Laboreo_IV_-_Evalucion_y_Planificacion_Minera

UNIVERSIDAD POLITÉCNICA DE MADRID

Escuela Técnica Superior de Ingenieros de Minas Cátedra de Laboreo de Minas

CURSO DE EVALUACION Y PLANIFICACION MINERA

Profesores: D. Fernando Plá Ortiz de Urbina D. Isidoro Moyano Encinas D. Juan Herrera Herbert D. Fernando Plá de la Rosa

Octubre 2001

PROGRAMA DE LA ASIGNATURA BLOQUE 1: Introducción a la planificación minera OBJETIVOS ESPECÍFICOS: 1.1 Conocer las técnicas de planificación en la minería. 1.2 Conocer en qué consiste el plan de labores anual minero. CONTENIDOS: 1.1 CONCEPTO DE PLANIFICACIÓN EN MINERÍA. 1.2 TIPOS DE PLANIFICACIÓN −

Planificación temporal

−

Planificación espacial

−

Planificación económica.

1.3 Etapas de la planificación, los ciclos y la vida de un proyecto 1.4 El plan de labores y el proyecto minero. −

Estudio de planes de labores anuales

La subdivisión a corto plazo del plan anual. BLOQUE 2: Planificación y control de la producción OBJETIVOS ESPECÍFICOS 2.1 Establecer los objetivos básicos de la producción. 2.2 Diferenciar entre control de calidad y de cantidad. CONTENIDOS: 2.1:

PROPÓSITOS, VALORES Y OBJETIVOS.

2.2:

CONTROL DE LEYES DEL MINERAL.

–

La homogenización en parques de minerales

–

El mezclado de minerales en silos.

2.3:

CONTROL DE LA PRODUCCIÓN

–

Corto plazo

–

Medio plazo

–

Largo plazo

2.4:

ANÁLISIS DE DESVIACIONES

–

en cantidad

–

en calidad.

2.5:

CASOS REALES.

BLOQUE 3: Estimación de producciones y de ingresos por ventas OBJETIVOS ESPECÍFICOS 3.1 Conocer los mercados de los minerales 3.2 Conocer la valoración de las distintas unidades de cotización. 3.3 Establecer los ingresos del proyecto. CONTENIDOS: 3.1: EL MERCADO DE LOS MINERALES NACIONALES E INTERNACIONALES. – Valoración de precios y cotizaciones de metales. – Precios y cotizaciones de combustibles. – Mercado de rocas ornamentales e industriales. – Estadísticas de producción y comercio de metales y combustibles. 3.2: CONTRATOS DE VENTA DE MINERALES O CONCENTRADOS DE MINERALES. – Estimación de precios de venta. – Valoración de minerales y concentrados. Penalizaciones. Deducciones. – Control de las ventas. Fletes, arbitrajes y descuentos por tratamientos. 3.3:

CONTRATOS AL CONTADO Y A FUTURO

BLOQUE 4: Estimación de los costes mineros OBJETIVOS ESPECÍFICOS: 4.1. Definir la estructura de los costes en la minería. 4.2. Calcular los costes de operación. 4.3. Aplicar los programas informáticos de estimación de costes. CONTENIDOS 4.1: CÁLCULO DE LOS COSTES DE OPERACIÓN − Perforación − Voladura − Carga − Transporte − Servicios mina − Servicios generales − Costes de tratamiento − Costes del transporte exterior 4.2: LOS COSTES DE CAPITAL DE LAS EMPRESAS MINERAS − Coste de los recursos propios − Coste de la financiación ajena. 4.3: AMORTIZACIONES Y FISCALIDAD − Amortización contable − Amortización fiscal − Factor de agotamiento − Otros beneficios fiscales para empresas mineras 4.4: APLICACIONES INFORMÁTICAS Programa SHERPA

BLOQUE 5: Estudios de viabilidad de proyectos mineros –

OBJETIVOS ESPECÍFICOS

Realizar estudios de viabilidad. –

Conocer las etapas y los parámetros del estudio

–

Comprender las diferencias entre análisis técnico, económico y financiero.

–

CONTENIDOS:

5.1 Etapas del estudio de viabilidad Estudios preliminares Intermedios Finales 5.2 Parámetros de cálculo e índices de rentabilidad Datos conocidos Datos estimados Principales índices utilizados en proyectos mineros 5.3 Análisis de sensibilidad 5.4 Estimación de riesgos. 5.5 Cálculo del break-even de un proyecto 5.6 Análisis de competitividad de proyectos 5.7 Aplicación del análisis de probabilidades 5.8 Opciones reales y financieras aplicadas a proyectos mineros 5.9 Análisis de viabilidad de una empresa minera Programa APEX. Caso de minería metálica.

Evaluación y Planificación minera

Curso 2001/02

BLOQUE 1: Introducción a la planificación minera OBJETIVOS ESPECÍFICOS: 1.1 Conocer las técnicas de planificación en la minería. 1.2 Conocer en qué consiste el plan de labores anual minero. CONTENIDOS: 1.1 CONCEPTO DE PLANIFICACIÓN EN MINERÍA. 1.2 TIPOS DE PLANIFICACIÓN − Planificación temporal − Planificación espacial − Planificación económica. 1.3 Etapas de la planificación, los ciclos y la vida de un proyecto 1.4 El plan de labores y el proyecto minero. − Estudio de planes de labores anuales La subdivisión a corto plazo del plan anual.

1.1 EL CONCEPTO DE PLANIFICACIÓN EN MINERÍA DEFINICIONES Y DIMENSIONES Antes de entrar en una clasificación de las diferentes clases de planificación que se aplicarán en las empresas, debemos tratar de definir, si es posible, el concepto mismo de planificación de una manera práctica y aplicable a los casos mineros. De diferentes autores se han escogido varias definiciones, ya que, probablemente, de la lectura de todas podremos obtener una impresión más completa que tomando una sola como dogma. *

La planificación será un proceso de adaptación a los inevitables cambios o ciclos.

*

La planificación será anticipar el posible futuro.

*

Planificación será un estilo de dirección. Será una actitud mental y laboral más que una técnica.

*

Planificación será una decisión o elección previa.

*

Planificación es creer y desear hacer algo que sucederá.

*

Planificación será no confundir el deseo con la realidad. Una definición, sacada del Diccionario de la Real Academia nos dice que: Planificar una empresa es organizarla conforme a un plan determinado. Planificar significa, literalmente, hacer planes, si estos, además, se documentan adecuadamente, se denominan proyectos. Proyecto es un conjunto de planos y documentos que permiten realizar una acción por un equipo de personas diferentes al que la ha planificado.

Las clases de planificación que en una empresa deberán llevarse a cabo en función de las áreas en que se tendrán que tomar las decisiones, son:

Evaluación y Planificación minera −

Planificación operativa

−

Planificación administrativa

−

Planificación estratégica

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La Planificación Operativa Es la que actúa sobre los factores de suministro, conversión, producción y comercialización para lograr los productos requeridos en el tiempo, lugar y precio, así como para su promoción y distribución.

Suele dividirse, consecuentemente, en función del tiempo (corto, medio y largo plazo), en función del espacio (áreas, niveles, secciones, zonas geográficas, etc.) o por el valor comercial (calidad, densidad económica de los productos, primarios, secundarios, etc.)

La Planificación Administrativa

Es la que relaciona las entradas (inputs) de la empresa, los famosos "M" americanos (men, materials, machines, money, management), estudiando sus necesidades y sus distribuciones relativas para lograr el óptimo producto y el equilibrio y armonía entre ellas, preparando los programas correspondientes de: -

formación de personal,

-

abastecimiento o disponibilidad de materias primas,

-

selección y mantenimiento de procesos y maquinaria,

-

financiación, resultados y tesorería,

-

selección y captación de personal directivo,

-

investigación tecnológica y de mercado.

La Planificación Estratégica

Corresponde a la Alta Dirección, y actúa fundamentalmente sobre las salidas (outputs) de la empresa, esto es sobre aquellas decisiones previas que determinan la naturaleza misma y la dirección del negocio. Es decir, debe considerar no solo los grandes objetivos que definen la propia empresa, sino también los planes, la captación de los recursos y los medios para lograrlos. No es solamente donde ir, sino también cómo ir y qué debe ser la empresa, de acuerdo con los medios realmente disponibles o factibles.

Existe una muy común confusión entre la planificación estratégica y la planificación a


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largo plazo. Mientras que esta última es normalmente operativa, pues, proyecta las actuales operaciones hacia el futuro, como un resultado de la dimensión tiempo, en algunas ocasiones pueden existir decisiones a corto plazo que son estratégicas a causa del impacto tan fuerte que tienen sobre la naturaleza y la dirección del negocio.

La planificación estratégica tiene que ver más con el entorno -cambio de las condiciones ambientales- en que se desarrolla la vida de la empresa, uno de los cuales es, naturalmente, el tiempo. Una decisión estratégica a corto plazo puede ser parar una mina por falta de rentabilidad en un mercado dado y en un momento determinado y otra es volver a arrancarla cuando han variado las condiciones del mercado. La determinación de la naturaleza y dirección de la empresa es la más alta de las responsabilidades de la Alta Dirección e incluso la más vital.

Toda empresa tiene una planificación estratégica bien sea formal o no, bien la lleve a cabo o no. Es tan sólo cuestión de quien formula dicha estrategia. Si los altos niveles de la compañía no dan suficiente importancia a la planificación estratégica, entonces otros niveles internos o inferiores de la organización lo hacen o lo que es peor, algunos elementos externos a la empresa -gobiernos, consumidores, clientes, competidores, ecologistas, sindicatos- pueden forzarla y cambiar el destino de la empresa. Esto ha sucedido y sucederá en muchas grandes empresas, y muy especialmente entre las mineras españolas con una común falta de planificación estratégica y a largo plazo. DIFERENCIAS ENTRE LA PLANIFICACION A LARGO PLAZO Y LA ESTRATEGICA CARACTERISTICAS Del problema u objetivo Importancia de la experiencia previa Naturaleza de la información base Énfasis Perspectiva en el tiempo Horizonte Enfoque Ejecutores Sistema Técnicas o herramientas. Usos principales

ESTRATEGICA Problemas nuevos, no estructurales Poca

LARGO PLAZO Problemas con alguna estructura Algo a mucho

Cualitativa

Más cuantitativa y datos conocidos En la eficiencia (en el cómo del negocio) De hoy hacia el futuro 3 a 5 años Organizar Direcciones operativas (Muchas personas) Forma y con dominio del procedimiento Muchos números y muy útiles. Coloca y coordina los recursos. Integra las comunicaciones y crea equipo.

En la efectividad (en el qué del negocio) Del futuro hacia hoy 15 a 20 años Proyectar Alta Dirección (Pocas Personas) Falta la sistemática pero dominará el contenido Pocos números, aunque útiles. Identifica los cambios y adapta y expande la Compañía en función de ellos.


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1.2 TIPOS DE PLANIFICACIÓN

Planificación operativa

Planificación Administrativa

┌ Temporal │ │ │ │ │ │ Espacial │ │ │ │ │ └ Económico

┌ │ │ │ │ │ │ │ └

┌ Corto plazo │ │ Medio plazo │ └ Largo plazo ┌ Zonas geográficas │ │ Áreas locales │ └ Niveles, secciones y cuarteles. ┌ │ │ └

Precios de venta Inversiones Rentabilidad Costos

Programa de personal o recursos humanos Programa financiero y de tesorería Programa de abastecimiento de materiales (exploración y recursos) Programa de maquinaria y procesos operativos. Programa de investigación e innovación

1.3 ETAPAS DEL PROCESO DE UNA PLANIFICACIÓN MINERA La planificación debe ser una herramienta para tomar decisiones. Las etapas o pasos que se deben seguir son básicamente:

1º. 2º. 3º. 4º. 5º. 6º. 7º. 8º. 9º.

Determinación de los objetivos mineros a conseguir. Desglose de los objetivos en subobjetivos específicos en tiempo y dimensión. Desarrollo de las alternativas posibles. │ MUST = DEBER Comparación entre las diferentes alternativas │ │ WANT = QUERER Valoración de las alternativas en tiempo. Valoración de las alternativas en presupuesto. Elección provisional de la alternativa más conveniente. Medición de las consecuencias adversas de esta alternativa. Toma de la decisión final.

Entre las alternativas posibles no se debe confundir lo que debe ser con lo que queremos que sea, esto significa claramente no confundir el deseo con la realidad.


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DIMENSIONES DE LA PLANIFICACION. EL CONCEPTO PIPOS. El anagrama de PIPOS nos permite definir las dimensiones de la planificación y corresponde a las letras iniciales, en inglés, del significado y de las dimensiones de una completa y buena planificación: Phylosophy =

Filosofía

Inputs

=

Entradas o Información

Process

=

Proceso

Outputs

=

Salidas o resultados

System

=

Sistema o control

En forma resumida podremos aclarar el significado de cada uno de los conceptos de PIPOS.

La Planificación como una filosofía, una forma o estilo de trabajo En lugar de interpretarse la planificación como una herramienta o simplemente como una técnica, es mejor comprenderla como un modo de dirigir y conseguir la realización de un proyecto, así se trata más de un estilo de trabajo que se refleja en todo el ambiente del trabajo y en la propia organización de la empresa. Como tal, este estilo debe ser compartido por todos los miembros de la Dirección como un equipo y no solamente como una imposición personal del Director, y a ser posible este debe recoger las aspiraciones del equipo y hacerlas suyas.

Las entradas o la Información para Planificar. Datos necesarios La información sobre todas las fuerzas positivas o negativas, que actúan en el proceso, tales como los mercados, competencia, tecnología, gobierno, fuerzas laborales, reservas, costos, etc., representan la base para definir las oportunidades y resistencias (Pros y Contras). Esta base de datos debe combinarse con la información sobre los recursos y los medios propios de la compañía, el conocimiento y la calidad del equipo directivo, de los datos de la planta y de los suministradores de la maquinaria, así como de otros componentes que determinan las fortalezas y las debilidades de la empresa. También son informaciones o datos las previsiones, premisas y estimaciones sobre el desarrollo presente y futuro de acuerdo con los resultados anteriores de la compañía. De acuerdo con el valor de estas informaciones o datos previos será la calidad de la planificación resultante.

En la tecnología minera los datos básicos son los sondeos espaciales y las evaluaciones de cantidad y calidad, así como los costos reales de la actual explotación o de otras similares.

La Planificación como un proceso Más que nada, planificación es un proceso. Planificación es el proceso de formular los objetivos y los subobjetivos, así como el desarrollo y evaluación de las alternativas de actuación para


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alcanzar aquellos objetivos, haciéndolo sobre la base de saber identificar las oportunidades, disminuir las resistencias externas y fortalecer los puntos débiles internos de la empresa.

El proceso de planificación puede ser llevado a cabo para las diferentes áreas o grupos de decisión y también para muy diferentes horizontes de tiempo, especialmente cuando se trata de grandes empresas o grupos financieros multinacionales, aun cuando al final se consoliden los resultados globales. Los resultados de este proceso deben ser unas decisiones, que en forma de planes o programas constituyen las bases para actuar y así serán unas decisiones de hoy que producirán los resultados que a la Dirección le gustaría obtener en el futuro.

Las Salidas o los Resultados de la Planificación Los resultados del proceso de planificación deben ser unos documentos formales, que pueden tomar la forma de unos programas parciales o globales, que cubran unos plazos cortos o largos y que pueden afectar a la compañía como un conjunto o a una parte de ella como una división.

Un ejemplo muy antiguo y minero será el Plan de Labores anual como un programa temporal del proyecto minero, que es, al fin y al cabo, otro Plan a mayor largo plazo y con un carácter más estratégico.

La planificación como un sistema El sistema representa aquí la interdependencia entre el conjunto de los objetivos que deben planificarse y las herramientas, útiles y técnicas, así como los procedimientos que son empleados. Como tal, un sistema de planificación se refiere a el qué, el cómo, el dónde y cuando es efectuado dentro de la organización en orden a obtener un objetivo bien realizado.

RAZONES PARA HACER PLANIFICACIÓN EN LAS COMPAÑÍAS I). Por razones externas -

Cambios en el medio ambiente

-

Cambios en las condiciones de los negocios

-

Incremento en las presiones de la competencia

-

Desarrollo del mercado o de la demanda

-

Cambios tecnológicos cada vez mas frecuentes

-

Ciclos de los productos más cortos

-

Nuevas actitudes del Gobierno - como un cliente - como un factor político

Evaluación y Planificación minera -

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Fluctuaciones de las cotizaciones de precios y monedas.

II). Por causas internas -

Aumento del tamaño de la compañía.

-

Pérdida de flexibilidad

-

Necesidad de integración y control

-

Importancia de poder anticipar y resolver los problemas en avance

-

Toma de decisiones más complejas en las que unos parámetros y unas variables tendrán que considerarse con vistas a un futuro diferente

-

Mayor tamaño de las inversiones y periodos más cortos de amortización

-

Mayores riesgos

-

Mayores tiempos de maduración entre la toma de decisión y el momento en que los resultados serán obtenidos.

-

Dificultades de comunicación entre los niveles de mando.

MEDIDA DE APLICACIÓN DE LA PLANIFICACIÓN De acuerdo con el grado de planificación que se decida efectuar y la participación del equipo humano en el desarrollo de la misma se obtiene el siguiente esquema y las clases de mando o de Poder en las empresas.

Ejemplos de organizaciones y grado de aplicación de la planificación PLAN TOTAL

10 MANDO PLANIFICADO

ifi

MAYOR PARTE DE LAS COMPAÑIAS

l

Grado

ió

de

MANDO MILITAR

PODER PERSONAL PLAN NULO

PODER COOPERATIVO 10

0

Grado de participación NULO

TOTAL


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1.9.9.1.1.1.5.5.9.9.-

Organización militar y empresas dictatoriales. Instituciones académicas y de investigación. Compañías familiares o pequeñas empresas muy tradicionales. Mayoría de las empresas productoras. Pocas y muy selectas empresas, son las estrellas que sobreviven de las que son buenos ejemplos: Los Jesuitas, IBM, General Motors, ITT, El Corte Inglés, Riotinto, Anglo American, Phelps Dodge, Nestle, Outokumpu, Billiton-BHP, Grandes Bancos, algunas Cementeras. VENTAJAS E INCONVENIENTES DE LA PLANIFICACIÓN Con planificación

Las ventajas Existe una mayor libertad -

Se reducen las dudas y los dobles pensamientos. - Se canalizan los limitados recursos hacia un fin común.

-

Se puede prevenir contra las desviaciones y permite tomar medidas correctoras.

Existe una mayor moral

-

Se tiene una base para una motivación participada del equipo. - Se consigue que el equipo sea atraído y trabaje más de acuerdo hacia los objetivos. - Sin planificación la gente tiende a enfocarse sobre los defectos o las dificultades, aumentando el malestar interno.

Es posible

- Una base de control para medida de las desviaciones. - Una base para delegar los subobjetivos. - La dirección por excepción y por objetivos.

Es más fácil

Comprender los problemas y baches del camino. - Colocar los limitados recursos disponibles. - Tener unos criterios para elegir las alternativas.

Con Planificación:

Los inconvenientes -

Puede crearse una fuente de conflictos internos.

-

Coloca algunos "secretos" en manos que podrían llegar a ser peligrosas.

-

Es difícil formular los objetivos y las alternativas por escrito y consume tiempo y dinero, además de, posiblemente, tener que emplear los mejores cerebros.

-

Puede reducir el factor de sorpresa y la intuición personal

1.4 LA PLANIFICACIÓN MINERA El Plan de labores y el proyecto minero. Las empresas mineras, desde hace más de un siglo, están obligadas a presentar a la Administración, un proyecto de la explotación a realizar, previamente al otorgamiento de la concesión y, posteriormente un plan de labores anual, como


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corresponde al concepto de control por parte del Estado o Nación de la concesión administrativa otorgada, ya que es la verdadera propietaria de la riqueza minera del país.

PERIODO DE DURACIÓN DEL PLAN MINERO En función de la diferente precisión de los datos y de la escala espacial de los mismos periodos el plan minero a completar de una explotación, grande o pequeña, se descompone en: PROYECTO -

De 15 a 30 Años

- Largo plazo

PLAN DE PRODUCCION -

de 3 a 5 años

- Medio plazo

de 1 Año

- Corto plazo

PLAN DE LABORES

-

EL PLAN DE LABORES MINERO puede y debe ser desglosado en períodos trimestrales y mensuales. Debe corresponder a la parte anual y alícuota del proyecto de explotación a largo plazo o de la vida de la mina y se descompone, además de temporalmente, en una serie de programas específicos de actuación, junto a la necesidad de informar oficialmente de los resultados de las operaciones del ejercicio anterior tanto en extracciones como en personal, inversiones, seguridad y costes. Estos programas específicos son los datos a incluir y los resultados a obtener del plan de labores (inputs y outputs) y en general vienen obligados por los programas, informáticos o no, a que obligan las diferentes autonomías que administran las concesiones mineras en el país o las autoridades mineras en otros países como pueden ser Ministerios de Minas en Chile o Venezuela o el United States Geological Survey en el caso Norteamericano o similares en otros países de cultura y tradición Sajona como África del Sur, Australia o Canadá.

PROGRAMA DE RESERVAS EXPLOTABLES

Un inventario detallado de las toneladas, con sus leyes y posición (nivel o bloque) en que se encuentran, con la expresión de su grado de certidumbre o probabilidad de desviación, tanto de las cantidades extraídas el año anterior, como de las previstas para el nuevo año y de aquellas nuevas reservas que, en ese año hayan sido encontradas y demostradas.

PROGRAMA DE MAQUINARIA Y MEDIOS

Un inventario detallado del número y clase de las unidades, tanto de las nuevas máquinas como de las sustituidas por obsolescencia, con sus capacidades, consumos principales, repuestos previsibles y rendimientos. Especialmente debe ser muy controlado el consumo y previsión de sustancias explosivas.

PROGRAMA DE PERSONAL

Un listado de los técnicos, supervisores, operadores, obreros y del personal de


Curso 2001/02 mantenimiento, administrativos, tanto del personal propio como subcontratado.

PROGRAMA DE INFRAESTRUCTURAS:

Necesidades de terrenos, agua, energía, y almacenamiento.

PROGRAMA DE PRODUCCION

Productos vendibles o minerales, según las calidades y los precios de venta. Productos no vendibles, estériles, residuos sólidos y líquidos.

PRESUPUESTOS

Presupuestos mensuales de las ventas, de los gastos y de la tesorería.

CRONOGRAMA DE ACTIVIDADES.

Descomposición en meses o semanas de cada una de las actividades programadas.

LOS CRITERIOS DE PLANIFICACION Y DISEÑO EN MINERIA Básicamente se deben establecer los siguientes criterios iniciales para comenzar a trabajar en un proyecto de explotación de un yacimiento descubierto o en la ampliación de una mina existente y por tanto también en la elaboración de los planes anuales o mensuales.

RESERVAS = Función de (Precio, Costes, Beneficios y Rendimientos) RITMO = VIDA =

Reservas Tonelaje ────────── = ───────── es el tonelaje anual que se va a extraer. Vida Año Los años de explotación de las reservas medidas y demostradas o para el periodo considerado como plan.

RATIO LIMITE ECONOMICO RLE = Relación máxima de m3 de estéril por tonelada de mineral que es función de la geometría del yacimiento y de los parámetros geomecánicos que determinan la seguridad de la operación: PROFUNDIDAD de la explotación que es función de: RLE

=

Ratio límite económico

B

=

Beneficio esperado

β,α,γ F,P,D

=

Parámetros geométricos, geotécnicos y económicos.

La profundidad final, a la que se pretende llegar con la mina, es un parámetro extremadamente importante ya que es la base del diseño de la explotación: -

Para establecer los parámetros geométricos y geomecánicos.

-

Para establecer la futura restauración del terreno

-

Para lograr los beneficios deseados.

-

Para poder planificar las fases de explotación.

-

Para aprovechar al máximo el deposito o yacimiento


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LA SECUENCIA DE EXPLOTACION, es el camino o los pasos que se deben seguir ordenadamente para llegar al final de la mina. Un viejo axioma minero, pero no un dogma, establece que debe seguirse siempre el siguiente camino; " de techo a muro, de arriba a abajo y de mayor calidad a menos buena". RITMO Y VIDA Es uno de los parámetros que influye más claramente en un estudio de viabilidad. La definición del ritmo o escala de explotación es las toneladas de mineral extraídas o producidas por año o por hora de trabajo en algunos casos. Este ritmo viene marcado fundamentalmente por el mercado, que señala la producción anual susceptible de ser vendida. Evidentemente ciertos factores técnicos condicionan, no sólo unos ritmos mínimos por la capacidad de la maquinaria, sino también el incremento de la producción que no puede ser gradual sino por escalones, especialmente en el proceso de tratamiento del mineral, donde las unidades de machaqueo, molienda y tratamiento tienen unas capacidades críticas más altas y condicionan el ritmo idóneo de explotación de la mina hasta poder obligar a una modularización o ampliación por módulos añadidos y paralelos.

El concepto de vida de la explotación es el resultado de dividir las reservas demostradas por el ritmo, y en función de lo enunciado sobre la dinámica del concepto de las reservas, es también un concepto dinámico. El profesor Taylor que ha estudiado estadísticamente el tema de la vida y el ritmo de muchos proyectos mineros ha propuesto una fórmula que procede del análisis de un buen número de proyectos rentables en todo el mundo y para un variado número de sustancias minerales. Dicha fórmula expresa: Ritmo (Mt/año) = 0,15 x R0,75 (1 ± 0.2) siendo R las reservas demostradas en millones de toneladas.


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y en consecuencia resulta la Vida (años) = 6,5 x R0.25 (1 ± 0.2) Como resumen del trabajo del Profesor Taylor podemos decir que, en general: A un mayor ritmo corresponderá:

A un menor ritmo corresponderá:

- Mayor inversión y menor coste

- Menor flujo de caja.

- Mayor flujo de caja.

- Mayor vida.

- Menor vida

-Menor inversión y mayor coste.

LOS PARÁMETROS Y LAS ENTRADAS Y SALIDAS DE UN PLAN MINERO Como se ha detallado anteriormente las entradas a la planificación (inputs) de los procesos mineros y por tanto para realizar el plan de labores son las siguientes:

Materiales, que en minería son las reservas disponibles a través de la exploración y evaluación llevada a cabo por medio de los sondeos o por cualquiera de la técnicas desarrolladas por la geología, considerando que tan solo las reservas demostradas con un margen de error inferior al 15% pueden figurar en el plan o en el proyecto.

Máquinas, que en el momento actual son los elementos más importantes del método y del sistema de explotación y que incluso van a definirlo y constituyen la inversión más importante. Dinero o financiación para llevar a cabo, no solo el arranque inicial de la operación y las necesidades de circulante, sino para la propia introducción de las correcciones del proceso en marcha.

Personal para la ejecución técnica de los trabajos de supervisión, ejecución y mantenimiento, sin olvidar los necesarios conocimientos y mentes para innovar continuamente el proceso.

Tecnología o suma de los conocimientos experimentales y teóricos para diseñar, dirigir y controlar el correcto proceso que es medido finalmente por los beneficios obtenidos y por la continuidad a largo plazo de las actividades mineras.

Y las salidas (outputs) del proceso minero son los productos minerales que a través de su venta a un justo precio retornan los flujos de caja para continuar el ciclo productivo. Es muy normal considerar también como una salida minera el propio mercado a donde se lleva el producto mineral, que si bien es generalmente un mercado totalmente libre, globalizado e internacional, no es infrecuente encontrar algunos casos de mercados cautivos.

La secuencia o camino de una operación minera es la disposición ordenada y planificada de las entradas necesarias para conseguir las salidas o productos en un tiempo y en un espacio.


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El mayor problema ingenieril de la minería está en la planificación de las fases de la explotación, ya que, desde el diseño del hueco final pasando por las secuencias por las que se desarrolla a lo largo de su vida o duración temporal, las etapas o fases son cruciales para el éxito de la operación minera. También aquí es cierta la poesía de Machado de que “se hace camino al andar”.

Tres grupos de factores limitan e influyen en su ejecución, oponiendo una resistencia o favoreciendo el desarrollo del proyecto o plan de labores de acuerdo con Soderberg y Atkinson y que han de ser tenidos muy en cuenta como Pros y Contras:

Los factores naturales y geológicos: Las condiciones geológicas, las condiciones hidrológicas, las metereológicas, las topográficas y características mineralógicas.

Los factores económicos: Las leyes del mineral, el ritmo de tonelaje, el ratio de estéril a mineral, la ley de corte, los costes de la operación, el capital de inversión necesario, el beneficio requerido, los ritmo de producción de estéril y de mineral y las condiciones o limitaciones del mercado.

Los factores tecnológicos: Los equipos o la maquinaria, los taludes, la geometría o diseño de los bancos, la pendiente de las rampas, los límites de las concesiones y los limites de la explotación.

El proceso generalmente utilizado, para llevar a cabo los extensivos y repetitivos cálculos y diseños de alternativas de explotación, son las simulaciones de modelos en un número suficiente para definir tanto los objetivos y las situaciones a corto, como a medio y largo plazo., lo cual ha sido posible y ha sido facilitado por la aparición de las computadoras en los años 60, habiendo sido la minería uno de los primeros utilizadores de esta herramienta.


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1.5 LAS TÉCNICAS DE PLANIFICACIÓN Las técnicas más importantes o procesos para efectuar la planificación minera son: 1ª.- La Dirección por objetivos 2ª.- La toma de decisiones 3ª.- Utilización del Ordenador. La técnica de simulación La optimización o mejoramiento El control de Proceso. Los sistemas expertos

1ª.- La Dirección por objetivos A las ya anticuadas técnicas de dirección, más o menos autocráticas, que anteponían la eficiencia y los objetivos a las buenas relaciones humanas con los supervisores y empleados, ha sucedido, como en otras actividades humanas, en la minería mundial, una técnica definida como "Dirección por objetivos" y en otros casos como "Dirección por excepción" cuyas premisas básicas son: -

El desarrollo es tanto más efectivo cuanto es más auto-desarrollo.

