.
- Runge, Ian Charles. Mining Economics and Strategy. First edition. United States.
editores. 1999
- CIA de minas Buenaventura. Perfil General del Proyecto “El Faique”. Perú.
Mayo 2012
Queensland. 2003
- D.H. Laubscher . Mining-The State of the Art. 1a ed. South African. The South
Legenda
RAISEBORE VENTILACION
SUPERFICIE
RAISEBORE VENTILACION
CAMARA DE BOMBEO
RAISEBORE VENTILACION
RAISEBORE VENTILACION
RAMPA PRINCIPAL
SUPERFICIE
ZONA POTENCIA
DE SUBSIDENCIA ZONA POTENCIA
DE SUBSIDENCIA
CUERPO MINERALIZADO
NIVELES DE PERFORACION
ORE PASS
Legenda
CAMARA DE BOMBEO
SUPERFICIE
CUERPO MINERALIZADO
NIVEL DE PERFORACION
Legenda
CHANCADORA
NIVEL DE TRANSPORTE
CAMARA DE BOMBEO
Anexo 07
Matriz de Consistencia
Variables Metodología de la
Problemas Objetivos Hipótesis Indicadores
INDEPENDIE Investigación
Directa
General: ¿Como influye General: Determinar la General: El estudio Indirecta
el estudio técnico influencia del estudio técnico económico Influencia del Indiferente
Estudio
económico en la técnico económico en la influye directamente en estudio técnico
Técnico -
selección del método de selección del método de la selección del método económico en el diseño
Económico
minado para un pórfido minado para un pórfido de minado para un del método de minado
de cobre? de cobre pórfido de cobre?
2- Determinar la
2-¿Cómo influye la 2 La rentabilidad óptima
influencia de la
rentabilidad óptima en la influye directamente en
rentabilidad óptima en la
selección del método de la selección del método
selección del método de
minado para un pórfido de minado para un
minado para un pórfido
de cobre? pórfido de cobre?
de cobre?
“Estudio técnico económico para la selección del método de minado para un pórfido de cobre”