-

La obtención de resultados "verdaderos" es crucial para el desarrollo de la empresa.

-

El autocontrol es más conductivo para el desarrollo que el control exterior y forzado.

El proceso de dirección por objetivos, en líneas generales, consiste en que: -

La alta dirección define los objetivos y las limitaciones generales. También debe establecer los propósitos y los valores fundamentales de la empresa.

-

Los subordinados identifican los subobjetivos del trabajo y los resultados a obtener valorados en tiempo y en dinero.

-

Los superiores y subordinados discuten y acuerdan sobre las METAS a obtener.

-

El director debe actuar como un soporte durante el ciclo de trabajo, sin que tenga que intervenir en el proceso más que por "excepción".

-

Los subordinados se autocontrolan.

-

Los subordinados se autovaloran.

-

Superiores y subordinados discuten y diagnostican las razones de éxitos y fracasos.

-

Se redefinen las nuevas metas a alcanzar en función de los resultados obtenidos.

Aún cuando puede decirse que algunas compañías mineras han intentado aplicar para ciertos proyectos mineros estas técnicas de dirección y planificación, estimamos que no siempre lo han hecho de un modo premeditado, continuado y formal, sino más bien intuitivo y temporal. Parece bastante lógico pensar, que al crecer y hacerse más compleja y global la variada minería es preciso formar y educar a todos los mandos en la implantación de este sistema de dirección,


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cuyo buen resultado ha convertido a ciertas multinacionales en las reinas del mundo minero internacional, siendo las grandes abastecedoras de los grandes mercados.

2ª.- La toma de decisiones Básicamente se puede decir que se planifica para tomar decisiones. La sustitución del método, más o menos intuitivo, de la Dirección por experiencia, que podrá ser calificado como un arte, por una técnica de Dirección basada en cálculos y valoraciones, ha permitido el avance, tanto en tiempo como en calidad, de las técnicas más jóvenes de Dirección por objetivos, anteriormente enunciadas. La Planificación y obtención de los objetivos básicos de la compañía, tales como: -

Supervivencia.

-

Rentabilidad.

-

Volumen y crecimiento.

-

Control de costes de operación.

-

Actualización financiera (DCF).

-

Satisfacción del Cliente (Estudio de Mercados).

-

Medición de capacidad de la Dirección (Desarrollo de los ejecutivos).

-

Relaciones Industriales (Encuestas y estadísticas).

-

Control de calidad de los productos más acabados. (Mayor valor añadido)

Esto hace precisa la utilización de nuevos procesos estadísticos y matemáticos que permiten medir los resultados de esos objetivos, algunos de ellos considerados como no mensurables, y por el gran número de variables envueltas en el proceso, que pueden ser intangibles, tales como la belleza, la moda, la supervivencia.

La moderna posibilidad de emplear para estos cálculos de la medición de objetivos y resultados, herramientas como la informática y el ordenador, han hecho posible la aplicación de valores numéricos a conceptos no mensurables o a unidades heterogéneas entre sí y han permitido realizar un adecuado análisis o comparación de las alternativas.

Detrás de cada decisión debe estar un riguroso y honesto análisis del problema o de la situación, y no debe haber nada más importante en la función de la Dirección que un correcto y verdadero análisis para efectuar las correctas tomas de decisiones. Porque mandar es tomar decisiones y en la minería debe de reconocerse, por bien sabido y experimentado, que "no hay peor decisión que la decisión no tomada".

Un acercamiento sistemático y razonado al análisis de la toma de las decisiones, que parte de


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una información dada, debe ser esencial, en una era de tan rápidos avances tecnológicos y de mayores competencias y cambios, en contraste con otros tiempos o épocas de intuiciones o experiencias envejecidas. Cuando el tiempo presiona, cuando los problemas y las situaciones requieren decisiones más complejas, cuando las penalizaciones por cometer un error van aumentando, es necesario hacer uso de la mejor información disponible y saber cuando las decisiones son las mejores posibles o en todo caso las menos malas, antes de actuar, pero sin dejar de actuar.

Cuando un problema minero es más complejo no se deben aceptar mayores riegos, sino que es preciso aportar más datos en forma de más sondeos, ensayos y pruebas para poder tomar las decisiones con mayor rigor y seriedad.

El proceso del análisis de toma de decisiones La premisa básica es:

El proceso de tomar una decisión debe ser dividido en un número de pasos consecutivos para su más riguroso análisis.

Estos pasos normalmente deben ser: A)

Establecer los objetivos.

B)

Clasificar los objetivos de acuerdo a su importancia. PRIORIZACIÓN.

C)

Establecer las alternativas entre las que elegir.

D)

Evaluar las alternativas contra los objetivos.

E)

Elegir la alternativa menos mala como una decisión tentativa.

F)

Valorar las consecuencias adversas que pueda crear la decisión tentativa.

G)

Tomar la decisión final.

H) En general para un Ingeniero, que debe aplicar la lógica y el orden, los problemas no deben constituir disculpas, sino la necesidad de búsqueda de soluciones y en la minería moderna el mayor problema suele estar en tener que elegir la solución menos mala entre las muchas alternativas existentes.

Clases de decisiones Tres clases de decisiones podrán ser tomadas para actuar:

Decisión correctora:

la que actúa directamente sobre las causas del problema.

Decisión circunstancial:

la que actúa sobre los efectos para continuar obteniendo el objetivo principal.

Decisión de adaptación:

la que minimiza calculadamente los efectos y permite vivir con el


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problema, al menos durante un cierto tiempo.

Un sencillo ejemplo minero aclara mejor las diferentes clases de decisiones que se tienen que tomar en la operación minera y muy especialmente en el mantenimiento de la maquinaria;

Un volquete minero esta consumiendo aceite porque tiene un cierto desgaste en los segmentos. Tal situación podrá dar lugar a tres tipos de decisiones: Correctora:

Sustituir los segmentos viejos por unos nuevos. Actuando sobre la causa.

Circunstancial:

Reponer y vigilar el aceite con mayor frecuencia y seguir viajando. Actuando sobre el efecto.

Adaptación:

Utilizar un aceite más barato hasta que surjan otros problemas y se tenga que realizar una reparación general del motor o se vaya a cambiar el volquete. Se esta actuando sobre las circunstancias de tiempo o espacio. Se esta viviendo con el problema.

De la misma manera en la mina son frecuentes las situaciones en las que tener que tomar una decisión entre las varias posibles, que actúa sobre las causas, o sobre los efectos o se adapta a las circunstancias, sabiendo convivir con el mismo problema. Típicos son los casos de estabilidad de taludes o de techo, en que muchas veces es muy difícil o caro actuar sobre las verdaderas causas del problema y por ello se adoptan unas decisiones de convivencia temporal en tanto dure la explotación de la zona objeto de las tensiones. Otro caso de alternativas de decisiones temporales o que actúan sobre el efecto se presentan generalmente en el proceso de mantenimiento de la maquinaria, que incluso va a definir un sistema de actuación como es el mantenimiento preventivo.

Es evidente que cada clase de decisión tiene o implica un riesgo o un costo diferente y sería mejor poder llegar a valorarlos previamente para tomar aquella decisión que implique un menor costo y evite unos mayores riesgos. El verdadero punto crítico de la toma de decisiones consiste en la valoración de las alternativas que se nos ofrecen como unas posibles soluciones para obtener los objetivos perseguidos. Algunas técnicas como la de Koepner-Tregoe, pueden ofrecer unas soluciones simples y atractivas que tratan de encontrar la solución basándose en dar unas valoraciones numéricas a cada una de las informaciones disponibles y asignando un peso (en una escala de 0 a 9) a cada objetivo parcial deseado para finalmente multiplicar peso por valoración y sumando los parciales se obtiene un resultado total para cada alternativa. Posteriormente y tras la selección de las alternativas con mejor puntuación se debe efectuar un chequeo de las consecuencias adversas de las alternativas seleccionadas para proponer,


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finalmente de entre ellas, la menos mala.

3ª.- Utilización del Ordenador en la Planificación y en la toma de decisiones. Por ser objeto de otras asignaturas, tan sólo se trata de exponer aquellas técnicas de la planificación más usuales por los mineros y directivos mediante el empleo de la informática para la toma de decisiones y la realización de una planificación operativa en las explotaciones mineras. Nos limitaremos a exponerlas sin entrar en unos detalles que se desarrollan, dentro de las asignaturas de cálculo numérico y de aplicaciones del ordenador a la minería.

La técnica de simulación La técnica de simulación, también llamada Investigación operativa, es un método científico que consiste en inducir de unos hechos conocidos un cierto número de hipótesis, cuyas consecuencias se confrontan seguidamente con los resultados de las observaciones. (Profesor Lesourne). Las cuatro secciones que deben examinar sucesivamente los hechos objetos de la investigación son: 1.- Análisis de los hechos o datos 2.- Construcción del modelo. 3.- Control de las hipótesis. 4.- Crítica y presentación de las conclusiones.

En el caso de los proyectos mineros se parte, generalmente, del establecimiento de una serie de modelos de programas mineros con una igual producción final, y actuando sobre las distintas combinaciones de áreas, bloques, niveles, cámaras o zonas diferentes, con unos beneficios u otros criterios diversos, se miden los resultados en cada alternativa para elegir la menos mala tras las comparaciones con los objetivos básicos.

El objetivo en esta fase debe ser "To do the right things", "hacer las cosas buenas".

La optimización o mejoramiento De un plan operativo, ya elegido, quizás por la técnica de simulación anterior, se establecen nuevas variaciones de los subobjetivos y se valoran las mejoras obtenidas para intentar continuar por el camino óptimo, de acuerdo con la medida de algún parámetro como el mínimo coste, la rentabilidad del proyecto o el aumento de las reservas y por tanto de la vida de la mina.

Y aquí el objetivo final debe ser "To do the things right", "hacer las cosas bien". Siempre sin olvidar que, en algunas o muchas ocasiones y muy especialmente en la minería, lo óptimo puede ser enemigo de lo bueno, aunque solo sea porque se retrasan las decisiones o se utilizan


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las optimizaciones para no tomar ninguna decisión.

El control de Proceso. Los sistemas expertos. Se trata de una moderna técnica operativa en tiempo real, que permite la actuación correctora y la toma de decisiones mecanizada y automáticamente por disponer de una información "directa" de las salidas y entradas del sistema, que constituyen el proceso operativo de la empresa o del proceso, una autocorrección por unas aproximaciones sucesivas de tanteo y corrección. Es la aplicación en corto tiempo, quizás segundos, del conocido principio del "Trial and Error" o proceso del perro y su amo. Aunque ya se este utilizando con gran éxito en las plantas de beneficio, está siendo introducida en la propia explotación de aquellos yacimientos en los que es posible la automatización y mecanización, como en los casos del método "Longwall" en la minería de interior o en el método alemán de transferencia por rotopalas y cintas o en la explotación de fluidos por sondeos, así como en la mecanización de muchos de los servicios mineros como en la extracción por pozo o cinta, en el desagüe y en la automatización de la ventilación.

1.4.1

Estudio de planes de labores anuales

En las clases prácticas del Profesor Herrera se contemplan tres casos muy diferentes de Planes de labores mineros como son:

Una cantera de piedra caliza para la producción de áridos y piedra machacada en la que se aplica el programa oficial de la Comunidad de Madrid denominado PLECAM V, y que ha desarrollado la Cátedra de Proyectos de la Escuela de Minas de Madrid siendo probable que se empiece a aplicar en otras comunidades autónomas españolas.

La realización con los alumnos del caso de la mina metálica “Chalchalera” que va ser el ejercicio a desarrollar durante el curso.

Visión de la programación “Oil Plan” de un yacimiento submarino de petróleo y gas desde unas plataformas marinas y realizado por la firma “Continuum” y que permite contemplar el elevado grado de planificación espacial, temporal y económica de un caso extremadamente difícil.


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BLOQUE 2: Planificación y control de la producción OBJETIVOS ESPECÍFICOS 2.1 Establecer los objetivos básicos de la producción. 2.2 Diferenciar entre control de calidad y de cantidad. CONTENIDOS: 2.1: PROPÓSITOS, VALORES Y OBJETIVOS. 2.2: CONTROL DE LEYES DEL MINERAL. – La homogenización en parques de minerales – El mezclado de minerales en silos. 2.3: CONTROL DE LA PRODUCCIÓN – Corto plazo – Medio plazo – Largo plazo 2.4: ANÁLISIS DE DESVIACIONES – en cantidad – en calidad. 2.5: CASOS REALES. 2.1: PROPÓSITOS, VAL ORES Y OBJETIVOS. Si el propósito de la planificación es lograr no solo un conocimiento previo de lo que puede obtenerse en cantidad y calidad de una explotación minera no menos importante es un buen control tanto de la operación realizada como de la desviación obtenida en la realidad y las causas de esta para lograr a posteriori una corrección y ajuste de los parámetros o variables que han fallado. Es más, modernamente, con la aparición de los controles en tiempo real de muchas de las operaciones o procesos mineros, el control ha pasado a ser más importante que la propia planificación, ya que son los controles quienes ordenan la corrección para lograr los valores programados. En la operación minera hay claramente dos objetivos esenciales: •

El primero es obtener una producción en tonelaje o cantidad que justifique la demanda y obtenga un nicho del mercado de dicho producto.

•

El segundo es que dicho producto tenga la mejor calidad posible para obtener una diferenciación con otros productores y una prima en el precio pagado.

Podría afirmarse que el obtener la cantidad es la parte más sencilla de la ecuación minera ya que realmente es la elección de la maquinaria la que va a lograr que la cantidad se


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obtenga de la mina en el tiempo requerido, pero es la calidad del mineral la que va a conseguir no solo que el producto se venda bien, sino que es la que justifica la necesidad de incorporar técnicos superiores en la plantilla de la mina. Mientras que una cantera de piedra tan solo debe suministrar balasto o peso de roca a una empresa ferroviaria le basta con normales capataces o técnicos para lograr ese objetivo. Cuando el mercado le exige una piedra que cumpla unos mínimos de calidad, resistencia a la compresión o al desgaste y de unas densidades mayores, hacen falta unos laboratorios, unos ensayos y unas planificaciones de la secuencia de explotación más precisas, que piden la incorporación de unos mejores ingenieros. Por eso este capítulo o bloque va a dividirse en dos partes: la primera para conocer como se logra una calidad adecuada a la demanda y la segunda para determinar el equipo de maquinaria para lograr la cantidad o tonelaje que puede venderse. 2.2: CONTROL DE LEYES DEL MINERAL. Al pasar de la etapa de preparación o desarrollo de la operación minera a la etapa de producción de mineral, aparece uno de los problemas más importantes de la moderna minería y no solo de la minería a cielo abierto, sino de cualquier método, como es el control de la calidad del mineral a extraer y que su calidad sea mantenida homogénea a lo largo de todas las horas, días y años de la mina, ya que, en general, tras la operación propiamente minera, está la planta de tratamiento que, cada vez más, requiere una constancia en la calidad del mineral o roca que va a ser tratado para lograr una concentración regular y una recuperación máxima del contenido recuperable del mineral suministrado por la mina, junto a una eliminación de los elementos indeseables que pueda contener el mineral. Se denomina control de leyes a la medida de los elementos vendibles o penalizables contenidos en un volumen o tonelaje a explotar en la mina y en realidad es una continuación del proceso de evaluación de los recursos y reservas del yacimiento, dando un mayor énfasis a confirmar las leyes que aumentar el tonelaje extraíble. Modernamente, conseguir la cantidad de mineral necesario, esto es, mantener el ritmo de la operación es relativamente fácil a través de la maquinaria, que bien por su gran capacidad bien por disponer de una suficiente flota nos van a dar el tonelaje horario necesario para alimentar la planta o el mercado, pero que la ley de ese mineral sea la adecuada es el mayor de los artes de la planificación de la moderna gran minería, ya que en general la planta no suele tolerar unas desviaciones en la calidad del mineral recibido superior al 5%. Esto es, en una mina de cobre con una ley media de 1% no se debe producir o entregar, en


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la producción horaria, fuera del rango 0.95% y 1.05% Cu, o en una mina de oro con una ley media de 2 ppm, la ley de entrada en la lixiviación debe estar entre 1.9 ppm y 2.1 ppm de Au, mientras que para una mina de carbón con una ley media en cenizas del 35% la ley de entrada en la machacadora debe estar entre 33 % y 37% de cenizas. Al mismo tiempo un control de las impurezas o elementos no deseables debe ser establecido para reducir o eliminar, si es posible en la propia mina, abandonando por ello algunas áreas que se pasan en sus elementos penalizables y que deben ser tratados en otros procesos o mezclados con otros más limpios para reducir su penalización. Un proceso debe establecerse para conseguir un conocimiento riguroso de la calidad o ley del producto que viene de la mina (Tout venant en francés o raw ore en inglés) antes de ser procesado por la planta o vendido. Y dicho proceso debe incluir los necesarios y correctos procedimientos de una toma de muestras y de un análisis en Laboratorio. Los procedimientos, lógicamente, variarán según el tipo de yacimiento, la clase de mineral o el método de extracción y por tanto será diferente según sea la mina a cielo abierto o por interior, aunque normalmente por tratarse de unas leyes más bajas y de unos tonelajes más fuertes en la minería a cielo abierto suele requerirse una mayor cantidad de muestras y de unos procesos más complejos en este caso. El verdadero control de calidad de las leyes de los minerales en el yacimiento nace desde la exploración efectuada por los geólogos, que en el proceso de evaluación de las reservas deben marcar las pautas esenciales de la distribución espacial de los distintos elementos contenidos en la roca o mineral a explotar e indicar los datos esenciales a ser controlados por los mineros en la explotación. Por ello el equipo humano de técnicos de control suele estar compuesto por los mismos ingenieros geólogos que suministran la información de reservas (imputs) a los planificadores mineros, basándose en una detallada cartografía a escala muy reducida, del orden de 1/100 en minería subterránea y de 1/500 en cielo abierto, que determine las variaciones estructurales y litológicas y de las mineralizaciones en cuanto a las variaciones metalúrgicas y tipos de mineral, oxidación, alteraciones físicas, diaclasas, grietas y otras posibles incidencias. Así se pasará de una malla inicial de 100 x 100 que supone una muestra cada 10.000 m 2, que puede ser la adecuada de la etapa de exploración a una malla de 50 x 50 es decir una muestra cada 2.500 m 2, que va a señalar la oportunidad de la explotación, pero que es insuficiente para un buen control de las leyes a suministrar a la planta y que dará lugar a unas desviaciones importantes en las leyes diarias por lo que se precisará cerrar más la malla para tener una muestra cada 50 m2, lo que obliga a unas nuevas perforaciones antes de cargar y transportar el mineral.


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Actualmente en la mayoría de los casos de la minería a cielo abierto, los controles de la calidad del mineral están basados en la toma de muestras de los propios barrenos de producción o voladura en los bancos de la mina por parte del equipo de control de leyes, que debidamente cuarteados para conseguir la cantidad representativa, se envían al laboratorio químico de análisis para posteriormente ser devueltos al equipo de planificación y control de la mina y allí ser introducidos en el inventario informatizado con sus coordenadas y su profundidad, lográndose así un aumento sustancial de la malla de sondeos, lo cual permite aplicar una suficiente geoestadística para determinar y conocer la ley media de la zona que va a ser arrancada con suficiente antelación. Es precisamente el tiempo quien suele fallar en este proceso, por lo que es recomendable que un suficiente adelanto temporal, por ejemplo un mes, separe la toma de las muestras durante la perforación del barreno de la carga del mineral para mandarlo a la planta. Prácticamente la toma de la muestra se realiza a través de un colector en forma de cuña suficientemente larga y con sus paredes verticales radiales al hueco del barreno, que recibe una parte del polvo o detritus de la perforación, desde que ésta se inicia hasta el final del barreno, depositándose una muestra representativa del terreno atravesado por la perforadora, lo que es una buena indicación de la distribución de la ley del material in situ, pero que puede cambiar por la voladura si los terrenos o rocas atravesadas tienen cambios significativos en la densidad, la competencia o la forma de fracturar y que pueden dar lugar a mezclas entre el mineral y el estéril, lo que es conocido como factor de dilución, mientras que las técnicas o procedimientos para separar el mineral del estéril son conocidas como Selectividad, factor que debemos intentar elevar al máximo y por tanto reducir la dilución al mínimo. Si la dilución es mayor de lo deseable es preciso aumentar la toma de muestras a base de incrementar el número de los barrenos, llegándose en casos en que el yacimiento es muy aleatorio y complicado, a tener una malla de barrenos inferior a la de la voladura para lo que se precisa una máquina especial diferente de las usadas para la voladura. Un sistema tradicional, sobre todo en el pasado en el control de leyes, es la inspección visual bien in situ o bien tras la voladura por expertos que, tras muchos años de establecer una correlación entre lo que ven y los resultados de los análisis del laboratorio, son capaces de llegar a establecer la ley de la pila de mineral con un grado de error mínimo o por lo menos establecer los limites de separación entre el mineral y el marginal o el estéril. Esta claro que, en los casos de la minería del carbón, este sistema de control de calidad visual, separando entre el oscuro color del carbón y el más grisáceo del estéril es, en principio,


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suficiente, pero en la gran minería incluso del carbón, debe ser complementado con la toma de muestras para el buen control posterior y la debida homogenización o política de mezclas para obtener el mejor precio. Existen otras técnicas mineras más sofisticadas y avanzadas como la testificación geofísica en el barreno o en el campo que, directamente, pueden medir a través de isótopos o sistemas visuales como el video, el contenido en las variables esenciales de la muestra como color, textura, densidad, humedad, contenido de cenizas o azufre o elementos contaminantes indeseables. Este sistema, que es el más utilizado en la explotación por sondeos de hidrocarburos, gases, agua o carbones, se está intentando aplicar en otros minerales como los metálicos o los industriales por su facilidad para analizar directamente los contenidos y grabarlos o automatizarlos pasándolos directamente al ordenador para su utilización en la planificación a medio plazo.

El control de leyes en la minería de interior presenta algunos problemas prácticos de mayor envergadura y aunque, en algunos métodos se pueda utilizar también la toma de muestras en los barrenos, suele ser más común la práctica de tomar la muestra tras el arranque y fragmentación de la voladura en la pila del mineral, cuando este ha sido fragmentado. En otros casos la muestra es tomada en el frente del tajo o de las galerías, trasversales, piqueras, tolvas o vagonetas, efectuando rozas o pequeños canales en las paredes. Tiene


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que tenerse especial cuidado en el caso de las tomas en pilas con la segregación o separación de las partículas finas, ya que es frecuente que la ley de los finos sea diferente de la de los gruesos. El caso más complicado de control de calidad se suele dar en los métodos de lixiviación o de extracción por el método Frasch, en los que el carácter más químico del método o sistema minero esta íntimamente combinado con el químico, lo que casi obliga a introducir el laboratorio en el proceso minero para controlar los tiempos de disolución, la cinética y la regulación de las soluciones en tiempo real. Pero el proceso de control de la calidad más racional debe establecerse, no solo en la misma operación minera, sino mediante una separación adecuada en tiempo y volumen a través de unos suficientes almacenes o stocks de mineral o soluciones debidamente construidos entre la mina y la planta y que en principio podemos clasificar en tres tipos:


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Silos o tanques cubiertos y cerrados con controles en cada depósito. Semitolvas abiertas en su parte superior y subterráneas en su parte inferior. Parques de almacenamiento. LOS PARQUES DE ALMACENAMIENTO Y HOMOGENEIZACIÓN Las funciones básicas que desempeña una instalación de almacenamiento son: -

Volante de regulación entre la mina y la planta.

-

Homogeneización de los diferentes materiales extraídos.

Si bien, en otras industrias mineras, como en la cementera o en la de los minerales industriales en general, los silos o tanques, no solo tienen una gran importancia, sino que son la base para lograr las mezclas adecuadas para entrar en la fase posterior del proceso de transformación, en la gran minería su empleo es más restringido, en parte por los pequeños volúmenes de que son capaces en comparación con los grandes tonelajes normales en la moderna minería, lo que limita su capacidad en la etapa de separación entre la mina y a planta, y de otra parte por que son la solución más cara de inversión por unidad de peso o volumen, aunque en las fases posteriores del tratamiento puedan y deban ser más utilizados ya que son los sistemas que permiten un menor nivel de error y un control químico, casi automatizado e incluso robotizado. Una mayor aplicación en la gran minería la tienen las Semitolvas, cuyo diseño es similar al de una tolva abierta enterrada parcialmente. La disposición es la que se muestra en la figura adjunta, en la que se puede observar el sistema de alimentación en la parte superior, mediante cintas, vagones, etc. y el sistema de recogida en la parte inferior constituido por unas galerías y piqueras en las que se disponen los diferentes juegos de cintas para efectuar el paso del material al siguiente medio de transporte, así como de los controles automáticos de pesada y toma de muestras para enviar los datos a los paneles de control. Este sistema de semitolvas de almacenamiento se emplea bastante en la minería llegando a alcanzarse grandes tamaños, superiores a las 100.000 toneladas de capacidad viva o al menos intentar alcanzar una capacidad suficiente que permita una separación con el abastecimiento de la mina de tres días. Pero sin duda, el sistema más popular y de mayor capacidad de almacenamiento lo constituyen los parques, bien a la intemperie o cubiertos.


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La disposición más habitual de los parques de almacenamiento es la rectangular, con dimensiones de centenas de metros y anchuras de la mitad, realizándose el vertido longitudinalmente y empleando algunos de los siguientes elementos de transporte: -

Cintas transportadoras con o sin carro tripper automatizado

-

Pórticos apiladores con cintas

-

Pórticos apiladores con pluma

-

Carros apiladores especiales

-

Rotopalas especiales de apilado y recogida

Una de las ventajas que presenta este sistema de almacenamiento, es la posibilidad de lograr una homogeneización, que tan necesaria es en algunas instalaciones de proceso mineros y cuyos objetivos son: -

Obtener un precio óptimo para toda la producción.

-

Facilitar un aumento de producción al evitar el minado selectivo, consiguiendo un menor coste por tonelada.

-

Asegurar que la calidad media y características de la producción oscile entre limites calculados.

-

Incrementar la eficiencia de la planta permitiendo su automatización.


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El mineral se vierte longitudinalmente y su recogida se suele realizar en sentido transversal.

Las formas normales de apilado son: a)

Capas en "V" invertidas.

b)

Capas horizontales.

c)

Cordones lineales.

La disposición más corriente es la primera “a”, aunque la tercera “c” de cordones lineales es muy recomendable cuando la granulometría es amplia, pues puede así evitarse la segregación. El origen de la homogeneización se remonta al año 1.905 en el que se empleó el sistema Robins - Messiter para los minerales de cobre. Actualmente se puede decir que se emplea en toda la industria minera de hierro, de cobre, carbones y Lignitos, etc, y especialmente en los grandes puertos de llegada y abastecimiento para los minerales importados en los países desarrollados (USA, Holanda, Francia, Inglaterra, África del Sur, etc)


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La puesta en montones se realiza mediante unas máquinas llamadas apiladoras (stackers) o bien con otras máquinas combinadas para conseguir ciertas alturas, pudiendo llegar a emplear en bajos tonelajes las mototraillas o las palas cargadoras para formar pequeños montones o eras de poca altura. Como ya hemos indicado, la disposición en "v" invertidas es el sistema más empleado, ya que permite un mejor control del apilado en toda su anchura y exige un brazo de la apiladora de menor longitud, no precisando que este brazo sea giratorio en el plano horizontal. El segundo sistema operativo es más costoso, ya que se requiere una mayor inversión en la infraestructura, pero, por el contrario, presenta la ventaja de que al poder realizarse el vertido a distintas alturas se reduce bastante el problema del polvo. La recogida del material dispuesto en lechos, se realiza de dos formas distintas, frontal o lateral; siendo la más recomendable la primera ya que se cortan un mayor número de capas obteniéndose una mejor homogeneización. La recogida se debe realizarse según finos cortes consecutivos. Los sistemas empleados en la recogida frontal (reclaimers) son: -

Tambores

-

Ruedas puente (simples o dobles)

Todos ellos llevan un arado que en el avance de la máquina va cortando las capas transversales y llevando el mineral a la parte inferior desde donde, por medio de un dispositivo de cangilones es vertido sobre una cinta transversal de evacuación. Este dispositivo es diferente en cada uno de los tipos. En el reclaimer de una rueda, tal dispositivo, como la palabra indica, es una rueda de cangilones que se desplaza alternativamente a lo largo del ancho de la sección. En el de dos ruedas el sistema es el mismo, pero con dos ruedas en paralelo, de tal forma que cada una de ellas recoge la mitad de la sección. El reclaimer de tambor consiste en un tambor giratorio de longitud igual a la base de la sección provisto de unas paletas que van conduciendo el mineral hasta unos cangilones que lo recogen y vierten sobre la cinta de evacuación. La cantidad recogida por los reclaimer de rueda aumenta el ciclo de rotación de esta en su traslación a lo largo de la sección y la recogida por los reclaimers de tambor durante una revolución de este, es lo que se denomina "batch" y que para un parque 40 x 300 m. con una capacidad de recogida de 600 T/hora, alcanzan los valores siguientes: -

Reclaimer de rueda sencilla

46 Tm.

-

Reclaimer de rueda doble

23 Tm.

-

Reclaimer de tambor

4 Tm.

Esquema del proceso de mezcla y homogeneización del mineral para situarlo dentro de unos márgenes tolerables a base de Parques de Almacenamiento y Silos reguladores.


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2.3: CONTROL DE LA PRODUCCIÓN DETERMINACIÓN DE LA CAPACIDAD DE PRODUCCIÓN DE LOS EQUIPOS DE CARGA Y DE TRANSPORTE MINEROS El coste por metro cúbico o tonelada cargada y transportada por un equipo minero, nos vendrá dado por la relación entre el coste horario y la producción horaria. El coste de carga y transporte vendrá, pues, expresado por las fórmulas siguientes según el divisor utilizado: Coste horario del equipo (Euro /hora) (Euro /m 3)

Coste por metro cúbico = Producción horaria en m 3 (m3 /hora) Coste horario del equipo (Euro /hora) Coste por tonelada

=

(Euro/t) Producción horaria en t (t /hora)

Por ello la necesidad de determinar con precisión la producción horaria de una máquina para poder llegar en otro capítulo a estimar los costes por unidad de producción en los equipos mineros. LA CAPACIDAD DE PRODUCCIÓN Para calcular la producción esperada de un equipo se necesita un claro conocimiento del trabajo a realizar y de la disponibilidad real de los equipos de carga y transporte existentes en el mercado. Es precisa, pues, una cuidadosa preparación de la base de datos y un análisis completo del trabajo a ejecutar. Además, para el cálculo de la producción es preciso considerar el tipo de material minero que se va a cargar y transportar. Justamente la utilización de los equipos mineros de carga y transporte discontinuo es recomendable cuando: 1.-

El material a transportar es una roca volada, grande, irregular, un mineral pesado o una mezcla de materiales heterogéneos y variables.

2.-

La descarga es efectuada sobre tolvas de dimensiones adecuadas o en un vertedero o para rellenar un vacío.

3.-

La unidad de transporte está sometida a fuertes impactos, debajo del equipo de carga y cuando las condiciones del camino son difíciles de mantener.

4. -

Se requiera la máxima capacidad de transporte vertical y su rápida colocación en pequeñas áreas o plantas de trituración.


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RELACIÓN ENTRE LOS EQUIPOS DE CARGA Y TRANSPORTE Si se desea reducir el coste por m3 o tonelada movida, debemos obtener del equipo de transporte la más alta capacidad de producción. El tiempo de parada, como sucede durante la carga debe mantenerse en el mínimo posible. Como norma general y práctica, se considerará una buena relación cuando se utilicen entre 3 y 6 cubas de la unidad de carga para llenar el equipo de transporte. Cuanto menor sea el número de cubas y su ciclo, menor es el tiempo de parada de la unidad de transporte, siempre y cuando tengamos en cuenta que: a/

El tamaño de la caja del volquete no debe ser ni muy pequeño, ni débil, en comparación con el tamaño del cucharón de la máquina de carga, para no destrozarla en poco tiempo.

b/

El tiempo de carga no debe ser tan corto que otra unidad de transporte no se haya situado en la posición de ser cargada, originando un excesivo tiempo de parada de la máquina de carga.

El problema se complica al existir varios puntos de carga y una flota variada de volquetes y se trata de conseguir una óptima saturación de todos ellos. Existen en las minas dos corrientes operativas a la hora de seleccionar los tamaños y el número de los equipos de carga y transporte para lograr el mejor equilibrio entre ambos: 1-

Saturación de la capacidad de carga, disponiendo del número de unidades de transporte necesarios y con un cierto factor de cobertura. Es una corriente apropiada y recomendable para la obtención de la mayor producción posible con el empleo de las unidades de hasta unas 50 st de capacidad de volquete, como ocurre en las canteras y obras públicas.

2-

Saturación de la capacidad del transporte, disponiendo las máquinas de carga sin saturar totalmente para que en ningún momento se reduzca el transporte. Es la corriente más apropiada para poder obtener el mínimo coste, como ocurre con el empleo de los grandes volquetes superiores a las 100 st de las minas grandes, con un mayor peso del coste unitario del transporte sobre el de la carga

Según el peso relativo de los costes unitarios de la carga y el transporte se tiende hacia la saturación de uno u otro proceso, pudiendo observarse, en la minería moderna, una mayor tendencia hacia la saturación del transporte a medida que se emplean unidades de acarreo de mayor capacidad.


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FACTOR DE EFICIENCIA DEL TRABAJO EN LA PRODUCCIÓN Todo cálculo de capacidades de producción en minería debe tener en cuenta que la vida o período de trabajo considerado va a ser largo. Considerando los inevitables retrasos que aparecen en el desarrollo real de los proyectos, es muy recomendable la utilización del llamado factor de eficiencia (E) que viene definido, a su vez, por otros dos factores, uno (E1) de eficiencia del equipo con el que se trabaja y otro (E2) de organización técnica de la obra. En los cuadros 1, 2 y 3 se dan las eficiencias que se pueden obtener en condiciones operativas variables para diferentes equipos y unos niveles de organización, así como el tiempo efectivo, medido en minutos, según la eficiencia global. CUADRO 1.- FACTORES DE EFICIENCIA DE EQUIPO Y ORGANIZACIÓN CONDICIONES GENERALES

FACTOR DE EFICIENCIA DE EQUIPO E1

FACTOR DE EFICIENCIA DE ORGANIZACIÓN E2

0,90 0,80 0,70

1,00 0,85 0,65

BUENA MEDIA BAJA

CUADRO 2.- EFICIENCIA COMBINADA (E = E1 X E2) EFICIENCIA DEL EQUIPO E

EFICIENCIA DEL EQUIPO E1

BUENA MEDIA BAJA

0,90 0,80 0,70

BUENA

ORGANIZACIÓN TÉCNICA E2 MEDIA BAJA 0,77 0,68 0,60

0,59 0,52 0,45

CUADRO 3.- EQUIVALENTE EN TIEMPO DE LA EFICIENCIA (E) EFICIENCIA TIEMPO (min. /h)

1,00 60

0,92 55

0,83 50

0,75 45

0,67 40

0,58 35

0,50 30

En muchas publicaciones Norteamericanas resulta habitual emplear como factor de eficiencia la hora de 50 minutos que debemos de traducir como un factor de eficiencia combinada de 0,83 en nuestras consideraciones.

Este porcentaje puede ser estimado con una mayor precisión si se determinan todas las paradas o los retrasos que puedan originarse durante el trabajo por las siguientes causas: - Factores económicos y financieros. Calidad del equipo. - Cualidad y formación de la mano de obra. - Supervisión. Experiencia en dirección de obras.


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- Condiciones del trabajo (sociales y laborales). - Condiciones atmosféricas. Medias y extremas. - Paradas y retrasos. Horas de trabajo reales por relevo, por día y por año. - Organización de los repuestos y almacenes. - Amplitud de la zona de trabajo. Diseño geométrico. CAPACIDAD DE CARGA Aunque la capacidad de carga se ve, en gran parte, afectada por el sistema de transporte con el que trabaja, se trata de presentar un cálculo de la capacidad de producción de la máquina de carga, independientemente del equipo de transporte, mediante la aplicación de una serie de factores correctores según las condiciones y los medios utilizados. Las fórmulas de la capacidad horaria de las palas cargadoras, excavadoras y dragalinas de ciclo discontinuo son: 3600 * Cc * E * F * H * A (m3s /h)

Producción en material suelto = tc 3600 * Cc * E * F * H * A * V Producción en material en banco =

(m3b/h)

tc siendo: Cc = Capacidad de la cuba (m3) E = Factor de eficiencia F = Factor de llenado de la cuba H = Factor de corrección por altura de la pila A = Factor de corrección por el ángulo de giro V = Factor de conversión volumétrica tc = Ciclo de una cuba en segundos para la carga con máquinas continuas como las rotopalas o las dragas se emplea la siguiente fórmula: Producción horaria en banco (m3b/h) = 3600 ω.r.n.q siendo ω = velocidad rotativa en r.p.m. r = radio del rodete n = número de cangilones o cubas q = capacidad unitaria del cangilón en t o m 3 a)

La capacidad de la cuba Cc es el factor que define precisamente a la máquina de carga. Puede establecerse bien en metros cúbicos o bien en toneladas, en cuyo caso la capacidad de carga viene medida en m 3/h o en t/h, no siendo preciso en este último caso el factor de conversión volumétrica. Es muy conveniente y recomendable


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fijar muy claramente la unidad que se emplea de acuerdo con el sistema de control y el contrato establecido. Si el contrato de la operación de la mina establece que la producción se mide topográficamente, es recomendable la unidad de metro cúbico en banco (m3b); pero si el producto final es pesado por una báscula, es preferible la unidad toneladas por hora (t/h). b)

El factor de llenado de la cuba F, se expresa como el porcentaje de la carga media de la cuba sobre la máxima teóricamente posible según se encuentre el material apilado. En el cuadro 4 se incluyen algunos factores de llenado típicos según los materiales y el tamaño de la cuba para las excavadoras y dragalinas, mientras que en el cuadro 5 se indican los valores de F para las palas cargadoras y las excavadoras hidráulicas. CUADRO 4. - FACTOR DE LLENADO PARA EXCAVADORAS Y DRAGALINAS TIPO DE MATERIAL EXCAVADO

EXCAVACIÓN FÁCIL EXCAVACIÓN MEDIA EXCAVACIÓN DURA MATERIAL VOLADO

Húmedo Seco

Bien Mal

FACTOR DE LLENADO 3 CAPACIDAD DE LA CUBA (m ) 4,50 6,75 9,00 1,16 0,96 1,04 1,12 1,00 0,91

1,20 1,02 1,06 1,16 1,02 0,95

1,22 1,02 1,06 1,17 1,02 0,97

CUADRO 5. - FACTOR DE LLENADO EN PALAS Y EXCAVADORAS HIDRÁULICAS PALAS CARGADORAS Y EXCA VADORAS HIDRÁULICAS Agregados húmedos mezclados Agregados uniformes < 3 mm Granulometría 12 - 20 mm > 42 mm Marga o arcilla húmeda Tierra Vegetal, piedras sueltas, raíces Materiales cementados Bien fragmentada Roca volada Normal Mal fragmentada

FACTOR DE LLENADO (SAE) 0.95 -1.00 0.90 -1.00 0.85 -0.90 0.90 -0.95 0.85 -0.90 1.00 -1.10 0.80 -1.00 0.85 -0.95 0.80 -0.95 0.75 -0.80 0.60 -0.65


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CUADRO 6. - FACTOR DE LLENADO PARA RETROEXCAVADORAS RETROEXCAVADORAS HIDRÁULICAS

FACTOR DE LLENADO(SAE)

Marga mojada o arcilla arenosa Arena y grava Arcilla dura y resistente Roca volada bien fragmentada Roca volada mal fragmentada c)

1.00 -1.10 0.90 -1.00 0.75 -0.85 0.60 -0.75 0.40 -0.50

El factor de corrección por altura de la carga H, tiene generalmente poca trascendencia en los trabajos mineros, al superar la altura de los bancos la mínima necesaria para la carga, salvo en la ejecución de ciertos rebajes, aperturas de bancos y trabajos especiales e incluso en algunas explotaciones en las que la altura de banco es muy baja para controlar la dilución del mineral.

c)

El factor de giro de la máquina A, es de una gran importancia operativa para mejorar la capacidad de carga y se debe aplicar cuando el ángulo descrito por la máquina desde la carga hasta la descarga es distinto de 90º, caso en el que el factor es igual a 1. En la tabla siguiente se dan combinados los factores geométricos de la altura de carga y de giro que se emplean en la determinación de las producciones horarias (m3/h) para las excavadoras de cables, dragalinas y excavadoras hidráulicas. LOS FACTORES DE GIRO Y ALTURA DE LA MÁQUINA % DE LA ALTURA ÓPTIMA

ÁNGULO DE GIRO 45º 0.93 1.10 1.22 1.26 1.20 1.12 1.03

40 60 80 100 120 140 160

e)

60º 0.89 1.03 1.12 1.16 1.11 1.04 0.93

75º 0.85 0.96 1.04 1.07 1.03 0.97 0.90

90º 0.80 0.91 0.98 1.00 0.97 0.91 0.85

120º 0.72 0.81 0.86 0.88 0.86 0.81 0.75

150º 0.65 0.73 0.77 0.79 0.77 0.73 0.67

180º 0.59 0.66 0.69 0.71 0.70 0.66 0.62

El factor de conversión volumétrica V es, sin género de dudas, el más importante de los factores que entran en la fórmula de determinación de la capacidad, sirviendo para la conversión del volumen suelto en banco o viceversa. Kg. /m 3 de material suelto

Vs V=

= Vb

Kg. /m 3 de material en banco


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El porcentaje de expansión P.E. es el incremento del volumen del material al pasar desde su estado natural en el banco al estado volado o suelto en la pila o montón: Vs - Vb P.E. =

Vs x 100 =

Vb

(

- 1 ) x 100 Vb

El factor de esponjamiento F.E. se define como la inversa del factor de conversión volumétrica. En el cuadro 7 se dan algunos de los factores más habitualmente empleados para los comunes materiales en minería. CUADRO 7. -CONVERSIÓN GRANULOMETRICA DE MATERIALES MINEROS MATERIAL

Densidad en el 3 banco Kg. /m

Densidad 3 suelto Kg. /m

Porcentaje expansión (P.E.)

Factor de conversión volumétrica (V)

Grava, arcilla seca

1700

1300

40

0,72

Grava, arcilla mojada

2300

1600

40

0,72

Carbón (antracita)

1450

1070

35

0,74

Tierra y Margas secas

1540

1250

25

0,8

Tierra y margas mojadas

2000

1600

25

0,8

Rocas bien voladas

2400

1600

50

0,67

1950-2350

1430-1730

35

0,74

Rocas blandas

1800

1350

33

0,75

Escorias

1600

1300

23

0,81

Bauxitas

1600-2600

1200-1950

33

0,75

Hormigón

1950-2500

1400-1800

40

0,72

Granito

2700

1800-1500

50-80

0,67-0,56

Yeso

3000

1720

74

0,57

2400-2700

1400-1600

67-75

0,60-0,57

Mármol

2750

1550-1650

67-75

0,60-0,57

Barro seco

3000

1100-1650

20

0,83

Barro húmedo

2400-2700

1500-1750

20

0,83

Pizarras

2700-2900

2100-2250

30

0,77

Mineral de hierro

2800-3500

2100-2600

33

0,75

Rocas trituradas

Caliza volada

f) El ciclo de una cuba tc , para un giro de 90º, se descompone en los tiempos parciales de penetración, carga, elevación, giro, colocación, descarga, giro de vuelta y descenso. Sin detenerse en cada uno de ellos que, básicamente, dependen de la formación, habilidad y experiencia del maquinista, así como de las características técnicas o especificaciones de la máquina y de la roca, se indican en el cuadro 8 las velocidades de giro y de elevación para las excavadoras y dragalinas de cables, a partir de las que se pueden estimar los ciclos completos de una cuba.


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CUADRO 8.- VELOCIDADES DE GIRO Y DE ELEVACIÓN DE EXCAVADORAS Y DRAGALINAS EXCAVADORAS CAPACIDAD DE LA 3 CUBA (m ) 7,5 15 19 25 30

VUELTAS MINUTO (r.p.m.) 3,92 3,57 3,21 3,00 2,90

DRAGALINAS

VELOCIDAD DE ELEVACIÓN (m/min) 24,4 27,5 25,5 24,4 24,0

VELOCIDAD DE ELEVACIÓN (m/min) 52 59 60 86 90

VELOCIDAD DE DRA GADO (m/min) 47,5 50 50 48 47

Teniendo en cuenta los factores definidos podemos determinar las producciones horarias para las excavadoras y dragalinas en unas condiciones convencionales, que se reflejan en los cuadros 9 y 10 para los diferentes tamaños de cubas en estas máquinas. CUADRO 9. - PRODUCCIÓN DE EXCAVADORAS ELÉCTRICAS SEGÚN LAS CONDICIONES DE CARGA (para un ángulo de giro de 90º y una eficiencia del 80%) CAPACIDAD 3 DE CUBA (m ) Condiciones 6 7,5 9 12 15 18 21 24 30 36 42 50

DURACIÓN DEL CICLO (s) Fácil Media Dura 22 27 31 22 27 31 23 29 33 25 30 35 27 32 38 29 34 40 30 35 42 31 37 45 33 40 48 35 42 50 38 46 55 45 54 60

Fácil 600 750 793 972 1111 1269 1431 1583 1978 2373 2769 3296

PRODUCCIÓN 3 (m /h) Media 385 485 528 683 787 900 1020 1103 1379 1655 1931 2299

Dura 225 280 327 412 470 540 600 650 812 975 1138

1354

Las producciones horarias vienen dadas en metros cúbicos banco por hora real de trabajo, por lo que deberán afectarse por el porcentaje de la disponibilidad del equipo para poder utilizar las horas totales. CUADRO 10. - PRODUCCIÓN DE DRAGALINAS Y EXCAVADORAS DE DESMONTE SEGÚN LAS CONDICIONES DE CARGA Y ARRANQUE DIRECTO (Para un ángulo de giro de 90º y una eficiencia del 80%) CAPACIDAD DE LA CUBA 3 (m ) 7,5 15 25 55 75 88

LONGITUD PLUMA (m) 50 75 85 100 100 122

135

101

DURACIÓN DEL CICLO (s) Blanda Media Dura 50 60 75 50 60 75 55 65 77 60 65 80 70 75 85 70 90 90 75

90

90

PRODUCCION HORARIA 3 (m /h) Blanda Media Dura 864 360 288 1440 720 576 2880 1108 935 3600 2437 1980 3620 2880 2541 5554 2982 2816 7952

4574

4320


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En el caso de las palas cargadoras, el ciclo de una cuba se dividirá en 4 tiempos: -

Carga del cucharón

-

Maniobra en V con máquina cargada

-

Descarga del cucharón

-

Maniobra en V con máquina vacía

Luego el ciclo total "tc" valdrá tc = tf + tv , en donde: tf =

tiempo fijo (carga, descarga, giros)

tv =

tiempo variable (tiempo de recorrido de las distancias d1 y d2 de marcha adelante y marcha atrás).

Estos tiempos se deben estimar a partir de los gráficos proporcionados por los fabricantes de las máquinas y compararlos con los medidos en el campo. DETERMINACIÓN DE LA CAPACIDAD DE TRANSPORTE Las especificaciones técnicas de los vehículos de transporte, como los volquetes mineros, entre otros muchos parámetros, detallan: 1)

La capacidad de transporte en toneladas (normalmente para los volquetes se especifican en toneladas cortas st, que equivalen a 0.9 t)

2)

Capacidad "al ras" en metros cúbicos

3)

Capacidad colmada en metros cúbicos (SAE colmo en 3:1)

Independientemente del conocimiento de las características principales de la potencia, motor, dimensiones geométricas, transmisión, neumáticos, ejes, que pueden contemplarse en las especificaciones de las máquinas, para la determinación de las capacidades de la producción y de la selección de los equipos de volquetes, es preciso analizar algunos otros factores de trabajo. 1. - Factores de trabajo La selección del modelo y capacidad del vehículo de transporte viene presidida por el criterio de obtener la producción requerida con el menor coste por tonelada-kilométrica. Para ello se debe realizar un análisis económico completo en el que previamente se incluyen los costes horarios directos de operación junto con los costes horarios de capital y posteriormente la determinación de la capacidad de producción horaria con el mejor conocimiento e información de las condiciones operativas. Los programas Costes.xls , junto al FPC de CATSOFT, que son utilizados en el curso, determinan los pasos necesarios para establecer los costes y las producciones horarias por cada máquina o flota de una mina


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determinada. Para comprender algunos de los factores que utilizan los programas se van a especificar a continuación. Los siguientes imputs de trabajo deben ser tenidos en cuenta o estimados a la hora de realizar el proyecto: Producción requerida y organización del trabajo •

Toneladas por año, por día y por hora.

•

Número de relevos por día, por semana y por año

•

Porcentaje de absentismo. Festivos y vacaciones.

Características del material. •

Tipo de material transportado. Densidad y humedad

•

Coeficiente de esponjamiento.

•

Granulometría. Tamaños máximos, mínimos y medios.

•

Dureza, textura y abrasividad.

Facilidad de carga y desprendimiento de la carga. •

Pegajosidad, humedad, granulometría de la roca

Efecto de la climatología y topografía en el rendimiento del motor. •

Efecto de la temperatura ambiente sobre la refrigeración del motor, duración de los neumáticos y características de los lubricantes.

•

Efectos de las lluvias y heladas en las superficies y en la velocidad de transporte.

Características de las pistas de transporte •

Longitud y pendiente en cada tramo

•

Resistencia a la rodadura.

•

Resistencia a la pendiente. Compensada y total.

•

Resistencia a la inercia.

•

Resistencia al aire.

•

Adherencia o tracción efectiva.

Carga. •

Amplitud de la zona de carga y estado del piso.

•

Tamaño y capacidad del equipo de carga.

•

Coeficiente de disponibilidad y utilización de los equipos de carga.

•

Maquinaria de servicios disponibles en la zona de carga.

Descarga •

Amplitud de la zona de descarga y estado del piso.

•

Forma de efectuar la descarga, sobre una tolva, en trituradora, en vertedero.

•

Eficiencia de los equipos auxiliares de servicios en la descarga.


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Varios. •

Existencia de otras unidades de transporte. Homogeneidad de la flota.

•

Infraestructura minera de la zona. Talleres, almacenes, comunicaciones y servicios.

•

Calidad de los operadores. Política de formación.

•

Vida de la operación minera.

2.- Selección de tamaño y modelo Las siguientes consideraciones afectan a la selección del tamaño y del modelo del volquete minero: •

Producción horaria. Los volquetes de gran capacidad son normalmente empleados para las grandes producciones o los grandes recorridos con el fin de reducir la congestión de tráfico de la flota y obtener la consiguiente economía de escala. Los volquetes de menor capacidad (menos de 100 t) se deben utilizar cuando la capacidad de producción global de la flota puede ser afectada por la ausencia de alguna de las unidades (p.e. en una flota de cuatro volquetes, la ausencia de uno de ellos llegará a provocar la pérdida de un 25% de capacidad global).

•

Coste de la mano de obra. Cuando el coste horario del personal sea elevado existirá la tendencia a emplear los grandes volquetes, reduciéndose así tanto el personal de operación como el de mantenimiento, a lo que se debe de añadir un menor coste de infraestructura social en la zona.

•

Equipo armónico. Una flota integrada por volquetes de muy diferentes tamaños y modelos, trabajando con un mismo equipo de carga y vertiendo en un mismo punto provoca una reducción notable de la productividad, de la misma manera que las grandes unidades de carga junto con pequeños volquetes o viceversa. La relación armónica recomienda unas unidades de transporte de un tamaño entre 8 y 10 t por cada m3 de capacidad de la cuba de la máquina de carga.

•

Requerimientos físicos . Los factores de trabajo, ya mencionados anteriormente, así como los de altura, peso, anchura, longitud y flotabilidad requeridas pueden restringir la elección de los modelos y tamaños.

•

Diseño de las pistas y bancos. Recomendaremos la lectura de el "Manual para el diseño de Pistas Mineras" editado en 1986 por el I.T.G.E. para que, un inadecuado diseño, no afecte o limite el tamaño de los volquetes a utilizar, por la dificultad que supone la variación de anchura de las pistas, que en los casos de unas explotaciones profundas llegan a repercutir gravemente en el diseño de la mina, y por tanto, en el ratio final. Las pistas deben ser diseñadas lo suficientemente amplias para permitir alcanzar a los volquetes una velocidad óptima de trabajo y, por tanto, poder reducir el ciclo de trabajo.


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3.- Cálculo del ciclo básico de transporte El cálculo del ciclo básico de transporte se realiza con dos fines: 1)

Poder calcular las producciones para una flota de volquetes y un número de excavadoras ya existentes, pero en unas nuevas y diferentes condiciones de la operación minera, por algún cambio de los circuitos o de la organización del trabajo.

2)

Para la determinación del número de volquetes necesarios que conseguirán los objetivos de producción más económica. Tanto el ciclo básico de un volquete como el representativo para una flota se subdivide en varios tiempos separados por cualquier cambio de la aceleración, geometría o actividad. Ciclo básico del Transporte =Tiempos fijos + Tiempos variables Tiempos fijos = tiempos de (carga +maniobras + descarga) Tiempos variables = tiempo de (ida + vuelta + esperas)

1)

Ciclo de carga. El cálculo del ciclo de carga ha sido determinado en el punto anterior y tan solo nos limitamos a añadir los valores medios del tiempo de maniobra por posicionamiento en función de cargar por uno solo de los lados de la excavadora o por los dos. CONDICIONES DE LA OPERACIÓN DE CARGA

2)

Ciclo por un lado (s)

Ciclo por dos lados (s)

Favorables

9

5

Normales

18

10

Desfavorables

30

15

Tiempo de descarga. El ciclo estimado para la maniobra de parada, giro y descarga en el punto de destino se estima en los siguientes valores medios. CONDICIONES DE LA OPERACIÓN DE DESCARGA Favorables Normales Desfavorables

3)

TIEMPO DE DESCARGA (s) 60 78 90 - 120

Tiempos variables. Los tiempos de ida y retorno se calculan dividiendo en cada uno de los tramos la distancia de transporte por la velocidad media en dicho tramo. Longitud del tramo (m) Tiempo de transporte en un tramo (s) =

x 3,6 Velocidad media en Km. /h


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Según la distancia del tramo y el perfil a recorrer, es mayor o menor el tiempo en el que se alcanza la velocidad máxima. En trayectos muy cortos incluso no da tiempo a alcanzar la velocidad óptima calculada; por ello la velocidad media en el tramo se obtiene multiplicando la velocidad máxima posible por un factor que la convierte en velocidad real. Este factor depende de ciertas variables, entre las que cabe destacar, además de la experiencia del calculista, como más importantes las siguientes: -

Relación peso-potencia

-

Marcha a la que circulará, pendiente o impulso

-

El volquete parte de cero o se encuentra en movimiento ascendente o descendente. FACTORES DE VELOCIDAD PARA CONVERTIR LA VELOCIDAD MÁXIMA EN REAL LONGITUD DEL TRA MO (m)

TRAMO CORTO, HORIZONTAL, EN BANCO DE CARGA

0 - 100 100 - 225 225 - 450 450 - 700 750 - 1000 > 1000

0,20 0,30 0,40 -

UNIDAD PARTIENDO DEL PUNTO DE ARRANQUE 0,25 0,35 0,50 0,60 0,65 0,70

- 0,50 - 0,60 - 0,65 - 0,70 - 0,75 - 0,85

UNIDAD EN MOVIMIENTO AL ENTRAR EN EL TRA MO 0.50 - 0.70 0.60 - 0.75 0.70 - 8.80 0.75 - 0.80 0.80 - 0.85 0.80 - 0.95

La aplicación del factor de velocidad mayor, medio o menor es función básicamente de la relación peso/potencia, medida en Kg. /CV.


FACTOR DE VELOCIDAD

Más elevado Medio Más bajo 4)

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RELACIÓN Peso / potencia (kg/CV)

128 - 137 155 - 182 > 182

Las gráficas para la determinación de las velocidades proporcionadas por las especificaciones dadas por los fabricantes, sirven para la determinación de la velocidad máxima obtenible, cargado o vacío, la marcha a la que debe circular el vehículo y fuerza de tracción disponible en las ruedas propulsoras, a partir del peso bruto del vehículo y de la pendiente compensada. Conjuntamente con la gráfica de velocidades se proporciona otra gráfica, llamada de retardación a partir de la cual se puede obtener la velocidad que es posible mantener sin utilizar los frenos de servicio, cuando el vehículo descienda por una pendiente, lo que ocurrirá en el caso de descenso cargado. A partir de dichas gráficas se determina en cada uno de los tramos en que se haya dividido el circuito la velocidad máxima a obtener en el mismo a la que se le aplica el factor de conversión de velocidad anteriormente citado.

5)

Tiempos de esperas. Tanto en el ciclo propio del transporte como en el de carga se producen, con frecuencia, tiempos de retraso por diferentes causas que deben ser estimados y valorados en el momento de efectuar el calculo de la flota de volquetes. Las causas de los retrasos podrán ser las siguientes:

- En el transporte:

Continuos - En ruta Discontinuos

- Resistencia a la rodadura elevada - Resistencia a la rodadura variable - Pistas embarradas -Conductores inexpertos -Largos trayectos en descenso -Pistas de un solo carril -Puntos de cruce -Curvas cerradas -Curvas múltiples -Poca visibilidad, nieblas -Puentes, gálibos, túneles -Colas de espera en carga o descarga

- En carga y descarga

-Caída de bloques


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-Tajo no preparado -Inexperiencia del operador de carga -Mal posicionamiento del volquete -Mala fragmentación de la voladura -Mal tiempo -Falta de acoplamiento -Falta de servicios -Caídas de tensión

- En carga

Los tiempos de espera, son aplicados en forma práctica a través de unos coeficientes de eficiencia y calculados empíricamente, valorando los tiempos destinados a imprevistos, paradas y retrasos por cualquier motivo han sido citados anteriormente, son análogos a los reflejados en el cuadro 3, que transforma la eficiencia en minutos trabajados por hora. Es habitual en el cálculo de capacidades de transporte el empleo de coeficiente de eficiencia del 83,3% equivalente a los 50 min/h. 6)

Coeficiente de disponibilidad. Para el cálculo de una flota de volquetes que pretenda conseguir una producción determinada, deben considerarse unos tiempos destinados al mantenimiento preventivo, correctivo y predictivo, que en función del tamaño de los vehículos podrán aplicarse dos criterios: 1- Para los vehículos grandes (>100 st) se establece en general, además de unos sistemas de control del trafico por ordenador, una política de mantenimiento que permita alcanzar los siguientes coeficientes:

CONDICIONES DEL MANTENIMIENTO

Favorable Normal Desfavorable 2-

COEFICIENTE DE DISPONIBILIDAD (%)

90 85 75

Para los vehículos mineros pequeños (<100 st) se establece más sencillamente un factor de reserva o cobertura de la flota de unidades del 20%.


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4.- Cálculo manual La forma de realizar el cálculo de losciclos de transporte, tiempos por tramo, producciones horarias de una flota de volquetes se puede llevar a cabo manualmente según se muestra en el siguiente sencillo ejemplo de un caso real de una cantera de una fabrica de cementos Especificaciones generales: - Producción requerida....................

500 t/h

- Capacidad de la unidad de transporte

25,7 m 3

- Carga útil en la unidad de transporte

49,9 t

- Potencia al volante.....................

450 CV

- Peso específico del material (en banco)

2500 kg

- Peso específico del material (suelto)

2000 kg

- Factor volumétrico......................

0,80

- Unidad de carga .........................

Pala cargadora

- Capacidad de cuba.....................

5,35 m 3

- Condiciones de la carga...............

Normales

- Distancia de transporte...............

2900 m

- Distancia de vuelta...................

2900 m

- Resistencia media a la rodadura..........

Tramo Long

1 2 3 4 5 6 7 8 TOTAL

(m)

Resist. rodad. (%)

25 350 550 500 200 900 350 25

2 2 2 2 2 2 2 2

Pendiente (%) ida vuelta 0 4 9 6 10 5 10 0

0 -4 -9 -6 -10 -5 -10 0

2%

Recorrido cargado

Recorrido vacío

V F.V. V t(s) V F.V Vreal max real max t(s) 10 0,5 5 18 72 0,2 14,4 6 24 0,75 18 70,2 72 0,5 36 34,8 14 0,8 11,2 177 72 0,5 36 55,2 18 0,78 14,04 127,8 72 0,5 36 49,8 13 0,8 10,4 69 72 0,5 36 19,8 22 0,9 19,8 163,8 72 0,5 36 90 13 0,8 10,4 121,2 72 0,5 36 34,8 13 0,7 10,4 8,4 10 0,6 6 15 755,4 305


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Cálculo del ciclo de carga y transporte Concepto Maniobra en la zona de carga Espera Carga por pala Maniobra de salida Ciclo de ida Tramo 1 " 2 " 3 " 4 " 5 " 6 " 7 " 8 Maniobra de descarga Espera de descarga Maniobra de salida

Ciclo en sg. 18,0 60,0 225,0 24,0 18,0 70,2 177,0 127,8 69,0 163,8 121,2 8,4 67,8 60,0 18,0

Ciclo de vuelta Tramo 1 " 2 " 3 " 4 " 5 " 6 " 7 " 8 Cruces y esperas

15,0 34,8 90,0 19,8 49,8 55,2 34,8 6,0 60,0

Ciclo total de carga y transporte en segundos

1603,8

Cálculo de la Flota de Volquetes 3600 x 0,85 x 49,9 152.694 Producción horaria por volquete = -- = -= 95.2 t/h 1603,8 1.603,8 Producción requerida Flota de Volquetes =

=Producción por volquete

500 t/h = 5,5 unid. 95,2 t/h

Para una disponibilidad media del 85% la flota necesaria es de 6,17 unidades. Para una disponibilidad media del 80% la flota necesaria es de 6,90 unidades por lo cual el equipo recomendado es de 7 unidades.


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5.- Cálculo por ordenador La aparición de los ordenadores personales de gran velocidad de cálculo ha contribuido a su aplicación para la determinación d la flota y de los ciclos de carga y transporte, sobre todo en las grandes minas y para lograr la mejor selección de los equipos y la determinación conjunta de los costes de capital y de operación más convenientes. Sin entrar en el detalle de los programas existentes en el mercado si recomendamos la aplicación de algunos de los programas denominados CATSOFT, que permiten establecer sucesivamente las especificaciones de la maquinaria, la comparación entre las diferentes alternativas y la estimación y el análisis de las inversiones y de los costes de los equipos mineros.

Para el cálculo del ciclo de transporte se emplea generalmente la técnica de la simulación que podrá clasificarse bien en determinista, bien en es tocástica. En la simulación determinista se emplean unos valores constantes para los diversos parámetros, por ejemplo, la velocidad del volquete en una pendiente dada, etc., y puede evaluar la influencia de la utilización de volquetes de distintas capacidades y/o potencias de motores diferentes, que operan en las mismas pistas. También se pueden analizar en esta simulación los efectos sobre las alternativas de utilizar unos equipos de carga de diferente capacidad de la cuba. La ventaja de esta simulación determinista es que requiere una mínima cantidad de datos y que el programa del ordenador es relativamente simple. Por el


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contrario la principal desventaja es que no simula un "modelo real" de la operación, ya que no incluye las variaciones de los rendimientos inherentes a los grandes equipos mineros. La simulación estocástica permite por el contrario, considerar los rendimientos de los sistemas de carga y transporte. El programa calcula los ciclos para cada unidad de carga y transporte y puede incluir los tiempos de espera o de cola debidos a las interferencias de los equipos de la flota. El ciclo completo resulta ser la suma de los tiempos elementales calculados a partir de las curvas de distribución, que se disponen según una ley logarítmica normal. Desde otro punto de vista, la simulación puede ser realizada a tres escalas diferentes: de detalle, normal y a largo plazo. La simulación de detalle o microsimulación trabaja con intervalos de tiempos medidos en segundos y estudia, metro a metro, las cambiantes características del perfil de las pistas de la mina. Es idónea para la resolución de algunos problemas operativos tales como la situación de los stocks, preferencias, cruces, etc. La simulación normal es, lógicamente, más rápida que la anterior y puede resultar más completa ya que se realizan algunas simplificaciones de averías, colas en la trituración primaria, etc. Finalmente la simulación a gran escala o macrosimulación que es la idónea para estudiar la sensibilidad de los distintos parámetros (velocidades, capacidades, costes, etc.) que concurren en el proceso del transporte ante la variación de los rendimientos producidos por las nuevas situaciones del diseño, pendientes, distancias, etc., sin necesidad de emplear demasiado tiempo de ordenador como se requeriría si se simulase a una escala de más detalle. La aplicación de los ordenadores ha permitido pasar al tercer escalón de la planificación que es el Dispatching o control en tiempo real de las operaciones mineras mediante unas “Torres de control”, como en los Aeropuertos, y lograr una distribución dinámica de la flota de máquinas en el mismo momento de la operación, mediante una serie de órdenes electrónicas emitidas por radio o por medio de unos paneles en los caminos o pistas para enviar los volquetes a las máquinas que van a necesitarlos en el tiempo que falta para impedir las esperas o las colas.


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Actualmente la E.T.S.I. de Minas de Madrid dispone de un conjunto de programas de ordenador suministrados por la firma Finanzauto S.A., procedentes de CATERPILLAR y denominados CATSOFT, que permiten determinar, mediante simulación, los ciclos de carga y transporte, así como los costes horarios y unitarios de una operación minera y comparar las diferentes alternativas que se podrán establecer. A tal fin en este curso se explica y aplica el programa FPC para la determinación de los ciclos, las producciones y los costes de una flota de máquinas de carga, transporte con los servicios que se estimen oportunos. También permite en la fase del proyecto efectuar unas comparaciones entre diferentes flotas y situaciones, así como para poder estudiar los diferentes caminos o situaciones de la explotación. Programa FPC de CATSOFT Caterpillar Inc. comercializa el programa “Fleet Production and Cost Analysis” (FPC) cuyo objetivo es estudiar y analizar los costes de la flota de maquinaria de carga, transporte y servicios mina, así como su optimización. El funcionamiento que aquí se describe corresponde a la versión de 1991 bajo D.O.S., y requiere la previa contratación de una licencia de uso. Objetivo del programa Como su nombre indica, el objetivo principal del programa es el análisis de la flota necesaria para la operación minera, tanto desde el punto de vista operativo, como, principalmente, el económico. El nivel de detalle operativo en el que permite trabajar el programa, es de los más avanzados existentes en el mercado, como se tendrá oportunidad de comprobar cuando se entre en su manejo real, dentro de la carga, el transporte y los servicios de la mina. Este programa es especialmente útil para la estimación y comparación de estos costes de operación (que son los más significativos dentro de la operación minera), encontrándose entre sus prestaciones, gráficos comparativos, tanto de flotas como de costes o recorridos, que permiten optimizar la maquinaria prevista para un determinado proyecto minero. Al no incluirse todo el proceso de la operación minera (perforación, voladura y otros) no puede dar estas informaciones, ni los costos finales completos de la mina. Pero el detalle con el que se contempla la parte de carga y transporte en su operación combinada hace que esta sea una herramienta sumamente útil para el ingeniero que diseñe, planifique o controle un proyecto minero.


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Información obtenible del programa En lo referente a unidades de carga, transporte y servicios mina, pueden obtenerse los datos técnicos más significativos de las máquinas comercializadas por Caterpillar (hasta 1991), incluyendo sus precios y prestaciones, y permite añadir cualquier otra que el usuario considere interesante para su proyecto, dentro de las operaciones mencionadas. El programa permite utilizar tanto unidades británicas como métricas, y se obtienen seis tipos de informes: • • • • • •

Productividad conjunta y resumen de costes Productividad individual y resumen de costes Tiempos de transporte y velocidades Análisis del número de camiones de una flota Análisis de disponibilidad de la flota Tablas de equipo

Productividad conjunta y resumen de costes Para cada combinación de flota y recorrido, se desglosan los siguientes datos: • • • • •

Tonelaje movido en total Tonelaje movido por hora Total de horas requeridas para la operación Coste total Coste por tonelada

Resumen de costes Este informe puede correr bajo diversas hipótesis, según las flotas y recorridos que quieran ser considerados simultáneamente. El informe desglosa los costas operativos de los de propiedad (que incluyen la amortización de la máquina, entre otros), obteniéndose los siguientes resultados: • • • •

Coste horario, operativo y total Total de horas requeridas Coste total de operación Coste por unidad de producción

Productividad individual y resumen de costes El informe detalla los datos entrados y los resultados obtenidos para cada combinación de flota y recorrido propuesta, incluyendo: • • • • • • • • •

Cantidad y modelo de cargadoras y volquetes Datos del transporte, incluyendo ciclo de carga Ciclo de tiempo del transporte Producción potencial calculada Eficiencia operativa y horas previstas anuales para la flota Disponibilidad de la flota Tonelaje por hora y total Coste total calculado Coste unitario por tonelada o metro cúbico

Evaluación y Planificación minera • •

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Cantidad transportada por año y Duración prevista, en años.

Tiempo de transporte y velocidades Tanto para la ida como para la vuelta, se desglosan los siguientes datos: • •

Información del recorrido, incluyendo tonelaje y densidades Modelo de volquete utilizado e identificación

Y para cada tramo del recorrido: • Longitud del tramo • Resistencia a la rodadura (% de pendiente equivalente) • Pendiente del tramo • Velocidad límite, si la hubiera • Velocidad potencial del volquete en ese tramo • Velocidad máxima • Velocidad del volquete al final del tramo • Tiempo acumulado al final del tramo Análisis del número de camiones de una flota Para cada combinación de flota y recorrido, se desglosan los siguientes datos: • • • • • •

Qué camión ha sido seleccionado para el análisis Rango en el que se mueve la cantidad que puede transportar Cantidad total para el recorrido Eficiencia de la operación Horas programadas por año Cantidad y modelo utilizados para la carga y el transporte

Entre los datos de la sección anual, se especifican los siguientes: • • • • • • •

Cantidad transportada por el camión Cantidad por hora Horas requeridas Coste por tonelada Coste total Cantidad anual Años requeridos para la producción prevista.

En la sección de “Eficiencia” se facilitan los siguientes datos para cada situación: • • • • • •

Tonelaje movido Coordinación de la carga con el transporte (“fleet match”) Disponibilidad de la flota Eficiencia del transporte Tonelaje por hora trabajada y hora prevista Costes unitarios (por tonelada y hora)

Aquí, además, pueden obtenerse unos gráficos en los que queda patente el número óptimo de volquetes, tanto en lo que respecta al coste mínimo de transporte, como en lo referente a la producción programada para ser transportada.


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Análisis de disponibilidad de la flota Para cada combinación de flota y recorrido, se desglosan los siguientes datos: • • • • • •

El rango entre el que puede variar la disponibilidad de la flota Cantidad total movida Total de horas requeridas por año Coste total Coste por tonelada Años requeridos

Tablas de equipo Son la información completa del equipo de carga, transporte y servicios mina y puede ser sacada a impresora. En lo que a vehículos de transporte se refiere, estos son los datos: • • • • • • • • • •

Tipo de máquina de transporte (camión, volquete, “scraper” o cargadora) Modelo de la máquina Modelo del motor Potencia Tipo de transmisión Capacidad de transporte Peso muerto Coste de operación y propiedad Disponibilidad mecánica Código para la velocidad de transporte

Los neumáticos de la máquina pueden, opcionalmente ser cambiados para adaptarse mejor a las circunstancias de la operación, y tienen la siguiente información: • • • • • •

Tamaño Tipo Factor de corrección de velocidad Peso vacío del vehículo, con este neumático Peso máximo del vehículo para este neumático Carga útil transportable.

Para las máquinas cargadoras, la información es la siguiente: • • • • • •

Tipo de cargadora (pala de ruedas, excavadora, etc) Número del modelo Potencia Tiempo de cambio de transporte Coste de operación y de propiedad Disponibilidad mecánica

También se detallan los datos del cazo: • • • • •

Tipo Capacidad Carga permitida Tiempo de carga Tiempo de descarga del primer cazo


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Finalmente, para las máquinas de servicio en la mina: • • •

Número del modelo Coste operativo y de propiedad Disponibilidad mecánica

Funcionamiento del programa La primera pantalla operativa que aparece está distribuida en los siguientes apartados: • • • • • •

Información general Ficheros Entrada de datos y simulación Pantallas de resultados Informes escritos Apéndices

Información general Se compone de los siguientes apartados: 1 2 3 4 5 6

Introducción Configuración del sistema Menús – Movimiento del cursor Teclas de funciones Salida Opciones de impresora

Ficheros Se compone de los siguientes apartados: 7 8

Guardar / Recuperar Borrar / Backup

Entrada de datos y simulación Se compone de los siguientes apartados: 9 10 11 12 13 14 15

Selección de unidades de transporte Unidades de transporte del usuario Transportes no estándar Creación de recorridos Edición y copiado de recorridos Tiempos fijos Simulaciones

Resultados por pantalla Se compone de los siguientes apartados: 16 17 18

Resumen de la simulación Resultados detallados Presentación a la medida

Informes 19 20

Tipo Selección


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Apéndices Se compone de los siguientes apartados: 21 22 23 24 25 26 27 28 29 30

Pesos vacíos adicionales Corrección opcional de velocidad en neumáticos Costes de propiedad y operación Resistencia a la rodadura Límites de velocidad – Curvas y pendientes Tiempos fijos para “scrapers” Tiempos fijos – Volquetes y camiones Tiempos fijos – Palas de ruedas Densidades de materiales Corrección de potencia en altitudes elevadas

Un caso real Vamos a analizar cual es la flota idónea para la carga y el transporte de la mina.. •

Empezaremos por el desmonte previo. Iremos a la opción 1-a Definición de la flota: Tanteamos inicialmente con 1 pala 992 y 10 camiones 789. Se completan los datos que solicite el programa, y a continuación.

•

Se definen los recorridos del desmonte (opción 1-b), desde el tajo a la escombrera y vuelta, introduciendo los datos de velocidades máximas en cada tramo y posibilidad de adelantar.

•

A continuación (1-c) se definen los costes y la productividad prevista. Tiempos de volcado y descarga, coste horario de cada máquina.

•

Se calcula (tecla F4) y se analizan los resultados (F7) analítica y gráficamente (F6).

•

Nos llama la atención que con esa flota y disponibilidades, se necesitan 7 años y medio para hacer el desmonte, y nuestra idea era hacerlo en uno y medio. También observamos que no es cuestión de transporte, sino de carga, que es insuficiente. A partir de la productividad anual de la pala, deducimos que necesitamos, al menos tres excavadoras saturadas de gran capacidad. Se elige las del modelo 2800 x PA y baja el tiempo necesario para el desmonte a 1,6 años.

•

Sin embargo, el número de camiones de la flota está por debajo del óptimo. En el gráfico del coste de la tonelada se ve que pasa por un mínimo con una flota de 12. Se modifica este dato y se reduce el desmonte a su coste unitario mínimo, con una duración de 1 año y 4 meses.

•

A continuación habría que pasar a la fase de producción, estudiando cada combinación de material y recorrido, a ser posible con el mismo tipo de máquinas.


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BLOQUE 3: Estimación de producciones y de ingresos por ventas OBJETIVOS ESPECÍFICOS 3.1 Conocer los mercados de los minerales 3.2 Conocer la valoración de las distintas unidades de cotización. 3.3 Establecer los ingresos del proyecto. CONTENIDOS: 3.1: EL MERCADO DE LOS MINERALES. CLIENTES NACIONALES E INTERNACIONALES. – – – –

Valoración de precios y cotizaciones de metales. Precios y cotizaciones de combustibles. Mercado de rocas ornamentales e industriales. Estadísticas de producción y comercio de metales y combustibles.

3.2: CONTRATOS DE VENTA DE MINERALES O CONCENTRADOS DE MINERALES. – – –

Estimación de precios de venta. Valoración de minerales y concentrados. Penalizaciones. Deducciones. Control de las ventas. Fletes, arbitrajes y descuentos por tratamientos

3.3 CONTRATOS AL CONTADO Y A FUTURO

3. LA INDUSTRIA MINERA. SUS VALORES, PRODUCCIONES, PRECIOS Y MERCADOS La producción minera anual para el año 2000 a partir de los datos publicados por el United States Geological Survey en su pagina de Internet para la mayor parte de las sustancias minerales, correspondientes a las estadísticas y precios del año 2000, de acuerdo con los cuadros que se adjuntan, viene a ser de unos 30.776 Millones de toneladas que, con un valor medio de unos 53 $/t, nos da un valor global de unos 1.641.088 Millones de $US /año, que sobre un PIB GLOBAL según el 21th Century World Atlas, de 30.1012 $US la minería equivale a un 5,47% y unos 33.1012 Euros / año.

Esto supone que para los aproximadamente 6.000 millones de habitantes en que se calcula la población mundial, cada habitante consume unas 5,13 toneladas de productos minerales al año y gasta unos 273,5 $US por habitante y año en productos minerales, cuando si la media del PIB / hab. es de unos 5.000 $US /año, representa un 5,47% de sus gastos y un aprovechamiento de la corteza terrestre de unos 7.200 $US por Km2 de la superficie.

Pero de los propios cuados podemos deducir que una característica muy importante de la industria minera es la VARIEDAD e incluso que, la necesidad de los productos que la sociedad demanda a los mineros es variable, además de variada, y por ello voluble hasta el punto de que importantes minerales de ayer, como la pirita o el mercurio, son hoy


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despreciados, cuando no insultados, por la misma raza que hace un siglo lo demandada y pagaba con buenos precios. Por el contrario minerales que hace un siglo no eran valorados como el Estroncio o el Aluminio son hoy día muy importantes para la industria aeroespacial o para las comunicaciones y por ello muy bien pagados.

Es más en estas estadísticas no se reflejan dos importantes minerales de los que la humanidad ha hecho siempre elementos básicos como el aire y el agua de los que su consumo es no-solo difícil de estimar, sino que su valoración sería imposible por ahora.

Los países con mayor producción minera son: USA, Rusia, China, Arabia Saudita, Noruega, Canadá, Chile, Indonesia, Australia, África del Sur e Irán.

Pero no siempre la producción coincide con el consumo y así la lista de los países netamente importadores de minerales viene encabezada por Japón, seguida de USA, que ha pasado a depender del exterior en más de 29.000 millones $US, Alemania, Francia, Bélgica, Italia, Corea del Sur, Reino Unido, Holanda y España, mientras que la lista de los países más exportadores viene encabezada por Rusia, seguida de Arabia Saudita, Noruega, Canadá, USA, Indonesia, Australia, México, Chile, Brasil, Libia, Irán, Venezuela y Argelia.

Esto da lugar a un importante tráfico mundial de minerales, generalmente desde el Hemisferio Sur al Norte y desde el Este al Oeste, muy especialmente de Petróleo, carbón y Gas, aunque no es menor el de los productos metálicos como Hierro, Cobre, Aluminio y Zinc, generalmente en forma de concentrados de dichos metales. Puede comprobarse la enorme dependencia de minerales de los países de la Unión Europea, que junto al Japón es la mayor área importadora de productos minerales, como consecuencia de su nula política de producción minera, que contrasta con la de los países sajones como África del Sur, Canadá y Australia, países mineros en los que las grandes multinacionales de capital Europeo son dominantes y exportan la materia prima a sus antiguas metrópolis para la segunda transformación de los minerales en las grandes industrias europeas.

Las principales compañías mineras del mundo en función de sus ventas en el año 2000 según los diferentes grupos de minerales son:

Para los Hidrocarburos líquidos y gaseosos en millones de $US, según la Actualidad Económica de Septiembre de 2001:


1 2 3 4 5 6 7 8 9 10

Compañía Exxon Mobil Royal Dutch Shell British Petroleum Total Fina Elf Chevron + Texaco PDVSA Sinopec ENI Repsol +YPF USX

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País Estados Unidos Holanda y Reino Unido Reino Unido Francia y Bélgica Estados Unidos Venezuela China Italia España y Argentina Estados Unidos

Ventas 2000 210.392 149.146 148.062 105.870 99.199 53.680 45.346 45.139 42.273 35.570

Para los minerales metálicos, carbones y Uranio en millones $US, según datos de las páginas web de las compañías en sus informes anuales del año 2000:

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15

Compañía Anglo - American Broken Hill Property BHP Billiton Riotinto Alcan Noranda De Beers Phelps Dodge Grupo México Codelco + Enami Mount Isa Minerals MIM Western Mining Outokumpu CVRD International Nickel Freeport McMoran

País Reino Unido y África del Sur Australia Holanda y Reino Unido Reino Unido y Australia Estados Unidos Canadá África del Sur Estados Unidos Méjico Chile Australia Australia Finlandia Brasil Canadá Estados Unidos

Ventas 2000 20.570 18.402 10.000 9.148 6.957 6.771 4.525 4.042 3.513 3.403 Euros 3.693 Reís 9.800 2.900 1.868

Puede afirmarse que en el año 2000 el grado de concentración de la industria minera ha logrado que más del 70% de la producción mundial es efectuada por alguno de los primeros 25 grupos mineros mundiales, entre los que no figura ninguno español, salvo Repsol, tras la compra de YPF, y muy pocos europeos, salvo los británicos y holandeses. Afortunadamente los grupos mineros de América Latina están recuperando lo que la minería española no ha sabido hacer en los últimos 50 años por su falta de voluntad minera y de empresarios a un nivel global. Puede observarse también en los cuadros la enorme diferencia que suponen los valores de la industria petrolera con la de los otros minerales, aunque en aquellos es probable que incluyan la transformación del crudo, mientras que el valor de los mineros metálicos es de la materia prima o todo los más de los concentrados vendibles. Es probable que en las estadísticas falten los valores de Rusia y otros países del área oriental, ya que están publicadas por fuentes occidentales


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CLASIFICACION Y VALORES DE LAS PRODUCCIONES MINERAS EN EL AÑO 2000 GRUPO

SUSTANCIA Unidad

ROCAS

Pizarras ROCAS Mármoles ORNAMENTALES Granitos Otras ornamenta. Subgrupo Perlas, rubíes, esmeraldas, ópalos Diamantes industriales Diamantes Subgrupo

METALES

BÁSICOS

MENORES

PRECIOSOS

Valor $/t

Millón. t

Piedras Gravas Arenas MATERIALES Calizas DE LA Yesos CONSTRUCCIÓN Cales Arcillas Cementos Arenas silíceas Subgrupo

GEMAS

TONELAJE

Valor total Subgrupo Millones $ Millones $ $ $

7.150 3.850 2.585 2.000 110 160 165 1.700 165 17.885

5,4 6,0 5,0 15,0 7,0 45,0 25,0 77,5 100,0

2,5 22,5 13 5 43 Mquilates

400,0 350,0 400,0 250,0

56

65,0

3.640

60,5 20 116,5

5,2 200,0

312 4.000

% valor

% tonelaje

264.980

16,15

58,11

15.325

0,93

0,14

3.952

0,24

0,03

95.519

5,82

3,44

23.623

1,44

0,05

31.216

1,90

0,07

38.610 23.100 12.925 30.000 770 7.200 4.125 131.750 16.500

1.000 7.875 5.200 1.250

miles t Hierro (mineral) Cobre (metal) Plomo (metal) Zinc (metal) Aluminio (metal Subgrupo Níquel Cobalto Cromo Estaño Volframio Molibdeno Titanio Vanadio Manganeso Magnesio Mercurio Otros Subgrupo Oro Plata Platino Paladio Subgrupo

1.010.000 13.100 2.980 8.000 23.900 1.057.980 miles t

26 1.760 462 1.122 1.500

1230 32,3 13,7 200 31,5 440 5.000 42 7.500 277 630

8.613 34.100 1.450 8.140 7.500 6.000 300 4400 240 4400 4286

26.260 23.056 1.377 8.976 35.850

10.594 1.101 20 1.628 236 2.640 1.500 185 1.800 1.219 2.700 -

15.397 t metal 2.445 17.900 178 177 20.700

9.180.328 172.131 13.033.333 19.032.258

22.446 3.081 2.320 3.369


ENERGÉTICOS CARBONES

HIDROCARBUROS

NUCLEARES

SUSTANCIA Unidad Turba energética Lignito Antracita Hulla Subgrupo

TONELAJE Millón. t

Petróleo Gas Natural Arenas Asfálticas Pizarras bitumi. Subgrupo

4.445 2.100 200 n.d. 6.745 En t

162 125 50 n.d.

Uranio

36.000

22.000

INDUSTRIALES

FERTILIZANTES

SALES

MINERALES ESPECIALES

TOTAL TOTAL per cápita

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1.000 1.000 1.000 1.223 4.223

Valor $/t 10 20 60 75

Valor total Millones $ 10.000 20.000 60.000 91.725

Subgrupo Millones $

% sobre % sobre valor tonelaje

171.725

10,46

13,72

992.668

60,49

21,92

792

0,05

0,70

11.990

0,73

0,80

15.533

0,95

0,88

13.765

0,84

0,74

1.641.088 273,5

100

100

720.168 262.500 10.000

Millón. t Fosfatos Potasas Piritas Azufre Turba agrícola Subgrupo

140,0 26,5 22,3 57,4 27 246,2

40 155 20 32 27

Sal Común Bromo Magnesita Fluorita Sosa Barita Bórax Carbonatos Sulfatos Subgrupo

210,0 0,5 3,1 4,5 31,0 5,7 2,5 10,0 4,0 271,3

40 900 43 40 130 24 250 100 140

Asbestos Estroncio Caolines Feldespatos Talcos Refractarios Arcillas especiales Arenas especiales Subgrupo

6,0 0,3 27,0 9,1 9,5 20,0 50,0 107,0 228,9

150 63 107 50 117 150 65 20

6.000 millones

30.776 5,13

53

5.600 4.108 446 1.837

8.400 468 133 180 4.030 137 625 1.000 560

900 19 2.889 455 1.112 3.000 3.250 2.140

Evidentemente no están todos, pero si la mayoría de los que se comercializan en el mundo y además las cifras son aproximadas, dadas las dificultades de obtener unas estadísticas, a escala global, al faltar algunos datos de los países orientales y algunos de África.


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Los repartos porcentuales según el valor o la cantidad son muy diferentes para los cuatro sectores clásicos de los productos mineros según se puede observar en los gráficos adjuntos.

Porcentaje en valor 3%

18% ROCAS METALES ENERGÉTICOS INDUSTRIALES

8%

71%

Porcentaje en peso 2% 36% 59% 3%

ROCAS METALES ENERGÉTICOS INDUSTRIALES


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3.1 EL MERCADO DE LOS MINERALES. VALORACION DE LOS MINERALES INTRODUCCIÓN La valoración de los productos minerales o metales constituye una parte esencial de cualquier estudio de viabilidad de un proyecto, al fin y al cabo, hablamos de los ingresos previsto por el negocio que se estudia desarrollar. Un estudio perfectamente estructurado desde el punto de vista del análisis de sus costes de producción, puede presentar un error en el cálculo de su rentabilidad por el hecho de un planteamiento de los precios de venta poco riguroso o consistente.

El destino final de los productos mineros es su venta en un mercado determinado de forma tal que se generen los ingresos necesarios para permitir cubrir los gastos de producción, amortizar las inversiones necesarias y devolver un retorno del capital suficiente a los accionistas.

Por tanto, todo proyecto debe asumir unas proyecciones de los precios de sus productos vendibles, lo cual, salvo en mercados monopolistas cada día más raros, no es una tarea fácil. Los precios de muchas de las materias primas minerales son muy volátiles como consecuencia de reflejar los cambios en el balance entre la oferta y demanda de los mismos. Mas aún, con algunas excepciones, el balance entre la oferta y la demanda debe contemplarse en el marco de un mercado global, pocas veces local, por lo que normalmente el comercio de minerales se realiza mediante operaciones de comercio internacional.

Es muy importante que se comprenda que el ingeniero de minas envuelto en el desarrollo de un proyecto necesita conocer como se valora el producto final del proyecto en que está involucrado. Sobre todo, necesita conocer las claves de la previsión de precios. Incluso el más experimentado y sofisticado observador o analista de mercados cometerá errores en las predicciones de precios futuros. Esto es prácticamente seguro a pesar que considere que ha contemplado en sus previsiones todos los factores posibles de determinar.

También es cierto que los mercados actuales y sobre todo las necesidades de financiación de los proyectos ofrecen unas herramientas de fijaciones de precios a medio / largo plazo que los analistas deben contemplar en sus previsiones y ofrecerlas a los inversores para eliminar, en lo posible, los riesgos de fluctuaciones de precios del mercado de referencia.

Otro punto de creación de incertidumbre en las previsiones de precios es que las mismas deben hacerse en periodos de tiempos muy grandes. Por lo general, en proyectos en los cuales se pretender explotar un yacimiento sin referencias de explotación anterior, el


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desarrollo del proyecto desde sus orígenes hasta el comienzo de su explotación para la generación de los recursos económicos conllevará muchos años. Nos referimos a las inevitables etapas de exploración, investigación, análisis de resultados, elaboración y gestión de proyectos anteproyectos, etc. y por supuesto, una vez aprobados todos estos, de construcción, desarrollo de infraestructuras, suministros de energía y agua, etc. El llamado ciclo de maduración del proyecto minero, que se estima en unos 10/15 años actualmente para las nuevas áreas mineras.

En el estudio de viabilidad del proyecto, la previsión de los precios deberá cubrir los años suficientes para recuperar la inversión inicial y proporcionar un retorno de la misma adecuado. Para la mayoría de los proyectos de una cierta entidad, esto va a significar una previsión de precios de 10 a 30 años.

Los criterios para cálculos de los precios de los minerales se apoyan en aspectos radicalmente diferentes de los criterios más familiares para los ingenieros como por ejemplo, los cálculos de producciones, rendimiento metalúrgico y productividad laboral. Los ingenieros suelen trabajar con unos criterios que son constantes en el tiempo: medidas de pesos en Kg., medidas de las distancias en pies ó metros, el tiempo en segundos, minutos, horas ó días, recuperaciones de mineral en porcentajes, leyes de minerales y productos en porcentajes o partes por millón.

%

Evolucion Indice de Precios en USA

16 14 12 10 8 6 4 2 0 1960

1963

1966

1969

1972

1975

1978

1981

1984

1987

1990

1993

1996

AÑO IPC U SA

Los criterios a aplicar cuando hablamos de los precios se corresponden con cambios monetarios. El valor de la unidad monetaria aplicada tiende a cambiar con el tiempo. De esta forma, si el precio actual de un mineral o metal en la moneda base del proyecto es el


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mismo que dentro de diez años, no existiría cambio alguno. Sin embargo, una determinada cantidad de dólares de hoy no tienen porque tener el mismo valor que esos mismo dólares tenían hace diez años o tendrán dentro de otros diez años. Será mayor su valor si durante los diez años transcurridos la economía ha sufrido deflación y será menor si ha sufrido inflación. Durante el pasado siglo XX, con la excepción de la grave depresión de los años 30, la tendencia general del mundo accidental ha sido inflacionista.

Para proporcionar una imagen específica del cambio de las unidades de divisa en relación con una materia prima minera, considérese el precio del cobre en USA en 1988, su media fue de 1,19 $/lb. (2.620 $/Tm.). Si nos remontamos a 50 años atrás, en 1938 el precio medio del cobre era de 10 c$/lb (220 $/Tm.). De esta forma, el cobre en dólares corrientes habría crecido doce veces su valor en 50 años. Sin embargo, si los precios se ajustan de acuerdo con la inflación real existente, la comparación entre ambos presenta un escenario bien diferente. La herramienta más común para realizar tales ajustes es el índice de precios al consumo (IPC) en USA. Tomando el llamado IPC en el año 1967 como valor de referencia 100, el precio del cobre en 1938 habría sido de 23,7 c$/lb frente al corriente de 10 c$/lb. La actualización del precio de 1988 sería de 33,6 c$/lb frente a los 119 c$/lb. En otras palabras, comparando los precios y tenida en cuanta la inflación, el cambio en el precio del cobre en el periodo de 50 años desde 1938 a 1988 no ha supuesto un incremento del 1100 % sino un 42 %.

Cotizacion COBRE (L.M.E.) $/t Corrientes y Constantes 1994

8000 7000 6000

$/t

5000 4000 3000 2000 1000 0 1960 1962 1964 1966 1968 1970 1972 1974 1976 1978 1980 1982 1984 1986 1988 1990 1992 1994 1996

AÑO Corrientes

Constantes 1994

El ingeniero de minas que se encuentra realizando un estudio de viabilidad de un proyecto minero, obviamente no suele estudiar el panorama económico mundial. Su proyección de


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precios se basará en lo que los economistas llaman “dinero del día”. Si está preparando su análisis, digamos en 2000, su previsión de precios se basará como es lógico en dólares de 2000. Si las tendencias económicas futuras alteran significativamente en forma de inflación el valor de estos dólares, van a aparecer cambios significativos en el valor de las materias primas minerales de forma prácticamente segura (amén de los cambios en sí de la propia cotización)

A todo esto se debe incorporar una dificultad adicional como es la previsión de cambio de la moneda del país donde se desarrolla el proyecto en relación con la divisa de USA.

Esta dificultad se puso de manifiesto a partir de los primeros años de la década de los 70. Hasta ese momento, el sistema de cambios fijos, basado en el oro, instituido por el Fondo Monetario Internacional al final de la Segunda Guerra Mundial, dio pié a una nueva era de tipos de cambio fluctuantes.

Para la gran mayoría de las materias primas minerales, la divisa estándar en el pasado siglo XX ha sido el US dólar. La razón fundamental es que esta divisa ha sido reconocida internacionalmente como el denominador común de las transacciones comerciales. El US dólar es la cotización de referencia para minerales y metales tales como Petróleo, Carbón, Oro, Cobre, Aluminio, Níquel, Zinc, Plomo, Wolframio, Hierro, Azufre, Fosfatos, Potasio y Talco por mencionar solo algunos, pero los más importantes económicamente hablando.

Las variaciones de los tipos de cambio de la moneda de referencia del proyecto respecto del US dólar ha provocado frecuentemente que un incremento de las cotizaciones de la materia prima en cuestión en US dólar ha sido mitigado por una pérdida de valor de la moneda del proyecto frente al US dólar.

Veamos un ejemplo de esto último. Entre Febrero de 1985 y Marzo de 1987, el precio del Oro subió desde 299 $/oz. hasta 409 $/oz., lo que representó una ganancia del 37 %. Sin embargo, durante estos 25 meses el valor del dólar cayó en relación con el resto de las mayores monedas del mundo. En términos de Yenes japoneses, el Oro sufrió una caída del 21 % y como Marcos Alemanes, su caída fue del 24 %. ¿Cómo podría, por tanto, describirse la evolución del mercado del Oro durante estos 25 meses?.

Para la mayoría de los ciudadanos de EEUU, la respuesta era que el oro sufrió una fuerte subida. Por el contrario, no sería la misma respuesta la de un ciudadano japonés ó alemán quienes al convertir los US dólar a su divisa apreciaron un mercado del Oro a la baja.


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Si la situación se observa en el día a día, el precio del Oro en EEUU, Japón ó Alemania era aproximadamente el mismo – dado el alto valor de esta materia prima, su facilidad en que puede ser transportada y las ausencias de aranceles y tasas aduaneras – cualquiera podía comprar Oro en cualquier parte del mundo.

Para otras materias primas, sobre todo a granel, pueden existir importantes diferencias en los precios según el mercado a que hagamos referencia, sobre todo si se une además la existencia de barreras arancelarias en forma de tasas o tarifas y otros factores de limitación para la protección de mercados internos. En ocasiones, se crean artificialmente diferencias insalvables en el valor de una mercancía en según que mercado la intentamos vender.

Hoy en día, con el incremento en la tendencia al mercado libre y el libre comercio, además de las cada día mayores facilidades en el transporte y la manipulación de las mercancías, los escenarios artificiales con unos precios alejados de los de un mercado global son cada vez más extraños. Un factor muy importante que contribuye a disponer de precios equivalentes a largo y ancho del mundo es el desarrollo de las técnicas de comunicación en forma de ordenadores, faxes, telefonía móvil, etc. que permiten un rápido, eficaz y barato acceso a las fuentes de información de mercados.

La prensa especializada en los mercados facilita unas informaciones, que hasta hace algunos años eran imposibles o solamente estaban al alcance de las grandes compañías con grandes departamentos de ventas y oficinas muy numerosas y repartidas por todo el mundo. Es más, en el mundo de las materias primas minerales, las grandes compañías


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comercializadoras (traders) juegan un papel primordial, por sus capacidades de análisis de los mercados, su capacidad financiera, la posibilidad de admitir riesgos en la venta a determinados países y sobre todo la disponibilidad de unas oficinas comerciales repartidas por todo el mundo y conectadas en tiempo real que les ofrecen un acceso directo a las particularidades del mercado de tal forma que pueden captar las oportunidades de negocio con gran celeridad. 3.2 COMO SE DETERMINA EL PRECIO DE UN MINERAL Los métodos para determinar el precio de un mineral varían enormemente según su forma física y su composición química. Lo que si es bien cierto es que determinados patrones han conseguido establecerse como estándares a lo largo de los años de comercialización de estos minerales. También es igualmente cierto que han sido literalmente cientos los tipos de materias primas las que se han comercializado y es en la práctica imposible describir todas y cada una de las valoraciones que han sido objeto hasta llegar a determinar el valor de una mercancía una vez producida.

Sin embargo, existe un método general mediante el cual llegar a estimar el valor de una sustancia minera.

Por lo general, los minerales son vendidos y por tanto pueden ser valorados sobre la base de un peso, el cual puede referirse a quilates en el caso de las piedras preciosas, onzas para los metales preciosos, libras o kilogramos para los metales más valiosos o bien toneladas (cortas o métricas) para los metales menos valiosos, minerales en bruto y la mayoría de los minerales industriales.

En la mayoría de los casos, el precio se establece sobre la base del metal u oxido contenido más que sobre el propio peso bruto en si mismo. Pongamos por ejemplo el Wolframio cuyo valor se establece en realidad por el verdadero contenido en WO3 en la wolframita o en los concentrados de scheelita. Igual ocurre con el Uranio (UO3) y el fósforo (P2O5) cuyas unidades de referencia son sus formas oxidadas más que el contenido propiamente del elemento base.

Para un determinado mineral, la transacción comercial puede ocurrir en varias etapas de la producción del mismo. Por ejemplo, existe un mercado para la Bauxita (fuente de suministro más común del aluminio), al mismo tiempo que existe un mercado para la Alúmina (producto intermedio) y otro para el Aluminio metal. Los precios se cotizan para cada uno de estos productos independientemente y sus tendencias no tienen porqué ser


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necesariamente coincidentes. En ocasiones, el suministro de metal puede ser escaso pero podría existir abundancia de bauxita en el mercado.

Algo similar ocurre por ejemplo con el Cobre. Una cosa es el mercado de concentrados de cobre cuya posición está determinada por la relación entre oferta (minas) y demanda (fundiciones), pero por otra parte existe otro mercado del llamado cobre blister (producto intermedio) que se establece entre algunos fundidores y los refinadores.

Por último existe el mercado para fabricación de los llamados semielaborados cuya oferta hacen los refinadores y la demanda viene generadas por los fabricantes de tubos de cobre, hilo de cobre, etc. Estos últimos forman el penúltimo eslabón de la cadena en contacto con el mercado consumidor final.

El precio general y más popular del L.M.E. (London Metal Exchange) debería estar en consonancia con los ratios de oferta / demanda entre los refinadores y los productores de semielaborados.

Existe, por supuesto, el efecto de los cobres recuperados en forma de chatarras, con una importante repercusión en la oferta general disponible por el mercado y las producciones directas desde los centros mineros a través de procesos de extracción con solventes y electrolisis para producir cátodos.

MERCADO MUNDIAL DE COBRE

kt de Cobre

12000 10000 8000 60001970

Producción 1972 1974 1976 1978 1980 1982 1984 1986 1988 1990 1992 1994

AÑO P.Metal

Consumo

P.Metal


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Todos estos factores y sobre todo las fluctuaciones en cualquiera de ellos pueden generar situaciones difícilmente comprensibles de escasez de metal en el mercado y excedentes de concentrados, chatarras, etc. que afectan de forma diferente a según que punto de la cadena estemos valorando.

Imaginemos una situación de escasez de cobre metal en el mercado con unos stocks muy bajos en los almacenes oficiales. El primer efecto de esta situación viene sobre las primas que los almacenistas cobran a los productores por depositar su mercancía en los almacenes y tener un cobro asegurado. Los productores de semielaborados, para intentar garantizarse un suministro de metal con garantías ofertarán primas a los refinadores más competitivas y estos depositarán su metal en los centros de consumo por lo que su efecto en las estadísticas de disponibilidad en los almacenes oficiales es de mayor escasez y por tanto el precio seguirá subiendo. Una subida de los precios en la bolsa favorece el aumento de la producción minera. Los fundidores primarios no tienen capacidad de reacción para absorber la nueva oferta de concentrados y chatarras. Los gastos de tratamiento suben, ante un aumento de la oferta de concentrados, mientras que la subida de los precios en el mercado de metales se ve mitigada para el productor minero.

Vemos por tanto, que las repercusiones en los cambios entre oferta y demanda no tienen un efecto directo sobre los participantes del principio de la cadena, los mineros. Por no hablar de los intermediarios que se mueven en estos mercados de metales en forma de grandes capitales, cuyas referencias pueden ser a muy corto plazo, pero sus repercusiones en los precios pueden tener una importancia enorme.

Volviendo a la valoración general de una mercancía minera, uno puede identificar al menos cuatro métodos principales mediante los cuales las industrias mineras pueden llegar a valorar sus productos.

Existen grandes disparidades de criterios y opiniones entre los mismos productores, consumidores, traders y organismos públicos sobre cual de estos métodos es el más conveniente.

Dependerá del objetivo inicial que cada cual se marque y así será la aproximación que realicemos. Este punto de partida provoca, de principio, una falta de imparcialidad en nuestras aproximaciones que deberá ser ajustada para obtener la valoración más realista y ajustada posible del valor de producto minero. Los cuatro procedimientos de determinación de precios son los siguientes:


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METODO 1) PRECIOS DE PRODUCTOR Se refiere a aquellos precios señalados por un productor-vendedor quien periódicamente informa a sus clientes de los términos y condiciones de la venta, así como de los precios a los que sus ventas son realizadas. Se entrará con detalle más adelante sobre esta técnica y se verá que no son muchos los ejemplos que persisten de este tipo de comercio, sobre todo, de productores individuales con un control absoluto del mercado. Esto último es al menos válido en los que a los metales se refiere. Sin embargo, si existen algunos casos de este tipo de procedimiento para algunos minerales energéticos, industriales, materiales de construcción y mercados de tipo pequeño.

En tiempos atrás, hubo casos muy famosos de fijaciones de precios de productores, no tanto en forma de productores individuales sino los llamados POOLS, traducidos al castellano como CÁRTELES. Son famosas las actuaciones que se dieron en Estaño, Petróleo (OPEC) y otros materiales que comentaremos más adelante. Ante los abusos que en ocasiones se cometían, el mercado reaccionó con unas políticas de sustitución de estos productos por otros para favorecer la competencia. METODO 2) DETERMINACIÓN DE PRECIOS INDEPENDIENTE Consiste en el anuncio de los precios de forma periódica por una fuente ó agencia independiente de productores y consumidores. Es muy importante hacer mención que esto no significa que no sean compradores y vendedores. Es importante en este caso que queden claros los periodos para los cuales los precios anunciados tienen validez. Estas agencias analizan las situaciones, acuerdos y negociaciones que existen entre productores, intermediarios, consumidores y todos los implicados en ese mercado específico, con vistas a establecer las pautas comunes y la base fundamental de los acuerdos sobre los que se apoya dicho mercado.

Este método está muy extendido entre los metales menores, minerales industriales y metales preciosos. Ejemplos de este tipo de medios de fijación de precios son el METAL BULLETIN para los metales menores, los precios de HANDY & HARMAN para la plata, el LONDON BULLION SPOT para el Oro y la Plata, y FERTILIZER WEEK para los minerales industriales relacionados con el mercado de los fertilizantes (Azufre, Potasa, Fosfatos) Téngase en cuenta que son unas publicaciones de ámbito muchas veces privado y es inevitable que exista la duda de que estén influenciadas por alguna de las partes por lo que a la validez de los precios que anuncian. Lo que si es cierto es que las referencias que ofrecen son generalmente muy tenidas en consideración por los implicados en las transacciones de los minerales anunciados.


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Otro tipo de información que ofrecen estas agencias no se refiere a los precios sino a las condiciones aplicables a un tipo de producto. Ejemplos muy conocidos son los informes que ofrecen grupos como el METAL BULLETIN RESEARCH (MBR) ó COMMODITIES RESEARCH UNIT (CRU) y otros muchos, donde se analizan las condiciones de abastecimiento de un determinado mercado, su previsible evolución y extrapolan las condiciones tanto de los precios como de gastos de tratamiento para un determinado metal.

Las bases de información de estos informes, que por lo general son muy caros y difíciles de obtener, son las encuestas directas a los productores, a los consumidores y a compañías de comercialización, con las cuales elaboran una radiografía del mercado, su evolución a corto/ medio plazo y los efectos que las importaciones / exportaciones de los llamados “no western countries” pueden tener sobre los mercados llamados OCCIDENTALES. METODO 3. PRECIOS POR NEGOCIACIÓN DIRECTA Por lo general, pero no siempre, estas negociaciones productores directos y consumidores directos terminan en un contrato entre las partes con una validez para un periodo de varios años. La mayor parte de los términos de estos contratos son invariables durante el periodo de tiempo establecido, pero algunos puntos son dejados abiertos a una renegociación de acuerdo con los cambios que se produzcan en el mercado.

Dentro de este tipo de acuerdos se encuentran todos aquellos entre productores directos y consumidores directos, aunque los contratos con compañías de comercialización (tradíng) intermediarias pueden tener las mismas características con algunas salvedades.

METODO 4) PRECIOS ESTABLECIDOS POR UNA BOLSA Nos referimos a las bolsas de futuros y de materias primas. Estos organismos están abiertos a todo tipo de intercambio comercial y facilitan el libre comercio a escala global. Por supuesto, el caso más conocido y la referencia habitual para la valoración de los metales y minerales es el LONDON METAL EXCHANGE LME. Existen otras bolsas de metales (COMEX), pero sus volúmenes de contratación no alcanzan la importancia del LME.

Aunque más adelante se entrará con detalle de cada método de determinación de precios, vamos a hacer unos comentarios sobre las diferencias que existen entre cada uno de ellos.

Lo cierto es que para algunas materias primas, la determinación de su precio en algunos mercados se ajusta a uno de los procedimientos descritos anteriormente y para otros


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mercados, se puede ajustar por otro procedimiento diferente o el conjunto de varios de ellos.

Por ejemplo, durante muchos años, en los Estados Unidos, el precio del plomo venía marcado por la aplicación de un criterio tipo PRECIO PRODUCTOR, concretamente era conocido como precio plomo GOB. La mayoría de los vendedores de USA y Canadá, los mayores suministradores del plomo en los USA, anunciaban de forma periódica el precio al cual se ponía el producto a disposición del mercado.

Sin embargo, en el mercado europeo, el precio de plomo, se fijaba por la cotización de referencia del LME. Del mismo modo, en algunos países en desarrollo de Asia y de Latino América, las ventas de plomo se hacían frecuentemente por aplicación del método 3, es decir, por una negociación directa comprador-vendedor. En estas últimas negociaciones, estaban siempre presentes las referencias de precios que se establecían tanto en USA como en los mercados europeos.

Se aprecia por tanto que en algunas transacciones se vienen aplicando dos ó más de los métodos de precios definidos anteriormente. Ejemplos típicos de esto son las ventas de concentrados de Cobre, Plomo, Zinc y Níquel por parte de un productor minero a un cliente fundidor, sobre todo cuando se trata de asegurar una parte importante del suministro de este último con una mina independiente de la propiedad de la fundición.

El método 3 (negociación directa entre el minero y el cliente fundidor) viene, tal como se ha mencionado, seguido por la fijación de los gastos de tratamiento. Estos son comúnmente establecidos en términos de una cantidad determinada por tonelada efectivamente entregada al cliente, y a su vez se ven afectados por créditos en forma de elementos valiosos contenidos, los cuales son recuperados y por penalizaciones debidas a las impurezas contenidos en los concentrados.

El pago de los elementos recuperables contenidos, se basa en un precio que viene determinado por uno de los métodos 1, 2 ó 4. Por ejemplo, en un concentrado de Plomo, el Plomo contenido recuperable puede ser pagado por el cliente de acuerdo con el precio de venta del Plomo (Método 1), por un precio del Plomo publicado de forma periódica (Método 2) ó por el precio para el Plomo del London Metal Exchange.


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Gastos de tratamiento (Cobre) CIF-Japan Ventas anuales/spot (28 % Cu)

Tc´s ($/dmt)

150 120 90 60 30 91 Q1

91 Q3

92 Q1

92 Q3

93 Q1

93 Q3

94 Q1

94 Q3

95 Q1

95 Q3

96 Q1

96 Q3

97Q1 97Q3

Trimestres T/c Spot ($/t)

T/c Anual ($/t)

Por lo general, se suele establecer un periodo de un mes, el llamado Q/P (Quotational period) que viene relacionado con el mes de entrega efectiva del concentrado.

No es extraño establecer periodos de cotización de 3 MAMA y 4 MAMA (MAMA= Month after month of arrival), de forma que las partes se puedan beneficiar del llamado CONTANGO (diferencia entre las cotizaciones a futuro y la de contado)

Las ventajas y desventajas de cada método de formación del precio van a influir tanto a los compradores como a los vendedores según el método que sea seleccionado.

El método 4 (comercialización en una bolsa de materias primas) no tiene una aplicación práctica real para la mayoría de los productos minerales, incluso a pesar que los precios marcados por esa bolsa sean ampliamente aceptados para la determinación del precio final.

Veamos mas detenidamente cada uno de los métodos por los que una sustancia encuentra su precio.

METODO 1 – PRECIO DE PRODUCTOR Para establecer el precio productor, el vendedor toma en consideración su coste de producción, sus mercados potenciales, la posición de su competencia y sus posibilidades de aumentar sus cuotas de mercado. El factor COMPETENCIA debe ser siempre el punto clave a la hora de tomar las decisiones para la fijación de precios.


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Históricamente, han existido dos casos puros recordados de monopolios de minerales, en los cuales únicamente existía un productor a escala mundial.

Unos de ellos fue el NITRATO DE CHILE para la industria de la Sosa antes de la primera Guerra Mundial. El otro fue la industria danesa de la CRIOLITA (Mineral de Aluminio) de Groenlandia antes de la segunda Guerra Mundial. En un sentido real, estas dos industrias estuvieron en una posición por la cual fijaban sus propios precios sin consideración alguna de competencia. Al cabo de cierto tiempo, como no podía ser otra forma, la existencia de un potencial de crecimiento de precios incontrolado, llevó al desarrollo exitoso de unos productos alternativos que se demostraron como sustitutivos de los mismos y el monopolio desapareció. Este fue también el caso del azufre italiano de los volcanes que en el siglo XIX dio lugar a su sustitución por la pirita ibérica por su elevado nivel de monopolio y precios altos o más recientemente en los años 70 el oligopolio de la OPEC que dio lugar a su sustitución por carbones a cielo abierto y por nuevas centrales nucleares para combatir la fuerte subida d los precios de la energía, es el llamado efecto Gibraltar por el perfil de las cotizaciones en el tiempo.

En el campo de los minerales, la realidad es que los monopolios son ciertamente extraños y difíciles de contemplar. Si han existido (y existen) lo que los economistas llaman OLIGOPOLIOS. Estos son en realidad, mercados claramente dominados por un pequeño grupo de potentes productores. Estas posiciones cada día más frecuentes y difíciles de controlar vienen favorecidas por las fusiones, tan comunes hoy en día, que están dando lugar a verdaderos oligopolios que dificultan en gran forma la competencia de precios. La verdad es que se viene produciendo un enorme contrasentido en las políticas económicas occidentales. Por una parte se favorecen las creaciones de grandes grupos empresariales mediante fusiones y adquisiciones y por otra parte se lucha y denuncia contra las prácticas monopolísticas.

Ejemplos de oligopolios en la historia más reciente pueden citarse los de la industria del Aluminio, la del Molibdeno y el Níquel así como de la OPEC para el petróleo. A mediados del pasado siglo XX, estos eran mercados claramente definibles como de precios de productor.

En el caso del Aluminio, un grupo de empresas concentró la mayoría de la producción mundial en los años 60. Las más importantes, todavía hoy en plena actividad, eran ALCOA, ALCAN, ALUSUISSE, KAISER, PECHINEY y REYNOLDS.


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En el caso del Molibdeno, la posición de vendedor dominante fue para CLIMAX, posteriormente absorbida dentro del grupo AMAX.

En el caso del Níquel, el mayor vendedor fue INCO (conocida como Internacional Nickel Co.)

Las políticas de los precios de estas empresas estaban aparentemente diseñadas para conseguir la ESTABILIDAD en los mismos (en contraste con el comportamiento volátil de los precios en otros metales básicos como el Cobre, Plomo y Zinc) Los niveles de precios estables buscaban fomentar los aumentos máximos de consumo en entornos económicos de crecimiento sostenido. La realidad es que durante el tercer cuarto del siglo pasado (1950-1975), el consumo de Aluminio se incrementó a un ritmo medio del 8 % anual y los consumos de Molibdeno y Níquel al 6 % anual.

La expansión en el uso de estos metales vino favorecida por unas políticas de investigación y desarrollo de nuevas aplicaciones, fomentadas por las propias empresas productoras, y sobre todo, gracias a una política de precio estable. La larga cadena de éxitos empresariales de estas compañías, dio pié a la aparición de nuevos competidores hasta ese momento ausentes de los mercados del Aluminio, el Molibdeno y el Níquel.

Intensas campañas de exploración pusieron de manifiesto nuevos yacimientos hasta ese momento desconocidos (incluyendo la producción de molibdeno como subproducto de los yacimientos de Cobre) Se obtuvo suficiente financiación para el desarrollo de esos nuevos proyectos y nuevas fuentes de suministro aparecieron en el mercado. Con más vendedores


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compitiendo en el mercado, la tradicional capacidad de fijación de precios de las primeras empresas se fue perdiendo. La estabilidad de precios dio paso a comportamientos más volátiles de los mismos.

Fue durante los años 80 cuando los precios del Aluminio, Molibdeno y Níquel subieron y bajaron en respuesta a las condiciones del mercado de igual forma que los hacían los demás metales básicos.

Sin embargo, los precios fijados por el productor han conseguido coexistir con los precios establecidos por una bolsa de metales, es algo que ha venido sucediendo en cierto modo con el Cobre, Plomo y Zinc.

Los productores de estos metales, han hecho intentos para suavizar los altos y bajos en las cotizaciones en las bolsas de referencia, en un esfuerzo por evitar las amenazas de la sustitución de los mismos en sus aplicaciones más tradicionales por sustancias con potencial de competencia. Sin embargo, se han producido fuerte distorsiones en el mercado y en las empresas implicadas, cuando las diferencias entre los precios productor y las de la bolsa han alcanzado unos niveles importantes. El mercado en forma de inversores y consumidores que agradecen las políticas de estabilidad de precios, captan entonces una intencionada alteración de los precios y provocan graves crisis de los mismos. Todo esto ha llevado a que la tendencia actual haya sido la adaptación progresiva de los precios productor a las cotizaciones marcadas por un mercado libre de metales.

Dos categorías importantes de materias primas minerales (los minerales industriales y los denominados metales menores) suelen venderse y valorarse sobre la base de precios de productor o precios definidos en acuerdos de forma periódica o de fuentes independientes.

La tabla I adjunta refleja los precios desde 1973 a 1985 de algunas sustancias no metálicas clásicas. La mayoría de los minerales industriales suelen venderse a granel, con relativamente bajos valores unitarios. Dentro de este grupo se incluyen el Azufre, Potasas, Fosfatos, Barita, Yesos, Sales, Fluoritas, Tierras de diatomeas, Talco y Amianto.


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Una parte importante de su coste lo componen los gastos de transporte, manipulación y logística para poner el producto en el mercado. Prevalece una dura competencia entre estas materias primas y existe la creencia general que no tienen peso específico suficiente para establecer una bolsa de estas sustancias, de igual forma como sucede con los denominados metales básicos. Razones de su bajo valor unitario y también la dificultad de establecer unos estándares comunes de calidad, impiden comparar unos productos con los de su competencia.

A diferencia de los metales básicos, los menores tienen una peculiaridad que los destaca: un importante valor unitario, pero un volumen de negocio limitado. Muchos de ellos son recuperados como subproductos en el proceso de los básicos, como por ejemplo sucede con Molibdeno, Bismuto, Cadmio, Cobalto, Germanio, Indio, Teluro y Selenio.

Por lo general estos elementos son considerados como impurezas dentro de los concentrados de metales básicos, sin embargo, si el precio de venta una vez recuperados más la penalidad aplicada al minero superan el coste de su recuperación, pueden constituir un buen negocio.

El Antimonio y el Mercurio todavía representan una mayor proporción en la producción primaria que como subproductos de los concentrados de metales básicos.


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Existe un problema en el hecho de que la producción de estos metales menores está directamente relacionada con la demanda de los metales básicos de los que proceden. No siempre la demanda de estos menores va en el mismo sentido que la de los metales básicos, por lo que se genera una fuerte volatilidad en sus precios. A veces, el bajo precio de algunos de estos metales no sirve para compensar los costes de recuperación y se produce un rechazo de los concentrados con altos contenidos en estos elementos o un fuerte incremento de sus penalidades. Las fuertes variaciones que pueden presentar estos metales en sus precios, debido a su escaso volumen de negocio, no son suficientes para arrastrar a los demás básicos.

Los precios de productor no son aplicables a dos de los metales más tradicionales, a saber, el Oro y la Plata. Por lo general, históricamente, sus fijaciones de precios han estado establecidas por otros procedimientos. Los suministros de Oro y Plata procedentes de las minas en el pasado, se encuentran, hoy en día, presentes en el mercado en forma de lingotes, monedas, joyas y obras de arte. Las transacciones de estas propiedades afectan a los precios de las nuevas producciones mineras y ejercen un papel dominante en su determinación.

El grupo de los metales platínidos (Pt, Pl y Po), con solamente dos centros tradicionales de producción – Sudáfrica y Rusia – han tenido en el pasado una política de precios de productor para hoy en día estar sujetos a una bolsa de metales. METODO 2 – DETERMINACIÓN DE PRECIOS INDEPENDIENTES Como respuesta a la preocupación de los consumidores sobre como se establecen de una forma unilateral los precios por parte de los productores, la mayoría de las fijaciones de precios de los minerales se pasaron a referenciar sobre fuentes que no eran a su vez ni de productores ni de consumidores finales. En la mayor parte de las ocasiones, pero no en todas, esta información tiene un carácter temporal, como ocurre en los casos de METALS WEEK ó AMERICAN METAL MARKET en los Estados Unidos y METAL BULLETIN en Europa.

Los precios publicados por estas fuentes se basan en las informaciones procedentes de los acuerdos entre productores, consumidores y traders para una materia prima específica, de forma tal que se conoce el precio real al cual la transacción tiene lugar en una fecha específica. Estas publicaciones ofrecen e informan de estos precios como medias de las transacciones generadas para un día dado, una semana o un mes.


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Sucede frecuentemente que los contratos se formalizan entre un productor y un vendedor y entre consumidores y compradores de forma que el precio real a que se cierra la transacción es el precio que luego publica la fuente seleccionada. A veces, un vendedor ofrece al comprador la opción de pagar al precio vendedor o a la media de la publicación periódica, opciones que deben ser declaradas siempre por adelantado.

Además de esta prensa especializada en el comercio de minerales existen otros, denominados “árbitros” independientes, para la fijación de los precios. Uno de los más conocidos es la cotización diaria de la Plata llamada Handy & Harman, que es un productor y refinador de Plata de EEUU, con base en Nueva York, que compra la Plata de los productores y vende productos de Plata a unos consumidores finales. Cada día, después de establecer la cantidad de Plata que necesita para atender sus compromisos diarios de ventas, H&H solicita ofertas a los principales vendedores de Plata para cubrir su demanda. El precio diario H&H se compone del conjunto de las ofertas seleccionadas para atender su demanda diaria y como tal lo anuncia de forma oficial.

De un modo similar y de forma también diaria, en Londres, los principales distribuidores del grupo London Bullion equilibran el total de sus solicitudes de compra con las ofertas desde los distintos productores, tanto de Oro como de Plata. Los representantes de las firmas componentes del grupo se reúnen cada mediodía para revisar las ofertas y pedidos, que son recibidos de todas las partes del mundo. Como consecuencia de este proceso se anuncia el precio oficial para cada uno de estos metales. El precio es entonces publicado en todos los medios de comunicación como el LONDON SILVER SPOT. Gran parte del comercio mundial de estos metales se basa en el anuncio diario de esta cotización, a pesar que desde mediados de los años 70, se presta atención también a las cotizaciones que se ofrecen desde Zurich, Tokio, Singapur y otros centros de comercialización de Bullion, como por ejemplo la bolsa de materias primas de Nueva York.

Para el caso del wólfram ó tungsteno, existen dos fuentes independientes de determinación de sus precios. Por una parte METAL BULLETIN de Londres que ha sido la base durante largo tiempo para cotizar el tungsteno contenido en los concentrados de tipo wolframita y Scheelita, los cuales componen la mayoría de los comercializados en el mundo. Además de esta cotización y como consecuencia de múltiples reuniones auspiciadas por las Naciones Unidas se convino en definir el denominado precio Indicador Internacional del Tungsteno que se apoya en la información recibida de los compradores y vendedores de los tonelajes vendidos, con lo que se establece un precio para la unidad de Tungsteno contenido en Dólares USA.


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METODO 3 – PRECIOS NEGOCIADOS En muchas transacciones comerciales, el precio aplicable para pagar un mineral o metal viene como consecuencia de una negociación directa entre el comprador y el vendedor, más que utilizando un precio proporcionado por un vendedor o utilizar el publicado por una agencia independiente. La utilización de los precios negociados es habitual en los casos en que existe un contrato a largo plazo entre dos partes para el suministro de un mineral a una instalación de procesamiento.

Son los casos de por ejemplo, una mina de Hierro que suministra a una acería o un productor de minerales de Cromo o Manganeso, que alimenta a una planta de ferro aleaciones. Estos a su vez negocian los precios con sus clientes finales. El hecho de que estos materiales son comercializados en forma de graneles y que la logística de transporte se establece de tal forma que se garantice un programa regular de entregas, favorece los compromisos de ambas partes en contratos a largo plazo.

El contrato entre las partes contiene las especificaciones del producto que es entregado de forma que se ajusta a las características del yacimiento que el vendedor esta explotando. El comprador a su vez conviene en que su instalación es la adecuada para tratar ese material y lo manipula de forma eficaz. El contrato es por tanto, un conjunto de compromisos e intereses por las dos partes para obtener el máximo beneficio de un producto determinado.

Durante la misma negociación del precio, cada parte debe ser capaz de entender los objetivos que busca su interlocutor. El comprador debe saber que si el precio final puede poner en peligro la continuidad de la producción del vendedor, puede perder una fuente de suministro de su planta. En algunos casos, los contratos llegan a contemplar las posibles evoluciones desfavorables de tipo inflacionista y se establecen unas cláusulas de revisión de determinados parámetros que pueden afectar de manera importante los costes de producción de comprador y vendedor, y por lo general se refieren a evoluciones de los costes de mano de obra, energía, suministros clave y costes de


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transporte. El vendedor deberá contemplar ante la negociación que si sus demandas de precio son excesivas, el comprador buscará otras alternativas de suministro. Es por tanto, la posición de la competencia la que marca los objetivos de precio del vendedor.

Ejemplos típicos de este tipo de fijación de los precios son las ventas de concentrados de Cobre, Plomo, Zinc y Níquel. Por lo general, estos productos se venden bajo unos contratos a largo plazo entre un productor minero y un receptor fundidor. Frecuentemente ocurre que el minero vende a un intermediario, quien a su vez vende a un fundidor. A priori, las negociaciones directas entre productor y consumidor suelen ser más ventajosas para las partes al evitarse el beneficio del intermediario, pero aspectos importantes como los de financiación, riesgo en el cobro, etc. hacen de las compañías de tradíng unos jugadores esenciales para equilibrar estos mercados de concentrados.

En estas negociaciones, las discusiones se centran, sobretodo, en establecer los gastos de procesamiento de un determinado producto en forma de Gastos de tratamiento - Treatment Charge (T/c) - que son establecidos en unidades monetarias (habitualmente US$) por tonelada métrica seca de concentrado, y Gastos de refino - Refining Charges (R/c) - por las unidades pagables de los elementos que así lo sean. Se establecen además los costes de penalización por las impurezas contenidas en los concentrados previstos a suministrar. Los diferentes elementos pagables contenidos, se valorarán de acuerdo a una cotización, generalmente publicada por un medio independiente una vez cotizada en una bolsa de metales determinada.

El valor del concentrado producido por un minero y vendido a un comprador será el conjunto de los pagos recibidos por los metales valiosos contenidos, una vez deducidos los gastos de proceso y las penalizaciones. (Ejemplo de valoración de un concentrado de cobre en Anexo II).

Las negociaciones tipo comprador-vendedor son también las habituales para determinar los precios en las transacciones de los minerales industriales no metálicos. Puede servir de ejemplo, las industrias químicas consumidoras de Azufre para la fabricación de ácido sulfúrico, o los fabricantes de fertilizantes para garantizarse los suministros de Potasas y de roca Fosfórica. Los grandes proyectos de obras públicas tienen la obligación de garantizarse los suministros de algunos productos minerales como cemento, gravas, yesos, cales, arenas y todo tipo de materiales de construcción y para ello recurren a la negociación con los canteros para conseguir unos compromisos de suministro en unas condiciones económicas establecidas por un periodo de tiempo determinado.


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METODO 4 – PRECIOS DE UNA BOLSA DE MATERIAS PRIMAS Los precios de los metales no férreos más importantes son determinados o bien fuertemente influenciados por las transacciones que se producen en las bolsas de materias primas, las más importantes son el London Metal Exchange (LME) y el New York Commodity Exchange (COMEX) Existen otras bolsas en operación que comercializan y realizan transacciones con metales, pero no cabe duda que las dos bolsas antes mencionadas son las referencias de precios claves en lo que a estos metales se refiere.

Los metales que se cotizan en las bolsas de Londres y Nueva York cambian en ocasiones. Actualmente, los metales que cotizan en la bolsa de Londres son Aluminio, Cobre, Plomo, Níquel, Estaño y Zinc. También existe actualmente un lugar para negociar las aleaciones de Aluminio. En la bolsa de Nueva York, además de los metales que se cotizan en Londres, cotizan además el Platino y el Paladio.

Para entender el papel que juegan las bolsas de metales en el comercio de minerales, vamos a describir algo su funcionamiento.

En esencia, este comercio se refleja en la existencia de unos contratos para una mercancía determinada de las que se cotizan en la bolsa, la cual es ofrecida a la venta durante unas determinadas horas de un día de negociado específico. No todo el mundo puede ofrecer o comprar en este tipo de centros de negocios. Existe una exigencia de crédito a las entidades que operan en las bolsas, pero la realidad es que o bien directamente o a través de una de las entidades autorizadas, prácticamente todo el mundo puede participar en estas bolsas.

Los contratos de una bolsa de metales especifican una cantidad estándar o fija para la mercancía que se está negociando. Por ejemplo, en la bolsa de Londres, el cobre se negocia en contratos de 25 toneladas métricas, sin embargo, en la bolsa de Nueva York los contratos de cobre se componen de 25.000 libras (11,34 Tm.). La calidad del metal, que se ofrece bajo estos contratos, debe cumplir unos requisitos muy estrictos los cuales son supervisados y certificados por departamentos complementarios de estas bolsas, que se conoce como el “brand” y su proceso de obtención constituye un largo periodo en el cual hay que demostrar que la calidad es mantenida regularmente. La obtención del Brand para un determinado productor, constituye un hito esencial para demostrar su calidad en la producción y el hecho de disponer del brand le permite realizar entregas en los almacenes oficiales de las bolsas de metales, repartidos por todo el mundo.


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Las ofertas de metal se realizan en un lugar de la bolsa, es lo que se conoce como el RING, y constituye una cantidad determinada para entregar en una fecha determinada. Los contratos negociados en Londres tienen la opción de ser vendidos en el momento, “cash”, o para entrega a futuro en una fecha específica. Los contratos de la bolsa de Nueva York son siempre para futuro, especificándose el mes de la entrega.

Con los contratos de la bolsa, un vendedor puede entregar cualquiera de las calidades aceptables por esa bolsa en cualquiera de los almacenes a su vez aceptables para esa bolsa. Esta opción tuvo una gran importancia ya que desde hace algún tiempo, dichos almacenes no solo se limitan a las Islas Británicas, sino que están repartidos por todo el mundo. La bolsa de Nueva York tiene su estructura de almacenes repartidos en el territorio de los Estados Unidos.

En el caso de que un comprador tenga su entrega del producto en un almacén que no le conviene o disponga de una calidad que considere no conviene a su proceso de fabricación, existe una reglamentación mediante la cual puede realizar un cambio o bien de almacén o de calidad a través de cualquiera de los miembros componentes de la bolsa, sujeto al pago de un determinado “premio” denominado “cambio por físico”.

Sin embargo, la gran mayoría de las transacciones en la bolsa, no implican la entrega de un material físico. De hecho, el comprador de un contrato puede vender otro contrato o el vendedor de un contrato puede comprar otro por las mismas cantidades involucradas en el contrato original antes de que se ejecute la fecha de vencimiento del mismo. Surge la pregunta, por tanto, ¿Cual es entonces el verdadero propósito de estas transacciones? Muy sencillo, todo este proceso permite establecer el mejor precio para cubrir las ventas de un vendedor / productor o las compras de un comprador / consumidor.

Supongamos un fundidor secundario de cobre, quien compra chatarra de cobre para ser entregada dentro de 30 días en sus instalaciones. Después de la entrega, precisa de 45 días adicionales para procesar la chatarra y producir el cobre contenido para su venta. Durante este periodo de 75 días, el precio de cobre puede haber subido o bajado desde su operación de compra hasta que lo ponga a la venta en el mercado. Para cubrir esta eventualidad, el fundidor vende unos contratos de cobre en la bolsa en el momento en que compra la chatarra por una cantidad equivalente al cobre pagable contenido en la misma para entregar a los 90 días. Con ello, el fundidor ha fijado su precio de compra al precio de venta y evita correr el riesgo de una caída importante de los precios entre el momento de su compra y el de su venta. El día en que su producción física de cobre es obtenida y realiza la


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entrega a su cliente, recompra los contratos al precio al que vende su físico, con lo cual su saldo es el precio al que compró la chatarra. Este mismo procedimiento también lo pueden realizar los productores mineros para fijar sus precios de venta en las operaciones de entrega física a futuro de sus minerales o concentrados.

Además de estas operaciones, que generan un importante volumen de negocio en las bolsas, llamadas de COBERTURA, existen en las bolsas otras operaciones de compra y venta por parte de los ESPECULADORES. Su filosofía de funcionamiento consiste en comprar un metal cuando creen que el precio va a subir y venderlo a futuro cuando creen que el precio va a sufrir una caída. Igual que pueden comprar metales porque piensan que su precio subirá, lo hacen con zumo de naranja, tomates, petróleo, carbón y cualquier materia prima que se comercialice en una bolsa. Su interés no reside en tener una propiedad real de un mineral como tal, sino simplemente unos documentos que acreditan esa propiedad. En la gran mayoría de sus operaciones, estos especuladores liquidan sus posiciones antes de que los contratos hayan vencido, o bien extienden las fechas de vencimiento de sus contratos sustituyéndolos por otros.

La clave de la tendencia en los precios de los metales, a pesar del efecto dinamizador de las operaciones especulativas, se centra en el balance entre la oferta y la demanda de la sustancia, metal o materia prima mineral que se negocia en las bolsas. Indudablemente, si los suministros superan la demanda, los inventarios crecen y los precios bajan. Si la demanda es superior a la oferta, las existencias bajan y los precios suben. La realidad es que las tendencias de subida o bajada de los costes de producción no afectan de una forma directa a las evoluciones de los precios, al contrario que en el caso de los precios de productor.


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Los efectos de las actuaciones sobre los costes pueden llegar a ser contraproducentes. Supongamos que un productor final busca un clima de tranquilidad laboral y negocia un acuerdo económico con sus trabajadores con un incremento de costes importante. Para cubrir este coste necesita incrementar sus precios de venta a futuro y en la realidad lo que puede obtener es una disminución, sobre todo si se trata de un importante suministrador de metal a consumidores finales. El anuncio de un acuerdo de este tipo suele ser interpretado por el mercado como una amenaza de huelga a corto plazo y dificultades para mantener su producción, ante lo cual subirán las existencias de metal y caerán los precios. Algo de esto sucedió con el aluminio. Antes que el aluminio cotizará en bolsa, el precio productor del Aluminio en 1975 subió de forma muy importante (a pesar de estar sufriendo una crisis económica importante) Ante esta evolución, desde la óptica del productor, el sentido empresarial consideró que era un buen momento de aumentar los costes salariales. Una vez negociados los precios en el LME, durante la crisis de los años 80, los precios del aluminio cayeron de forma dramática a pesar de nuevos incrementos salariales posteriores.

Existen aún, hoy en día, algunos precios de productor a pesar de cotizarse también en una bolsa de metales. La mayoría de los grandes mineros productores están presentes tanto en la bolsa de Nueva York como en la de Londres y piensan que la volatilidad en los precios ha aumentado considerablemente desde que están sujetos a los mecanismos de una bolsa. Para buscar una cierta disminución de la volatilidad de sus precios, pero estando presentes en una política de precios marcada por una bolsa, los productores han adoptado algunas estrategias que pasamos a examinar:


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ESFUERZOS PARA ESTABILIZAR LOS PRECIOS La volatilidad en los precios de los minerales crea gravísimos problemas a los mineros productores, a los consumidores y los organismos gubernamentales. Si definimos un mineral como una sustancia mineralizada que debe extraerse con un beneficio económico, a un precio determinado, un yacimiento puede ser rentable, pero a un precio menor dejará de serlo. En la estrategia de un productor minero con existencias de reservas dependientes del precio, las cantidades, con las que amortizar sus inversiones, y sus costes, se van a ver seriamente disminuidas por una fuerte caída de los precios. Esta circunstancia pondrá en peligro la propia continuidad de la mina o del sondeo.

Los consumidores de productos minerales, que necesitan estos para generar sus productos finales, necesitan establecer sus propias precios de venta. Los cambios en los precios se


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van a reflejar posteriormente en los índices de precios al consumo con efectos sobre las políticas inflacionarias del país. Surge por tanto un claro interés por parte de los consumidores y gobiernos de tener una cierta estabilidad en los precios, tanto en un sentido como en otro. Es el bien conocido caso reciente de los precios del crudo de petróleo y los precios finales de los gasóleos de transporte por carretera

Los Gobiernos – particularmente los pertenecientes a países en vías de desarrollo cuya balanza de pagos depende fuertemente de sus exportaciones de minerales – encuentran muy difícil cerrar sus presupuestos nacionales, si se enfrentan a las fuertes variaciones de precios en los minerales que exportan. No sorprende, por tanto, que se repitan los esfuerzos para intentar estabilizar los precios de las materias primas minerales. En algunas ocasiones estos esfuerzos han sido hechos por los productores de minerales del sector privado. En otras ocasiones lo fueron por organismos gubernamentales o asociaciones como la famosa OPEC, a través de acuerdos sobre materias primas. Con contadas excepciones, estas actuaciones no suelen tener éxito, porque las fuerzas del mercado son más poderosas que los implicados en las mismas.

Probablemente, la actuación más importante sobre estabilización de precios y de mayor duración fueron los acuerdos que se concretaron en la creación del Consejo Internacional del Estaño (ITC) a principios de 1956. Aunque el número de gobiernos implicados fue variando a lo largo de las tres décadas de funcionamiento del ITC, formaron una alianza al menos 20 países consumidores de Estaño y 6 - 7 países productores. Los objetivos declarados del ITC eran evitar el permanente desequilibrio entre la producción y el consumo


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de Estaño y la eliminación de las existencias ocultas, no declaradas, con vistas a estabilizar el empleo en los países productores y entre los consumidores de Estaño, mantener estables los ingresos por las exportaciones en los países productores y minimizar las fluctuaciones de los precios.

Los miembros de los países productores y consumidores participaban equitativamente en las decisiones, pero se requerían dos tercios para aprobar directrices de forma que fueran aceptadas por una mayoría cualificada. Los votos de cada productor eran proporcionales a sus capacidades de producción o consumo.

El consejo estableció unos máximos y mínimos para los precios del Estaño, de forma que el precio real pudiera fluctuar entre los niveles establecidos. Estos niveles eran establecidos de forma periódica y los acuerdos subyacentes eran renovados cada cinco años. Para mantener los precios reales dentro de los límites establecidos por el consejo, se crearon unos stocks de emergencia financiados por las contribuciones de los países productores y se establecieron unas cuotas de exportación cuando la demanda y los precios se debilitaban considerablemente.

Algunos consumidores de forma puntual realizaron contribuciones voluntarias a los stocks de control como vías de financiación de sus consumos futuros. Los stocks así creados eran operados por un gestor que tenía instrucciones de comprar Estaño en el mercado libre si los precios caían hasta el nivel de precios mínimos establecido por el consejo y vender Estaño, de los stocks, si se alcanzaba el nivel de precios máximo. Los fondos iniciales para establecer los stocks de control ascendían al equivalente de 25,000 toneladas cortas de Estaño (22,700 Tm.), aproximadamente una sexta parte de la entonces producción mundial.


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Durante los 29 años de existencia del consejo, los precios mínimos y máximos fueron creciendo de forma inexorable, de acuerdo con los niveles de inflación. Durante todo este periodo, el precio mínimo nunca fue disminuido. Este mecanismo funcionó con una tendencia permanente de incremento de los precios. Por todo esto, surgieron dos consecuencias: en primer lugar, se incrementaron las producciones de los países no miembros del ITC y por otra parte se sufrió una desaceleración en el consumo. El consumo de Estaño en los años 80 era prácticamente el mismo que en los años 50, mientras que los consumos de los demás metales sufrieron un incremento espectacular.

En 1985, el gestor de los stocks de Estaño no solamente había consumido todos los fondos puestos a su disposición por el consejo, sino que además se había endeudado fuertemente para comprar más metal y mantener artificialmente los precios. En un ambiente económico de depresión, las producciones superaban ampliamente a la demanda y los stocks continuaron subiendo. En Octubre de 1985, las operaciones de gestión de stocks fueron suspendidas y el precio del Estaño cayó a unos niveles muy por debajo de los mínimos establecidos, el consejo se encontró incapaz de hacer frente a las obligaciones contraídas en el LME, dando lugar a unas pérdidas de cientos de millones de libras para los prestamistas y para las firmas miembros del LME. Los bancos y los brokers del LME habían asumido que detrás del Consejo responderían los gobiernos de los países miembros, pero no fue así. Todo el proceso judicial posterior acabó en el año 1990, en que determinados acuerdos consiguieron reducir las pérdidas generadas, que fueron repartidas entre todos los miembros integrantes, bancos y brokers.


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Se concluyó en que los acuerdos del Estaño fueron llevados a cabo de buena fe por los gobiernos de los países integrantes del Consejo y se trabajó con las mejores intenciones. Sin embargo, en la gestión de mercados las buenas intenciones no son suficientes. Los países consumidores buscando ayudar a los países productores en el mantenimiento de unos precios mínimos, países en su mayoría con débiles economías, fueron persuadidos de establecer unos niveles de precios mínimos basados en los costes de producción de las minas marginales. Una vez liberalizados los precios, la caída de los mismos llevó al cierre de la gran mayoría de estas.

En la historia, ha habido muchas otras discusiones sobre unas políticas de estabilización de los precios de forma gubernamental en otros metales – cobre, bauxita, manganeso, Wolframio y mineral de hierro, por nombrar solo a algunos – pero no han pasado de meras discusiones de palabra. El colapso del acuerdo sobre el Estaño ha llevado todos los planteamientos al fracaso.

Lo que, sí es bien cierto, es que la historia está repleta de esfuerzos para estabilizar los precios a través de acuerdos de ámbito privado. Bajo las legislaciones anti-monopolio en la mayoría de las economías occidentales, estas actuaciones están en la ilegalidad.

Una excepción que, hoy en día, persiste está en el campo de las piedras preciosas. Una alta proporción del suministro mundial de los diamantes se comercializa por el grupo CSO (Central Selling Organization), controlado por la famosa firma De Beers, el mayor productor surafricano de Diamantes. Junto con sus afiliados, De Beers cuenta con algo menos de la mitad de la producción mundial de piedras preciosas y de diamantes industriales. Una parte importante de su producción se vende por CSO para su clasificación y posterior reventa.

El grupo surafricano es un holding muy poderoso financieramente, capaz de mantener importantes stocks y está en condiciones de ajustar su propia producción a las fluctuaciones de la demanda. La competencia ha tenido que reconocer que competir en el mercado con De Beers puede llevar puede llevar a una fuerte caída en los precios, que ocasionaría la pérdida del atractivo que los diamantes tienen como inversiones a largo plazo. Esto hace que sean partidarios de hacer sus ventas a través de CSO. El mayor depósito de diamantes de Australia, desarrollado por un grupo independiente de De Beers a principios de los años 80, pensaron originariamente hacer sus propias ventas, pero antes de comenzar la producción acordaron vender el 75 % de sus piedras preciosas y diamantes industriales a través de los mecanismos del grupo DB.


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Actualmente, el mercado de los diamantes está claramente bajo el control del grupo CSO con unos precios estables, pero no exentos de flexibilidad. La confianza del público general en los diamantes como inversiones a largo plazo ha podido ser mantenida. Al mismo tiempo los ingresos de los países en desarrollo por sus ventas de diamantes se han podido mantener estabilizados. Sin embargo, en los Estados Unidos, este cártel está considerado ilegal a pesar de los esfuerzos legales por parte, tanto de De Beers como de CSO, los cuales mantienen oficinas comerciales en los EEUU.

Los precios de los minerales no metálicos han estado históricamente menos expuestos a la volatilidad que en el caso de los metálicos. Como ya se comentó anteriormente, estos metales no cotizan generalmente en las bolsas de metales, por lo que están menos expuestos a la acción de los especuladores. Al mismo tiempo, la naturaleza del consumo de estos minerales es diferente al caso de los metálicos: su demanda tiene un crecimiento estable y están menos sujetos a los ciclos cortos de la economía. Además, estos minerales tienen unos precios unitarios más bajos por lo que su riesgo de sustitución es menor que en el caso de los minerales metálicos. En realidad, en la mayor parte de los minerales no metálicos, el nivel de consumo mundial ha presentado un crecimiento estable, pero no espectacular con unos incrementos en línea con los crecimientos de la población y los índices de producción industrial, mucho más moderados que otros tipos de índices de posible referencia. Esto ha hecho además, que las previsiones de los precios en estos minerales sean de mayos confianza que en otros tipos de minerales. FUENTES DE INFORMACIÓN DE PRECIOS El ingeniero de minas necesita unas fuentes fiables de información de los precios para valorar sus proyectos. Para los precios actuales, las tres mejores publicaciones ya mencionadas son: Metals Week y American Metal Market en los Estados Unidos y Metal Bulletin para referencias en Europa. Las cotizaciones diarias de las bolsas de metales están disponibles en medios como Wall Street Journal y Financial Times, aparte de otras muchas publicaciones diarias. Sin embargo, estas publicaciones no ofrecen información alguna de otros metales que no cotizan a diario en las bolsas. Existen otros tipos de publicaciones de tipo profesional y de comercio que ofrecen información sobre precios de minerales, por ejemplo, Engineering Mining Journal, Skilling Mining Review, etc., pero sus datos no son tan completos como los indicados anteriormente.

Por supuesto, hoy en día se dispone de portales de Internet, algunos de ellos de acceso gratuito, donde se pueden localizar datos de cotizaciones tanto diarias como estadísticas de precios históricos muy completas, por ejemplo www.lme.co.uk, la página web de la bolsa de


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metales de Londres es fácilmente accesible, así como otros que se ofrecen en la bibliografía de este curso, entre las que destaca www.metalprices.com

Cuando lo que buscamos son datos de precios de metales históricos con una visión a largo plazo, para estudios de viabilidad o para tener un entendimiento básico de las tendencias macroeconómicas, existen fuentes de información muy útiles a través del US Bureau of Mines, el American Bureau of Metal Statistics e incluso una organización privada de origen Alemán Metallgesellschaft of Frankfurt A.M. Esta última especialmente útil cuando lo que deseamos es la información de precios en un determinado país y en una determinada moneda.

El World Bureau of Metal Statistics ofrece excelente información sobre producción, consumo y comercio de metales pero no ofrece información de precios. Sin embargo, hay que reconocer que ofrece a mejor información sobre producciones, usos y destinos de los metales que ninguna otra fuente, tanto de los países dentro de las llamadas economías occidentales como de los llamados del bloque comunista. LAS EMPRESAS DE TRADING DE MINERALES Como se comentó anteriormente, la mayoría de los minerales tienen un alto componente de comercio internacional entre países. Esta es una consecuencia lógica de una distribución aleatoria de los yacimientos minerales viables a lo largo del mundo. Por ejemplo, dentro de toda la gama de minerales, solo podemos destacar como concentrados en pocas manos el grupo de metales de los platínidos (fundamentalmente en la Rusia y Sudáfrica), el cobalto (Zaire, Zambia y Canadá) el Columbio (Brasil), la roca fosfórica (USA, Rusia y Marruecos) y el amianto (USA, Rusia y Zimbabwe).


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Incluso en los casos en que la producción está muy bien distribuida, casos de estaño, níquel, bauxita y cobre, la comercialización internacional es enorme puesto que los principales países productores no tienen porque ser al mismo tiempo los principales consumidores. Europa Occidental y Japón son claros ejemplos de zonas grandes consumidoras con nula o muy pequeñas producción. Sus niveles de modernidad están apoyados en consumos de materias primas básicas con origen exterior.

Un caso especial de dependencia de materias primas de origen exterior sucede con el mineral de hierro, cuyos yacimientos en países desarrollados ha sido poco a poco sustituido por suministros desde el exterior. En las últimas décadas, estos principales suministradores han sido Brasil y Australia. Puesto que los centros de producción se encuentra en lugares muy alejados de los centros de consumo, la empresas allí implantadas han desarrollado instalaciones de carga de barcos de gran tonelaje para llegar hasta clientes en cualquier parte de mundo a costes de transporte muy razonables (lo suficientes para cerrar las producciones locales). Un caso muy similar al del mineral de Hierro sucede con el carbón desde Sudáfrica, Australia, Colombia, Polonia, etc... Empieza en los últimos tiempos a suceder algo parecido con los concentrados de cobre cuyas producciones en Chile, Indonesia, Australia consiguen llegar a puertos en países como Japón, USA y Europa Occidental con costes de transportes que hasta hace poco tiempo eran inimaginables.

Sin embargo, la mayoría de los países netamente exportadores de concentrados se esfuerzan con la ayuda de las multinacionales extranjeras en producir cada vez mas productos lo mas acabados posibles dentro de sus fronteras.

A pesar de que la mayoría de las relaciones comerciales de minerales se llevan a cabo entre productores minerales y consumidores de los mismos directamente, al menos en lo que a tonelaje se refiere, una importante parte de estas relaciones (cada día mas) están realizadas con la intervención de una empresas de trading. Esta empresas, con sus cuarteles generales en Tokio, Londres, Nueva York, Frankfurt, Bruselas, Zug (Suiza), etc.., disponen de oficinas y agencias en los puntos clave de la producción y el consumo de los principales metales. Abarcan una amplia gama de materiales y conocen perfectamente los requisitos de los consumidores en cuanto a cantidades y calidades. Por otra parte, disponen de un conocimiento importante de los cambios de moneda y las cotizaciones de los metales que les permite “¿Especular?” con el metal que compran y venden. Su principal éxito radica en el acceso al máximo de información posible tanto sobre producción como sobre consumo.


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Es el caso de Glencore, Marc Rich, Enrom, que han adquirido participaciones en los yacimientos del Congo, Chile, Perú e Indonesia. Son también grandes expertos en el negocio de los futuros y opciones. 3.3 CONTRATOS AL CONTADO Y A FUTURO Todos tenemos una idea bastante completa de lo que es un contrato de compraventa al contado. Es un acuerdo entre dos partes mediante el cual una de ellas (vendedor) entrega un bien o servicio a cambio de que la otra (comprador) se comprometa a entregar la compensación económica pactada.

Si el pago es posterior a la entrega del bien, será un pago diferido o aplazado; si es previo, adelantado, y si es inmediato, al contado.

Un contrato de futuro es un acuerdo entre dos partes, por el que una de ellas se compromete a entregar a la otra, en el futuro, un bien o mercancía, cuyo precio se acuerda hoy, independientemente de cómo o cuándo se pague.

El momento de entrega de la mercancía es lo único que diferencia el contrato de contado del de futuro.

¿Para qué sirven?. El contrato de contado no alberga ninguna duda: todos producimos más de lo que necesitamos para nosotros y ese excedente lo utilizamos para adquirir otras cosas o servicios que no podemos, debemos, sabemos o queremos producir.

Pero, ¿qué pasa con el contrato de futuro? ¿Quién se beneficia? ¿Quién lo necesita? Cualquier empresa o entidad que quiera garantizarse el precio futuro de un determinado bien. ¿Especulación o seguridad? El vendedor que se asegura el precio futuro, renunciando a unas posibles subidas precios está asegurándose contra las posibles caídas. El comprador que acepta un precio fijo a tres meses está asegurándose contra las posibles subidas e incluso contra la posible escasez de ese material en esa fecha.

En este caso ambas partes están asegurándose frente a un futuro incierto. Pero lo normal no es que se pongan en contacto directo las dos partes, sino que acudan a un mercado en el que determinados intermediarios adquieren un riesgo a cambio de un precio. En este caso, una de las partes especula, la otra se asegura. No existen empresas seguras si no hay otras que aceptan correr el riesgo por ellas. A cambio las especuladoras dan un servicio a la Sociedad para que ésta se mantenga menos insegura. El problema es que no siempre


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se encuentra contrapartida en el mercado y la empresa tiene que asumir su riesgo totalmente. Ventas en descubierto. Depósito de garantías Hasta aquí, suponemos que el que vende tiene el material y el que compra, el dinero. Pero esto no es cierto siempre, ni siquiera es necesario, dependiendo de los mecanismos de que disponga ese mercado para evitar lo que en finanzas se llama el “riesgo de contraparte”. Alguien puede pensar: esto no será necesario, pero es una ilegalidad. Pues, no. En los mercados organizados existe un “depósito de garantía” que, dependiendo del cliente, de la operación y del riesgo conjunto que tenga ya asumido en ese momento, garantiza plenamente el éxito de la operación (no todas las materias primas tienen unos mercados organizados, ni éstos son siempre lo suficientemente amplios como para tener siempre unas ofertas alternativas a la operación que uno quiere realizar)

¿Entonces podemos vender algo que no tenemos? Existen mercados de futuros en los que, cuando llega la fecha de vencimiento del contrato, el vendedor tiene que entregar el bien negociado y el comprador el dinero. Si el vendedor no dispone de ese bien, tiene que comprarlo al contado en ese momento y entregarlo. Hay otras mercados en los que el contrato no obliga a entregar el bien, sino el dinero suficiente para poder adquirirlo inmediatamente. Estos son, más bien, los mercados financieros.

En cualquier caso, tanto si hay que entregar el bien al vencimiento del contrato, como si no, nadie puede impedir que el vendedor “en descubierto” compre la mercancía a entregar con anterioridad a la fecha de vencimiento del contrato de futuros. En este caso, evidentemente, está especulando pensando en que esa mercancía va a bajar de precio y la va a poder adquirir más barata, obteniendo un beneficio en esa doble operación.

A nosotros como mineros, no nos interesa la vertiente especuladora, pero sí debemos saber que existe un fuerte mercado de futuros en el que pueden asegurarse, en determinadas circunstancias y para determinadas materias, unos precios futuros para nuestra producción, o para la adquisición de la materia prima necesaria para la empresa (pensemos en el caso de una fundición o una térmica convencional o nuclear)

Los contratos de opciones Los contratos de futuros son muy habituales en el mundo empresarial, y no sólo desde el punto de vista financiero o bursátil, donde gracias a ellos puede ganarse en la Bolsa cuando está bajando, sino también y sobre todo, en el mundo de las materias primas, al que


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nosotros pertenecemos (petróleo, cobre, carbón, oro, etc.) Y, no sólo las materias primas minerales, también las animales o las vegetales (carne de vaca, de oveja, naranjas, trigo…)

Existen otro tipo de contratos que son los de opciones, en los que no se compra ni se vende un bien, sino el derecho a comprarlo o a venderlo.

La opción de compra (Call) Una Call es una opción de compra o derecho a comprar un determinado bien a un determinado precio en o hasta una determinada fecha, que se llama fecha de vencimiento. Si la opción permite ser ejercida en cualquier momento hasta la fecha de vencimiento, se llama opción americana, y, si sólo puede ser ejercida en la fecha de vencimiento se llama opción europea.

No vamos a profundizar demasiado en este tema por ser tratado en alguna otra asignatura, pero insistiremos en su vertiente minera, especialmente en lo que afecta a la valoración del estudio de viabilidad de un proyecto minero. La opción de venta (Put) La opción de venta Put es el derecho a vender un determinado bien a un determinado precio en o hasta una determinada fecha de vencimiento de la opción. En un principio podría parecer que la Call y la Put son simétricas y, de alguna manera, podrían ser equivalentes, pero esto no es cierto: Comprar una opción de compra no equivale a vender una opción de venta. Operaciones con opciones Sólo hay cuatro operaciones posibles: comprar Call, vender Call, comprar Put y vender Put. La compra de una Call es una operación sin riesgo, ya que, salvo la prima que se paga por adquirir ese derecho, el comprador no puede perder nada: ejerce la opción si le conviene (sólo si gana), y si no le conviene, no la ejerce y no tiene que pagar ninguna cantidad suplementaria.

La compra de una Put es análoga: el que compra la opción paga una prima como contraprestación del derecho que adquiere, pero a partir de ahí, no tiene nada que perder; si no le interesa ejercerla, la deja morir y se acabó el contrato.


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Muy distinto es el caso del vendedor de la opción, tanto si es de compra como de venta. En la operación, el vendedor recibe el importe de la prima que paga el comprador y, si éste ejerce la opción el vendedor tiene que asumir las condiciones pactadas. La venta de una Call o la de una Put son operaciones con riesgo (mayor o menor) y por tanto especulativas (puede ganarse la prima o perder una cantidad importante) Aquí se vende seguridad a cambio de dinero. Es como un seguro. Opciones financieras y opciones reales Las opciones más conocidas son las financieras (recordemos el caso de las opciones sobre acciones de Telefónica) En España existe un mercado oficial organizado (MEFF) donde se opera todos los días con las opciones financieras sobre acciones y otros activos.

Pero a nosotros, lo que más nos interesa son las opciones reales, es decir, sobre activos tangibles (en nuestro caso, minas, sondeos, yacimientos y similares)

TIR, VAN y opciones reales Cuando se han estudiado el TIR, el VAN y los otros parámetros que permiten evaluar los proyectos, parece que las decisiones de inversión son fáciles de tomar: si el VAN es positivo, se acepta el proyecto, y si es negativo, se rechaza. Demasiado simple, para ser una decisión empresarial. ¿Y si los precios suben o bajan al cabo de un tiempo? Lo que antes era positivo, ahora puede ser negativo y viceversa. ¿Cómo podemos evaluar estos imponderables? Con las probabilidades. Existe una técnica, que utiliza las opciones reales, y que permite valorar de alguna manera estas eventualidades.

Ejemplo de opción real: una explotación petrolífera Supongamos que tenemos la posibilidad de hacer una inversión de 105 M$ para poner en explotación un yacimiento petrolífero, aunque, con unos precios nuestras expectativas serían negativas: creemos que existen las mismas probabilidades de que el petróleo suba que de que baje, y la tasa de interés libre de riesgo es, en este momento, del 6%. Si dentro de un año se han confirmado nuestras expectativas, el valor actual (dentro de un año) de los flujos de caja futuros lo estimamos en 180 M$; si no se cumplen, se estima en 60 M$. El rendimiento que la empresa exige a los proyectos de este tipo, es del 20%. El VAN, a día de hoy, sería: VAN0 = -105 + (60 x 0.5 + 180 x 0.5)/(1 + 0,20) = -5 Si hoy fuera el último día para toma la decisión, se rechazaría esa inversión.


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Pero en el mundo empresarial, a veces, es posible diferir esa decisión. Quizá, si la decisión se toma al cabo de un año, sea diferente. ¿Cómo podemos evaluar esa opción de demora en la decisión? Valoración neutral al riesgo Si adquirimos unas opciones para demorar la decisión un año, la opción está libre de riesgo, y por tanto, el tipo de descuento al que hay que calcular el valor actual del proyecto es el tipo de interés libre de riesgo (en este caso, el 6%) en vez del 20%.

Pero en este caso, las probabilidades de cada alternativa, que, asumiendo el riesgo, eran del 50% cada una, si se pasa a un escenario libre de riesgo, deben ser distintas, para que se mantenga la misma esperanza matemática en el momento actual.

Para calcular estas probabilidades, cuyo valor llamamos p y (1 - p), respectivamente, se parte de la esperanza actual, calculada con el riesgo:

E0 = (0,5 x 180 + 0,5 x 60) / (1 + 0,20) = 100 = (180 p + 60 (1-p)) / (1 + 0,06) De aquí se deduce que p = (1,06 x 100 – 60) / (180 – 60) = 0,383; (1 – p) = 0,617

A partir de ahora, considerando estas probabilidades neutrales al riesgo, la tasa de descuento será la del interés libre de riesgo, que hemos supuesto 6% para este ejercicio.

La opción de diferir la decisión de inversión Queremos valorar la opción de poner en marcha la explotación dentro de un año. Es equivalente a adquirir (comprar) una opción de compra de ese derecho. Es decir, comprar una Call. Si hay quien venda ese derecho (por ejemplo, el propietario de la concesión) podría interesarnos su adquisición. Otras veces no se trata de una compra propiamente dicha, sino de un gasto en el que se incurre si la decisión se demora un año. Técnicamente es lo mismo: ese gasto es el equivalente al pago de la prima de la opción. Pero no se puede comprar a cualquier precio. Para calcular lo que vale esta Call hay que considerar lo siguiente:

Dentro de un año, un minuto antes de que expire la opción, el proyecto tendrá un valor actual VA1, que puede ser VA1+ (alterativa optimista) o bien VA1- (pesimista). Para simplificar el problema, hemos supuesto que sólo puedan tomarse estas dos alternativas.


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Para calcular la esperanza matemática del valor del yacimiento dentro de un año, E1, hay que calcular los dos valores futuros posibles del yacimiento en esa fecha, el optimista, VF+, y el pesimista, VF-. VF+ = Máx (VA1+ - A1; 0) VF- = Máx (VA1- - A1; 0) El valor dentro de un año de la inversión que hoy es A0, lo llamaremos A1 y lo calcularemos, de acuerdo con el tipo de interés libre de riesgo (6%) A1 = A0 x (1 + 0,06) = 105 x 1,06 = 111,3 M$

Si la empresa invierte una cantidad A1 dentro de un año (cuando ya sabe si es rentable la inversión), la creación de valor para la empresa será el máximo de dos cantidades: (VA1 - A1 ) o 0 (en el peor de los casos, ya que nunca ejercerá la opción si le supone algo negativo) VF+ = Máx ( 180 – 111,3; 0) = 68,7 M$ VF- = Máx ( 60 – 111,3; 0) = 0

Valorando con sus probabilidades neutrales al riesgo estas dos opciones: VA1 = 0,383 x 68,7 + 0,617 x 0 = 26,34 M$ del año 1 que equivale a VA0 = 26,335 / 1,06 = 24,84 M$ del año 0 Esta es lo que vale la opción. Si el gasto en que se incurre por retrasar la decisión es superior a esa cifra, no interesa demorarla. Si la opción hay que adquirirla de un concesionario exterior a la empresa, habrá que negociar con él sabiendo lo que vale; y conseguir que nos cueste lo menos posible. Otras opciones Análogamente a la opción de diferir, existen otras en el mundo de la minería y el petróleo, no menos interesantes como son: • Opción de ampliar una explotación: equivale a adquirir el derecho a producir actualmente con un determinado ritmo y que éste pueda ser ampliado posteriormente, si las condiciones del mercado han mejorado. En función del incremento posible y de las inversiones necesarias para esa ampliación la opción valdrá más o menos. • Opción de diferir la apertura de una mina, debido a un mercado actual desfavorable. Aunque no haya un concesionario al que haya que pagar, es evidente que no se puede


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cerrar una mina porque el precio actual provoque pérdidas. Independientemente de la dimensión social de este problema, desde un punto de vista estrictamente empresarial, sólo podría cerrarse cuando el coste del cierre sea menor que el del mantenimiento en stand by. También aquí existe un valor de la opción que es calculable. •

Opción de reducir la producción

• Opción de cerrar temporalmente las operaciones • Opción de cerrar definitivamente las operaciones No se pretende en este curso profundizar en los cálculos de estas opciones con sus variantes financieras. Como ya se ha dicho, se trata de presentar al estudiante de ingeniería, otras posibilidades diferentes que, en alguna fase del ejercicio profesional, puede ser útil conocer su existencia. Conclusiones La TIR, a pesar de ser un dato más objetivo que el VAN, no es la última ni la única palabra en una decisión empresarial (independientemente, insisto, de las consideraciones sociales y políticas que, lógicamente, pesarán en muchos casos más que las meramente financieras.)

Los flujos de caja previstos, con los que calculamos TIR y VAN están bien cuando no hay otras posibilidades. Pero un proyecto de larga duración tiene muchas eventualidades y, una de las más evidentes es que la tasa de descuento o el tipo de interés libre de riesgo no sean constantes a lo largo de su vida. La TIR, que parte de la hipótesis de dicha constancia, no es por tanto un método definitivo, sino lo menos imperfecto de que se dispone en un momento dado.

El VAN, añade su subjetividad a lo expuesto anteriormente para la TIR. La tasa de descuento aplicable para el cálculo de un VAN depende de la empresa, del proyecto, de su duración y de otros muchos factores. El VAN que aplica una empresa que compite con otra en un determinado proyecto puede ser muy distinta y ser rechazable para una, lo que para la otra entra dentro de su filosofía empresarial.


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ANEXO I COPPER CONCENTRATE FRAME PURCHASE AGREEMENT CONTRACT NO. XXXX

DATE: Month Day, Year

PRODUCER COMPANY, S.A. address, Country, (hereinafter called "Seller"), agrees to sell and deliver…. AND CONSUMER COMPANY, address, country, (hereinafter called "Buyer"), agrees to buy and receive….

1.

DEFINITIONS: The following terms shall have the following meanings when used in this agreement: Calendar Month means a named month in the calendar. Costs means any brokerage fees, commissions and other transactional costs and expenses reasonably incurred by the Non-Defaulting Party either as a result of terminating any hedges or other risk management contracts and/or entering into new arrangements to replace the early Terminated Transactions, and Legal Costs incurred by the Non-Defaulting Party. Date of Arrival of ocean vessel shall be the date when the Master of the carrying vessel tenders notice of readiness with the port authorities at the port of discharge. dry metric ton or dmt means 2,204.62 pounds avoirdupois or 1000 Kilograms dry basis. Gains means, with respect to a party, an amount equal to the present value of the economic benefit, if any, (exclusive of Costs) to it resulting from the termination of its obligations with respect to a terminated Transaction, determined in a commercially reasonable manner. Legal Costs means, with respect to a party, the reasonable out-of-pocket expenses incurred by it, including legal fees, by reason of the enforcement and protection of its rights under this agreement or the Transaction. Losses means, with respect to a party, an amount equal to the present value of the economic loss, if any, (exclusive of Costs) to it resulting from the termination of its obligations with respect to a terminated Transaction, determined in a commercially reasonable manner. The Non-Defaulting Party (defined below) will determine its Losses as of the relevant Early Termination Date, or, if that is not reasonably practicable, as of the earliest date thereafter that is reasonably practicable. Metal Bulletin is the publication known as "Metal Bulletin" which is published twice a week in London by Metal Bulletin Journals Ltd. STEM means the point in time at which the charter between the Seller and the shipper of the Copper Concentrates is binding on both the Seller and such shipper. Transaction means the transaction entered into hereunder by the parties. Troy Ounce means 31.1035 grams.


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wet metric ton or wmt means 2,204.62 pounds avoirdupois 1000 Kilograms natural state. 1.0 Unit means a unit in which any chemical assay of concentrate is expressed as one percent of the net dry weight of concentrate. $ or Dollars and Cents means the lawful currency of the United States of America. 2.

MATERIAL AND QUALITY: Copper Concentrates assaying typically as known as per Appendix I. The material shall be free of impurities deleterious to the handling, smelting and refining of copper and safe for overseas shipment in accordance with IMO regulations. Seller shall notify Buyer of any actual or anticipated change in the analysis of the material.

3.

QUANTITY: Approximately xx,xxx dry metric tons allocated as follows: Contractual Year 2001:Approximately xx,xxx dmt, plus/minus 5.0 pct in Shipper's option. Contractual Year 2002:Approximately xx,xxx dmt, plus/minus 5.0 pct in Shipper's option. Contractual Year 2003:Approximately xx,xxxx dmt, plus/minus 5.0 pct in Shipper's option. During the fourth (4th ) calendar quarter of each preceding contractual year, Buyer and Seller shall mutually agree on the possibility to increase the annual tonnage in addition to the existing frame agreement.

4.

SHIPMENT: In bulk, in lot sizes of approximately 5,000 - 10,000 dmt, plus/minus 5.0 pct in Shipper’s option. Each shipment subject to suitable vessel availability. For Contractual Year 2001 Tonnage: In bulk, in lot sizes of approximately 5,000 dmt, plus/minus 5.0 pct in Shipper's option, during the calendar year 2001. Buyer and Seller shall mutually agree on a shipping schedule for the entire xx,xxx metric tons. Shipment subject to suitable vessel availability.

5.

DURATION The duration of this agreement shall be for a three (3) year period commencing January 1, 2001 up to and including December 31, 2003. Thereafter, this agreement shall be extended annually for one year periods on a yearly basis.

6.

ANNUAL NEGOTIATIONS: Buyer and Seller shall meet during the fourth (4th) calendar quarter of each preceding contractual year, or as mutually agreed, to agree to Treatment and Refining charges, Shipping schedule and applicable interest rates. In the event no agreement can be reached between the Buyer and Seller after good faith negotiations, the respective contractual year shall be cancelled from this agreement and all outstanding amounts to be repaid in cash and/or products within 30 days, but shall not affect the term of this agreement or other periods to be negotiated. Should any part of the contract from 2002 onwards need to be discussed, Buyer and Seller mutually agree to address the contractual issues during these annual negotiations.

7. DELIVERY: FOB ST port, Country. The Seller guarantees a daily loading rate of 2,500 wmt WWD SSHEX, UU. 8.

PRICE:


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The price of the copper concentrates shall be the sum of the payable metals less the deductions as specified below (all fractions pro-rata): A) Payable Metals: COPPER: Buyer shall pay for 96.50 percent of the full copper content, (subject to a minimum deduction of 1.0 unit of copper), at the Official London Metal Exchange "Grade A" Settlement Quotation for copper as published in Metal Bulletin, and averaged over the Quotational Period. SILVER: Buyer shall pay for 90.00 percent of the full silver content, (subject to a minimum deduction of 30.0 gms/dmt), at the London Silver Spot/U.S. Cents Equivalent quotation, as published in Metal Bulletin, and averaged over the Quotational Period. GOLD: Buyer shall pay for 90.00 percent of the full gold content, (subject to a minimum deduction of 1.0 gm/dmt), at the mean of the London AM/PM fixing quotation for Gold, as published in Metal Bulletin, and as averaged over the Quotational Period. No other metals shall be payable. B) Deductions (For contractual year 2001 tonnage): 1) Treatment Charge: U.S. Dollars xx.xx (Xxxxx point xxx) per dry metric ton of Copper Concentrate. 2)

Refining Charges: Copper: U.S. Cents x.xx (Xxxx point xxxx) per pound of payable copper. Silver:

U.S. Cents xx.x (Xxxxx point xxx) per Troy ounce of payable silver.

Gold:

U.S. Dollars x.xx (Xxxxx point xxxx) per Troy ounce of payable gold. All fractions are pro-rata. C) Penalties: Zn: U.S. Dollars x.xx per dry metric ton for each 1.0 percent above 2.0 percent up to 5.0 percent. U.S. Dollars x.xx per dry metric ton for each 1.0 percent above 5.0 percent. Pb: U.S. Dollars x.xx per dry metric ton for each 1.0 percent above 0.50 percent. As: U.S. Dollars x.xx per dry metric ton for each 0.10 percent above 0.20 percent. Bi: U.S. Dollars x.xx per dry metric ton for each 0.01 percent above 0.01 percent. Sb: U.S. Dollars x.xx per dry metric ton for each 0.10 percent above 0.10 percent. Hg: Free up to 10 ppm. U.S. Dollars x.xx per dry metric ton for each 10 ppm above 10 ppm, up to 30 ppm. U.S. Dollars x.xx per dry metric ton for each 10 ppm above 30 ppm, up to 50 ppm. U.S. Dollars x.xx per dry metric ton for each 10 ppm above 50 ppm. All fractions are pro-rata. No other deductions shall be made. 9.

QUOTATIONAL PERIOD (For contractual year 2001 tonnage): Copper:


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In Buyer's option, either fixed at U.S. Dollars xxxx.xxx of payable copper or the average of the calendar month of January 2001 or the average of the second calendar month prior to the month of scheduled shipment (2MPMSS), or the fifth calendar month following the month of vessel's arrival at the port of discharge (5MAMA). The quotational period for each shipment shall be declared on/or before the commencement of the fifth calendar month following the month of vessel's arrival at the port of discharge (5MAMA)(“Quotational Period”). Silver: In Buyer's option, either fixed at U.S. Dollars x.xx of payable silver or the average of the calendar month of January 2001 or the average of the second calendar month prior to the month of scheduled shipment (2MPMSS), or the fifth calendar month following the month of vessel's arrival at the port of discharge (5MAMA). The quotational period for each shipment shall be declared on/or before the commencement of the fifth calendar month following the month of vessel's arrival at the port of discharge (5MAMA)(“Quotational Period”). Gold: In Buyer's option, either fixed at U.S. Dollars xxx.xx of payable gold or the average of the calendar month of January 2001 or the average of the second calendar month prior to the month of scheduled shipment (2MPMSS), or the fifth calendar month following the month of vessel's arrival at the port of discharge (5MAMA). The quotational period for each shipment shall be declared on/or before the commencement of the fifth calendar month following the month of vessel's arrival at the port of discharge (5MAMA)(“Quotational Period”). 10.

SUSPENSION OF QUOTATIONS: If on any date of determination, prices of payable metals shall not be published in Metal Bulletin or, if Buyer and Seller determine that the quotations so published are not representative, the quotations applicable to the transaction contemplated by this agreement shall be the relevant quotations published by Metal Bulletin on the immediately preceding business day. If such quotations have not been published or are not representative for five (5) business days, Buyer and Seller shall negotiate in good faith to establish a mutually acceptable alternate pricing method (unless otherwise specified herein) for determining such quotations. In the event of the inability of the Buyer and Seller to agree to such an alternate pricing method within a reasonable period after such quotations are no longer published or representative, an alternate price method shall be determined through arbitration in accordance with Section 23 hereof.

11.

PAYMENT: Provisional Payment: The invoices shall be established in U.S. Dollars and all payments shall be effected in U.S. Dollars. The Buyer shall make a provisional payment of 85.0 percent of Seller's provisional invoice value, by telegraphic transfer, to Seller's nominated account, twenty five (25) days following the bill of lading date and against delivery of the following original shipping documents in the Buyer's city office: - Provisional commercial invoice in triplicate. - Producer's guarantee that the material will be produced and held for the account and disposal of buyer. - Owner parent company guarantee confirming their knowledge of this Contract and guaranteeing the financial commitment and performance of seller. - Producer’s certificate of weight and assay - Producer's certificate of provisional assays.


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- Full set of ocean bills of lading. - Certificate of origin Prepayment: Subject to buyer’s Board approval: If requested by Seller, Buyer shall make a prepayment of 80.0 percent (on a shipment by shipment basis, subject to available credit line) to Seller's nominated account against the following original documents in the Buyer's city office: 1) 2) 3) 4) 5)

Provisional commercial invoice in triplicate. Signed original contract. A holding certificate committing seller to delivery of the copper concentrates. Ownership parent company guarantee confirming their knowledge of this contract and guaranteeing the financial commitment and performance of seller. Any other document required by the Board of buyer.

Buyer shall be credited interest from the prepayment date until the contractual payment date at the three (3) month LIBOR rate plus 2.0 percent (For contractual year 2001 tonnage). Prepayment shall not exceed the agreed company credit line. This prepayment, subject to approval by buyer’s Board, represents a portion of the U.S. Dollar x.xx million prepayment under our existing Contract No. xxxx. Any oustanding amounts unsettled are to be repaid by wire transfer in U.S. Dollars or in a mutually agreeable concentrate. Producer to provide the following additional original documents upon shipment: 1) 2) 3) 4)

Producer’s certificate of weight and assay Producer's certificate of provisional assays. Full set of ocean bills of lading. Certificate of origin

The provisional payment shall be based upon latest known details available at the time of provisional invoicing. Final Payment: Final settlement shall be made promptly by the owing party when determination of all final details (i.e. weight, assays, prices..) for settlement are known. 12.

WEIGHING, SAMPLING & MOISTURE DETERMINATION: Weighing, sampling and moisture determination shall be carried out in a manner customary with, and at, the port of discharge conforming to international standards. Sampling lot size shall be approximately 250 wet metric tons each, otherwise as per mutual agreement. Each lot shall form a separate and complete delivery for the purposes of final settlement of weight and moisture content and the results so obtained shall be final and binding on both parties. Buyer/Seller have the right to be represented at such operations at their own expense. Samples shall be distributed as following: Two sets for Buyer for its own assay Two sets for Seller for its own assay Two sets for Seller's Representative to be kept for possible umpire/reserve.

13.

ASSAYING: a) Assays for copper, silver, gold, zinc, lead, arsenic, bismuth, antimony and mercury shall be made independently by Buyer and Seller on a lot by lot basis from samples taken at the above operations. These assays shall be exchanged


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in the normal commercial manner. Silver and gold assays shall be by commercial fire assay method and adjusted for cupel absorption and slag loss. Should the difference between Buyer's and Seller's results be not more than the following splitting limits: Copper: Silver: Gold: Zinc: Lead: Arsenic: Bismuth: Antimony: Mercury:

0.30

0.20 percent 20.0 grams/dmt 0.50 grams/dmt percent 0.30 percent 0.10 percent 0.01 percent 0.10 percent 15.0 ppm

then the exact mean of the results shall be taken as the agreed assays for final settlement. b)

If differences exceed the above splitting limits, the parties shall discuss and mutually agree on a result and/or either party may request that results be sent to umpire. At that time one of the following three umpires shall be agreed upon and used to settle any one shipment. The nomination of a commercial laboratory as umpire can not be accepted if that laboratory was appointed by either party as a weighing and sampling representative or provided party assays for exchange purposes. Inspectorate Griffith Co., Ltd. 2 Perry Road Witham, Essex, CM8 3TU England, U.K.

OR

Alex Stewart (Assayers) Ltd. Caddick Road Knowsley Ind. Estate Knowsley, England, U.K.

A.H. Knight International Ltd. Eccleston Grange Prescot Road, St. Helens Merseyside WA10 3BQ England, U.K. c) Should the umpire assay fall between the results of the two parties hereto, the arithmetical mean of the umpire assay and the assay of the party which is nearer to the umpire assay shall be accepted by both parties as the final assay. d) Should the umpire assay coincide exactly with the results of either party hereto, then the umpire assay shall be accepted by both parties as the final assay. e) Should the umpire assay fall outside the results of the two parties hereto, the middle assay of the three shall be taken as the final assay. f) The cost of the umpire shall be paid by the party whose assay is further from the umpire, except when the umpire assay is the exact mean of the other two in which event the cost shall be shared equally by both parties.

14.

NETTING AND SETOFF:


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If the parties (or any of their respective affiliates) are each required to pay any amount on the same day or in the same month under this agreement or any other agreement between the parties (or any of their respective affiliates) with respect to the purchase and sale of Copper Concentrates, then such amounts with respect to each party (or any of their respective affiliates) shall be aggregated and the parties may discharge their obligations to pay through netting, in which case the party owing the greater aggregate amount may pay to the other party the difference between the amounts owed. Each of Buyer and Seller reserves to itself all rights, setoffs, counterclaims, combination of accounts, liens and other remedies and defenses which such party has or may be entitled to (whether by operation of law or otherwise). The obligations to make payments under this agreement may be offset against each other, set off or recouped therefrom. 15.

EVENTS OF DEFAULT, REMEDIES: An event of default (“Event of Default”) with respect to a party (the “Defaulting Party”) shall mean any of the following: (i) the failure of the Defaulting Party to pay when due any required payment under this agreement within three (3) business days after written notice thereof (ii) the failure of the Defaulting Party to comply with its other respective obligations under this agreement and such failure remains uncured for five (5) business days after written notice thereof, (iii) any representation or warranty made by the Defaulting Party under this agreement shall prove to be untrue when made in any material respect or (iv) the Defaulting Party (A) makes an assignment or any general arrangement for the benefit of creditors, (B) files a petition or otherwise commences, authorizes or acquiesces in the commencement of a proceeding or cause of action under any bankruptcy or similar law for the protection of creditors, or has such a petition filed against it and such petition is not withdrawn or dismissed for 30 days after such filing, (C) otherwise becomes bankrupt or insolvent (however evidenced), (D) is unable to pay its debts as they fall due, makes a composition with its creditors, commits any act of bankruptcy, becomes subject to an order for winding up or dissolution or to the appointment of an administrator, examiner, receiver, custodian, liquidator, trustee or other similar official. Upon the occurrence and during the confirmation of an Event of Default, the other party (the “Non-Defaulting Party”) may in its sole discretion (i) notify the Defaulting Party of an early termination date (which shall be no earlier that the date of such notice) on which this agreement and the transactions contemplated hereunder shall terminate (the “Early Termination Date”), (ii) withhold any payments due to the Defaulting Party until such Event of Default is cured and/or (iii) suspend performance of its obligations under this agreement until such Event of Default is cured. If a notice of an Early Termination Date is given under this Section 15, the Early Termination Date will occur on the designated date whether or not the relevant Event of Default is then continuing. Unless otherwise excused by Section 20, if an Early Termination Date is established, the Non-Defaulting Party shall in good faith calculate its Gains, or Losses and Costs, resulting from the termination of the transactions(s) contemplated hereunder (the “Terminated Transaction(s)”), aggregate such Gains, Losses and Costs with respect to the Terminated Transaction into a single net amount, and then notify the Defaulting Party of the net amount owed or owing. The Non-Defaulting Party will calculate its Gains, Losses and Costs as of the Early Termination Date, or, if that is not reasonably practicable, as of the earliest date thereafter that is reasonably practicable. If the Non-Defaulting Party’s aggregate Losses and Costs exceed its aggregate Gains, the Defaulting Party shall, within five (5) days of its receipt of such notice pay the net amount to the Non-Defaulting Party, including interest at the Interest Rate from the Early Termination Date until paid, plus any other amounts due and owing under this agreement (or otherwise) to the Non-Defaulting Party. If the NonDefaulting Party’s aggregate Gains exceed its aggregate Losses and Costs, if any,


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resulting from such early termination, the Non-Defaulting Party shall, after giving effect to any setoff rights, pay the net amount without interest to the Defaulting Party on the date twenty (20) days after the Early Termination Date. If an Event of Default occurs and/or an Early Termination Date is established, the Non-Defaulting Party may (at its election) setoff any or all amounts which the Defaulting Party owes to the Non-Defaulting Party or its affiliates (under this agreement or otherwise) against any or all amounts which the Non-Defaulting owes to the Defaulting Party (whether under this agreement or otherwise). Notwithstanding any provision to the contrary contained in this agreement, the Non-Defaulting Party shall not be required to pay to the Defaulting Party any net amount due to an early termination until the NonDefaulting Party receives confirmation satisfactory to it in its reasonable discretion that (i) all amounts due and payable as of the Early Termination Date by the Defaulting Party under all transactions, under this agreement, or otherwise with the Non-Defaulting Party or any of its Affiliates have been fully and finally paid, and (ii) all other obligations of any kind whatsoever of the Defaulting Party to make any payments to the Non-Defaulting Party or any of its affiliates under this agreement or otherwise which are due and payable as of the Early Termination Date have been fully and finally performed. Each party stipulates that the payment obligations set forth in this Section 15 for the damages incurred are a reasonable approximation of the anticipated harm or loss and acknowledges the difficulty of estimation of actual damages, and each party hereby waives the right to contest such payments as unenforceable, a penalty or otherwise. Neither party shall be entitled to recover any additional damages as a consequence of such harm or loss. 16.

SHIP LOST AND DAMAGE CLAUSE: In the event that the complete cargo is lost or no part thereof shall arrive in good condition, final payment shall be made in accordance with the terms and conditions contained herein. Cargo shall be deemed to have arrived 30 days after Bill of Lading date. Moisture, weight and assays used for final settlement shall be the advised preshipment figures. In the event that part of the cargo is lost, final payment shall be made in accordance with the terms and conditions contained herein. Net dry weight shall be based upon pre-shipment weights and adjusted for moisture. Moisture determination and samples shall be taken from that portion of the cargo which has safely arrived in good condition. Assays from such portion will be the basis for final settlement. In the event of partial damage to any shipment: If the damage shall not have altered the weight of the damaged portion, final payment for the copper concentrate damaged shall be made on the basis of final weight in accordance with Section 12 hereof, and assays and prices as determined for the part of the cargo which has been safely delivered in accordance with the terms and conditions contained herein. If the damage shall have altered the weight of the damaged portion, final payment for the copper concentrate damaged shall be made on the basis of the weight of the bill of lading less the safely delivered portion, and assays and prices as determined for the part of the cargo which has been safely delivered in accordance with the terms and conditions contained herein.

17.

TITLE AND RISK:


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Title to the copper concentrates shall pass from Seller to Buyer when the provisional payment is received. Risk of loss and/or damage shall pass from Seller to Buyer when the copper concentrates passes the ship's rail at the port of loading. 18.

TAXES, DUTIES, CHARGES AND COMMISSIONS: Seller is liable and shall pay or cause to be paid, or reimburse Buyer if Buyer has paid, all present and future duties, taxes, levies, imposts, charges, assessments, fees and commissions of any kind (“Taxes”) levied or assessed by any government or other tax authority in respect of the mining, processing, sale, transportation or supply of Copper Concentrates (other than stamp, registration, documentation or other similar tax) arising prior to delivery of Copper Concentrates in accordance with the terms hereof. Seller shall indemnify, defend and hold Buyer harmless from any claims for such Taxes. Buyer is liable and shall pay or cause to be paid, or reimburse Seller if Seller has paid, all Taxes arising at and from delivery of Copper Concentrates in accordance with the terms hereof, including any Taxes imposed or collected by a taxing authority with jurisdiction over Buyer. Buyer shall indemnify, defend and hold Seller harmless from any claims for such Taxes. Either party, upon written request of the other shall provide a certificate of exemption or other reasonable satisfactory evidence of exemption if either party is exempt from Taxes, and shall use reasonable efforts to obtain and cooperate with obtaining any exemption from or reduction of any Tax.

19.

NOTICES: All notices, requests and other communications hereunder shall be in writing, and shall be deemed to have been duly given, or delivered, or made when sent by registered mail, postage prepaid return receipt requested and addressed as follows or by telex or facsimile: If to Buyer: Name. Address City code Telephone: (xxx) xxx-xxxx Telefax: (xxx) xxx-xxxx E-mail: [email protected] If to Seller: Name Address City code Country Telephone: (xxx) xxx-xxxx Facsimile: (xxx) xxx-xxxx

If to Ownership: Name Address city code Country Telephone: (xxx) xxxxxxx Facsimile: (xxx) xxxxxxx

E-mail: [email protected] 20.

FORCE MAJEURE: For purposes of this agreement, “Force Majeure” shall mean the occurrence of an event (which is not within the reasonable control of the party claiming Force Majeure) that hinders or prevents the performance of any obligation (other than the obligation to pay for the material) by such party. Any event of Force Majeure so preventing or delaying the performance of any such obligation (other than the obligation to pay for the material) shall entitle the party affected to suspend such performance during the time and to the extent of the Force


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Majeure, provided that the party so affected shall inform the other promptly in writing or by telex or facsimile. The party so affected shall not be liable to the other for damages on account thereof. However, a declaration of Force Majeure by Buyer shall not operate to defer the delivery or receiving of concentrates which at the time of such declaration of Force Majeure is actually on board ocean vessel or committed for loading on a particular vessel for a specified sailing for which STEM has been given. If the circumstances giving rise to a Force Majeure declaration continue for more than ninety (90) days then the party not declaring Force Majeure shall have the right to renounce any further fulfillment of its obligations hereunder with the exception of obligations which shall have accrued hereunder between Buyer and Seller. In the event of a Force Majeure, the Buyer has the right to claim under the guarantee and that all outstanding amounts that are due to the Buyer are repaid upon first demand. 21.

LIMITATION OF DAMAGES / ASSIGNMENT: the parties confirm that the express remedies and measures of damages provided in this agreement satisfy the essential purposes hereof. For breach of any provision for which an express remedy or measure of damages is provided in this agreement, such express remedy or measure of damages shall be the sole and exclusive remedy, the liable party’s liability shall be limited as set forth in such provision and all other remedies or damages at law or in equity are waived, unless otherwise expressly provided in the agreement. If no remedy or measure of damages is expressly herein provided, the liable party's liability shall be limited to direct actual damages only. Such direct actual damages shall be the sole and exclusive remedy and all other remedies or damages at law or in equity are waived unless expressly provided in these terms. Neither party shall be liable for consequential, incidental, punitive, exemplary or indirect damages, lost profits or other business interruption damages, by statute, in tort or contract, under any indemnity provision or otherwise. to the extent any damages required to be paid hereunder are liquidated, the parties acknowledge that the damages are difficult or impossible to determine, otherwise obtaining an adequate remedy is inconvenient and the liquidated damages constitute a reasonable approximation of the harm or loss. This section 21 shall survive the expiration or termination of the agreement and all transactions. This agreement shall bind and inure to the benefit of the parties hereto, their legal representatives, successors and assignees. Neither party shall assign nor otherwise dispose of any rights, obligations or interests in and under this agreement without the prior written consent of the other party which shall not be unreasonably withheld. Notwithstanding the foregoing, either party may, without the need for consent from the other party (and without relieving itself from liability hereunder and under the Transaction), (a) transfer, sell, pledge, encumber or assign this agreement and the Transaction or the accounts, revenues or proceeds hereof or thereof in connection with any financing or other financial arrangements; (b) transfer or assign this agreement and the Transaction to an affiliate of such party; or (c) transfer or assign this agreement and the Transaction to any person or entity succeeding to all or substantially all of the assets of such party by way of merger, reorganization or otherwise; provided, however, that no such assignment shall in any way relieve the assignor from liability for full performance under this agreement and the Transaction and that any such assignee agrees to be bound by the terms and conditions of this agreement and the Transaction.

Evaluación y Planificación minera 22.

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REPRESENTATION / WARRANTIES: Seller hereby represents and warrants that it shall at all times duly observe and conform to all valid requirements of any governmental authority relative to the purchase and sale of Copper Concentrate as contemplated hereunder, including, without limitation, any statute, regulation or treaty. Seller warrants that the product supplied under this agreement shall not be produced by, originate or be shipped from any country subject to u.s. trade sanctions, including but not limited to cuba, north korea, libya, iraq, yugoslavia, angola, iran, burma, sudan, afghanistan, and/or any country with whom the buyer is prohibited by u.s. law or u.s. regulations from trading. Seller shall if requested by buyer provide buyer with a certificate of origin for the product. The certificate of origin shall be attested by an official seal and signature of the customs authorities or the chamber of commerce at the load port. Seller shall ensure that buyer receives the certificate of origin within 30 days of the bill of lading date. It is a condition of this agreement that the seller complies with its obligations under this clause. in the event that the seller is in breach of its obligations hereunder in whole or in part buyer shall be entitled to reject the product and claim damages.

23.

WAIVER: Waiver of any breach of any provision hereof shall not be deemed to be a waiver of any other provision hereof or of any subsequent breach of any provision.

24.

ARBITRATION: Any dispute or claim arising out of this agreement shall be settled by arbitration under the Commercial Arbitration Rules of the American Arbitration Association (“AAA”) in effect at the time a demand for arbitration under the rules is made. The tribunal shall consist of three arbitrators and the parties shall each be entitled to nominate one arbitrator, the third arbitrator being appointed by the President or a vice-president of the AAA. Each party shall designate an arbitrator, who need not be neutral, within thirty (30) days of receiving notification of the filing with the AAA of a demand for arbitration. If either party fails to designate an arbitrator within the time specified one shall be appointed by the President or a vice-president of the AAA. The award shall be final and binding on both Seller and Buyer. Judgment upon the award rendered by the arbitrators may be entered in any court having jurisdiction thereof. It is expressly agreed that the arbitrators shall have no authority to award punitive or exemplary damages, either in arbitration or in litigation. The arbitration proceedings shall be conducted in New York, New York, United States of America and the language shall be English.

25.

CHOICE OF LAW: This agreement shall be governed by and interpreted in accordance with the laws of the State of New York, United States of America, applicable to contracts to be performed wholly within that State and without reference to the choice of law rules of the State of New York.

26.

CONFIDENTIALITY: Each party shall retain all information obtained hereunder in strict confidence and, without the prior written consent of the other party, shall not use it or disclose it to any third parties (other than a party’s affiliates or a party’s or its affiliate’s employees, lenders, counsel, accountants or prospective permitted purchasers, directly or indirectly, of a party or all or substantially all of a party’s assets or of any rights under this agreement, in each case who have agreed to keep such terms confidential) except in order to comply with any applicable law, order, regulation or exchange rule; provided each party shall notify the other party of any proceeding of which it is aware which may


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result in disclosure and use reasonable efforts to prevent or limit the disclosure. The provisions of this clause shall survive termination of this agreement.

27.

INTEGRATION CLAUSE: This contract xxxx represents the entire agreement of the parties with respect to the subject matter hereof, may not be altered or amended except by writing signed by both parties hereto.

day of , 2000 with effect from and as of Month Day, Year Signed this the date on which the above terms were agreed upon by duly authorized officers of the parties.

BY: BUYER

__________

BY: SELLER.

BY: BUYER

_____ _____

BY: SELLER.

APPENDIX II TYPICAL ANALYSIS COPPER CONCENTRATES Cu 21.50 Ag 114.0 Au up to 2.0 S 38.0 Fe 33.5 As 0.20 Zn 2.9 MgO 0.08 Bi 0.0275 Sb 0.15 Pb 1.3 Al2O3 0.05 Hg 104.0 Te 0.0019 – 0.013 Cl 0.02 Se 0.0115 H2O 6.0 - 10.0

pct gms/dmt gms/dmt pct pct pct pct pct pct pct pct pct ppm pct pct pct pct


Curso 2001/02 ANEXO III

COPPER CONCENTRATE VALUE

WEIGHTS AND ASSAYS 10.000 wmt

Cu (%) =

21,00

Pb (%) =

1,5

9,4400 % H2O

Au (ppm) =

0,00

Zn (%) =

2,5

Sb (%) = 0,20 Hg (ppm) 100 =

Ag (ppm) =

250,00

As (%) =

0,20

Bi (%) =

Ag (ozs/st)=

7,2917

9.056,000 dmt QUOTATIONS

YEAR,

MONTH,

Copper (Settlement on

MONTH, YEAR

) = US$ / t

Silver (London bullion on

MONTH, YEAR

) = cUS$ / oz

Quotational period =

1.800 4,5

METAL PAYMENTS Cu = Ag =

( (

21,00 - 1) x

1.800 / 100 =

250 - 30) x

360,000 USD/DMT

4,50 / 31,1035 =

Overall payments =

31,829 USD/DMT 391,829 US$/dmt

- Deductions: Treatment charges:

70 US$/dmt

Refining charges: Cu; 2,204.62 x

-Penalties:

0,2000

x 0.070 =

34,833 US$/dmt

0,5

3,537 US$/dmt

Ag;

7,073159

oz x US$/oz

Pb = (

1,5

- 0.5) x 2.00 =

2,000 US$/dmt

Zn = (

2,5

- 2.50) x 1.00 =

0,000 US$/dmt

As = (

0,2

- 0.20) x3.00 /0.1 =

0,000 US$/dmt

Sb = (

0,20

- 0.10) x 3.00/0.1 =

3,030 US$/dmt

Bi = (

0,015

-0.02) x 4.0/0.01 =

0,000 US$/dmt

Hg = (

100

- 10) x 2.0/10 =

H2O =

18,000 US$/dmt 0,000 US$/dmt

Total penalties =

23,030 US$/dmt

NET VALUE PER DMT Total metal payments =

391,83 US$/dmt

Less total deductions =

108,37 US$/dmt

Less total penalties = Net value per dmt DES-Smelter =

23,03 US$/dmt 260,43 US$/dmt

0,015


Bloque 4: Estimación de los costes mineros OBJETIVOS ESPECÍFICOS: 4.1. Definir la estructura de los costes en la minería. 4.2. Calcular los costes de operación. 4.3. Aplicar los programas informáticos de estimación de costes. CONTENIDOS 4.1: CÁLCULO DE LOS COSTES DE OPERACIÓN − Perforación − Voladura − Carga − Transporte − Servicios mina − Servicios generales − Costes de tratamiento − Costes del transporte exterior 4.2: LOS COSTES DE CAPITAL DE LAS EMPRESAS MINERAS − Coste de los recursos propios − Coste de la financiación ajena 4.3: AMORTIZACIONES Y FISCALIDAD − Amortización contable − Amortización fiscal − Factor de agotamiento − Otros beneficios fiscales para empresas mineras 4.4: APLICACIONES INFORMÁTICAS − Programa SHERPA

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4.1. CÁLCULO DE LOS COSTES DE OPERACIÓN La más justa y mejor medida del éxito de una operación minera es la diferencia entre el valor de los ingresos producidos por las ventas y los costes de la producción de los minerales vendibles, incluyendo todos los conceptos que van desde los costes normales operativos hasta los generales de administración, comercialización, capital y otros.

Dos conceptos son importantes, pues: -

El primero, que corresponde a las ventas del mineral y que viene definido por las cantidades de mineral vendido, por su contenido o ley pagable y por la cotización de la materia prima considerada, así como por la convertibilidad de la moneda en que se abona.

-

El segundo, que es el que verdaderamente nos preocupa en este tema, y es la definición de los componentes de la suma de los costes de todo tipo que deben ser pagados por el minero.

El buen minero se mide más y mejor por sus bajos costes que por lograr unos grandes beneficios, que en la mayor parte de las ocasiones es más bien fruto de unas cotizaciones favorables o desfavorables del mercado internacional. Sobre las


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cotizaciones muy poco puede actuar el minero, salvo algunas técnicas de cartelización, que a medio plazo se pagan caras, pero sobre los costes es obligado incidir y actuar por parte del operador, y es justamente la mejor medida de la calidad de su trabajo.

Dos principios, que no dogmas, se pueden establecer sobre el tema de los costes mineros, que son siempre la suma de los costes operativos más los costes de capital.

1º)

A una mayor inversión de capital corresponden unos menores costes operativos por unidad de producto. Es la llamada economía de escala de gran importancia en la minería, si el interés financiero no es elevado.

2º)

A un mayor ritmo de producción corresponde una mayor inversión, una menor vida y un menor coste operativo. De ahí la tendencia inevitable al crecimiento del ritmo de las explotaciones mineras modernas.

Estos principios son tan válidos para la minería a cielo abierto como para la subterránea o por sondeos, así como válida es la idea de que el establecimiento y la comparación de los costes mineros no es un asunto fácil, debido a la gran variedad de condiciones que se presentan en los diferentes tipos de yacimientos y métodos, de los que no hay dos iguales, y a los que cada día se aplican más confusos principios de contabilidad y de balances.

Para llegar a obtener unas cifras realistas desde el punto de vista de control de los costes, e incluso para poder establecer unas previsiones realistas en un nuevo proyecto, influyen decisivamente los cambios a corto plazo de las cotizaciones de las monedas, las variaciones en los costes financieros, los incrementos salariales y las inflaciones relativas que se añadirán a las variaciones en las condiciones de la explotación, de las mineralizaciones y de los gastos metalúrgicos. Puede, por tanto, afirmarse que lo único cierto es que los costes mineros van a cambiar en el futuro y siempre.

Es preferible, por tanto, establecer como unidad de comparación, entre los costes, unos porcentajes sobre las actividades que representan los diferentes conceptos y procesos mineros para los varios métodos diferentes de explotación de las minas y sobre todo tener unas ideas claras de la forma en que se establecen los controles ya que, lo verdaderamente importante de la estructura del control de los costes son sus caracteres a la vez matricial, acumulativo y comparativo.


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El carácter matricial viene definido por la doble entrada que supone la necesidad de controlar al mismo tiempo los conceptos y los diferentes procesos de la operación minera, que básicamente son:

LOS PROCESOS Desmonte previo

LOS CONCEPTOS Supervisión y control

Preparaciones

Operación Pozos y galerías

Personal

Perforación

Planificación Mantenimiento

Voladura Entibación

Repuestos Materiales

Carga

Reparaciones Exteriores Eléctrica

Transporte Servicios

Consumos

Energía

Diesel

Varios

Explosivos

Relleno

Amortización

Ventilación

Capital

Desagüe

Seguros Intereses

El carácter acumulativo de la estructura de los costes viene dado por la integración o suma de los costes de todos los meses transcurridos hasta la fecha del control, siendo en general más realistas cuanto más largo es el período acumulado, al reducirse, por el factor tiempo y por la lógica probabilidad, la tremenda incidencia de los sucesos puntuales que introducen unas fuertes desviaciones momentáneas.

Otra buena práctica de control es la comparación de los costes reales obtenidos con un standard fijado previamente para el período medio del año o del proyecto, lo que permite dirigir la observación y la actuación sobre las desviaciones más elevadas, siendo más útil esta comparación en cuanto al control de los procesos que en cuanto a los conceptos.

El problema más difícil en el control de los costes mineros es la referencia a una unidad de medida, muy variable según los casos, pudiendo ser medidos a partir del año 2002 bien en Euro./día, mes o año, en Euro/t de mineral o en Euro/t de material


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movido. Internacionalmente en la minería se utiliza el US$ como moneda de cálculo de los costes y de las cotizaciones de las materias primas minerales.

A partir de los datos recogidos por el U.S. Bureau of Mines en su trabajo "Mines Cost Estimating System Handbook" puede establecerse el siguiente cuadro general de los costes mineros en función del método de explotación y del ritmo de trabajo (X) en toneladas cortas de material extraído por día, con un error medio del +/− 25% en función de unas rectas de regresión que recogen los datos de las 1000 operaciones valoradas en el trabajo y en US$ de 1994: Método

Coste de operación estimado en $/st

Por cielo abierto Corta pequeña

71.0 (X)

-0.414

Corta grande

5.14 (X)

-0.148

48.4 (X)

-0.217

279.9 (X)

-0.294

Cámaras y pilares

35.5 (X)

-0.171

Sutirage

74.9 (X)

-0.160

Subniveles

41.9 (X)

-0.181

VCR

51.0 (X)

-0.206

Por Interior Block Caving Corte y relleno

Existe un programa comercial de ordenador SHERPA, disponible en la cátedra de Laboreo de la Escuela de Minas de Madrid, que nos va a permitir conocer con una mayor precisión los costes medios de una gran parte de las explotaciones de Estados Unidos y Canadá y así fijar un estándar o comparaciones para los nuevos proyectos, que van a ser aplicados en este curso en casos prácticos y reales de la minería. Ver el anexo al final de este bloque.

Para el cálculo de los costes operativos de los procesos mineros como:


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Costes de perforación Costes de la voladura Costes de la carga con excavadora y con pala cargadora Coste del transporte con volquetes Costes de los servicios

Se va aplicar la hoja de cálculo Costes.xls que se adjunta en el curso, además del Programa FPC de CATSOFT para los procesos de carga, transporte y servicios de minas a cielo abierto. 4.2

LOS COSTES DE CAPITAL DE LAS EMPRESAS MINERAS

Se denominará INTENSIDAD DE CAPITAL a la relación entre el coste de la inversión por unidad de capacidad anual y el precio de venta de la unidad vendible o lo que es igual al valor de las ventas anuales de un año medio de producción partido por la inversión total para la puesta en marcha del proyecto completo.

Un proyecto minero o de cualquier otro tipo, se denominará de baja intensidad cuando la intensidad de capital es inferior a la unidad: --- = V

Inversión Total de Puesta en Marcha ----------------------------------------------------------Ventas Totales de un Año de Producción

Ejemplos: Una mina de carbón con una producción de 1.000.000 t/año que obtiene 40$/t de precio de venta; es de baja intensidad si la inversión total entre la explotación de la mina y la planta es inferior a 40 M $. Un proyecto o alternativa de inversión minera es de media intensidad cuando la relación estará entre 1 y 2: 1 < I/V <2 Una mina de cobre con 200 M$US de inversión para una producción de 160.000 t/ año de cobre metal a un valor de 750 $/t (EX-mina), tiene una intensidad de capital media: I/V = 200.000.000 / 160.000 x 750 = 1.66 Un proyecto o alternativa de inversión es de alta intensidad de capital cuando: I / V > 2 Un proyecto de mina de oro con una producción normalizada final de 1.000 kg/año de Au, a un precio de venta de 1.600 Euro/g requerirá una inversión total de 4.000 M. Euro y tendrá por tanto un valor de I/V = 4.000/1.600 = 2,5.


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En el monto total de la inversión minera de la puesta en marcha tan sólo se deben incluir los costes de: -

La exploración y evaluación inicial por parte geológica

-

La compra de los terrenos, de la maquinaria, la apertura de la explotación y de los talleres por parte minera.

-

Las plantas de tratamiento o concentración y auxiliares hasta el producto final vendible en forma de un mineral lavado, concentrado o beneficiado.

-

La infraestructura de agua, energía y de transporte externo.

No deben incluirse, en el cálculo de la intensidad de capital, las inversiones en plantas metalúrgicas o fundiciones, central térmica, fábrica de cementos y semitransformación, que podrán aumentar la intensidad de capital a unos elevados valores entre 4 y 7, debiendo ser considerados como unos proyectos separados del minero.

Anualmente se invierten en la minería mundial unos 150.000 millones de dólares repartidos proporcionalmente a las ventas y por tanto más de un 60% a la minería energética de hidrocarburos y carbones, un 25% a los minerales metálicos y el resto a los minerales industriales y rocas de construcción.

La tendencia actual en la minería mundial es crecer o pasar de un valor de intensidad de capital (I/V) de 1 a 3 por las siguientes razones de peso:

a)

Al explotarse menores leyes de mineral aumenta la necesidad de capital a invertir que esta más relacionada con el tonelaje anual a tratar que con la ley del mineral.

b)

Las nuevas minas están más alejadas, en áreas remotas con poca o nula infraestructura existente. Luego es necesaria una inversión mucho mayor o un coste en infraestructura de transporte a puerto, energía, viviendas y de todo el desarrollo de la zona minera.

c)

El equipo minero es cada día más sofisticado y caro, lo que si bien aumenta la productividad y reduce el coste operativo, eleva mucho más el coste de capital y de la puesta en marcha del proyecto minero.

d)

Las regulaciones gubernamentales, la lucha contra la contaminación del medio ambiente y la reducción de los problemas de siniestrabilidad, han incrementado los costes de capital más de un 20% en la mayoría de los países desarrollados.

e)

Los elevados intereses financieros que se añaden al coste total de la inversión en forma de intercalarios elevan tanto más la inversión cuanto mayor es el


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porcentaje del coste de capital en forma de deuda. Aunque varia, según las sustancias, el porcentaje del capital, en forma de endeudamiento en el coste final del producto minero, ha pasado a ser hoy entre el 40 y el 60%, en lugar de los antiguos proyectos que, en general en la minería no pasaban del 20%, ya que se autofinanciaban su crecimiento en un mayor porcentaje que hoy en día.

FACTORES QUE DISTINGUEN LAS INVERSIONES MINERAS -

Los altos costes de inversión que obligan a una mayor intensidad de capital que en las inversiones en la construcción, en el comercio, en la manufactura o en la industria de transformación o turística o en los servicios.

-

El mayor riesgo de las variaciones o las fluctuaciones en los precios, ventas, mercados, cotizaciones de monedas, etc.

-

Un prolongado período de maduración de las inversiones. Hoy en día resulta normal un período entre 5 - 15 años desde el descubrimiento del criadero hasta la puesta en marcha de la operación.

-

Un valor residual de la inversión muy pequeño, por la dificultad de vender de segunda mano las concesiones o los yacimientos y menos aún las instalaciones y muy poco fácil la venta de la maquinaria.

-

Necesidad de unos gastos adicionales y continuados una vez finalizada o parada la producción (la restauración, la estabilización y control de las balsas de residuos y de las escombreras, mantenimiento de los pozos y galerías, etc.)

-

Una tecnología cara y difícil muy concentrada en pocas manos o grupos (poca competencia, en general)

LAS INVERSIONES MINERAS TÍPICAS Aún cuando la variedad de las inversiones mineras puede ser muy grande podemos clasificarlas en principio en las siguientes: -

La adquisición de una concesión o de una propiedad minera ya explorada, desarrollada o parada hace algún tiempo.

-

La inversión en exploración con una expectativa de descubrir un yacimiento. Es donde inviertan las grandes compañías mineras del mundo y alcanzará unos porcentajes muy bajos (entre un 5 y un 10 %)que son pagados por el llamado factor de agotamiento.

-

El desarrollo y la construcción de una nueva mina y la compra de los terrenos necesarios para las explotaciones, las plantas y los vertederos, etc.


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La expansión de las operaciones ya existentes o la necesaria adquisición de otras concesiones y terrenos limítrofes o próximos en la cuenca para alargar la vida de la mina.

-

La renovación o la substitución de los equipos mineros y mineralúrgicos y la modernización de las plantas, de sus procesos o de sus componentes.

-

La modificación de los métodos, de los procesos o de las técnicas de producción y de los sistemas de extracción.

-

La permanente innovación tecnológica para reducir los costes y continuar siendo más competitivos que los otros.

-

La racionalización, reingeniería o reestructuración de las plantillas de personal para reconvertir cuencas, que han quedado fuera de rentabilidad.

LA EVALUACIÓN ECONÓMICA DE LOS PROYECTOS MINEROS Algunas de las preguntas a las que se deben responder técnica y financieramente para lograr atraer las inversiones de capital hacia la minería son: -

¿Es rentable la inversión minera desde un punto de vista exclusivamente económico?

-

¿Qué otros factores no económicos son tenidos en cuenta?. Sociales, políticos, estratégicos, comerciales.

-

¿Se dispone de los fondos para financiar la inversión?

-

¿Cómo se financia el proyecto? ¿Cuanto capital será propio y cuánto ajeno.

-

¿Qué ayudas o subvenciones se pueden obtener?

A estas preguntas intenta responder el bloque 5º con los pasos para determinar la viabilidad de un proyecto minero.

ESTIMACIÓN DE LA INVERSIÓN De acuerdo con las estimaciones efectuadas en el U.S. Bureau of Mines, publicadas en el Mining Engineering en Junio de 1994, las inversiones necesarias en Dólares USA de 1987, con un margen de error de ± 30%, para un proyecto minero en función del método deberán corresponder a una cifra en $ del orden de la señalada en el cuadro siguiente en el que X es el ritmo del tonelaje (st/día) de material (mineral + estéril) para el método minero

Evaluación y Planificación minera MÉTODO DE EXPLOTACIÓN

Curso 2001/02 INVERSIÓN en $ USA de 1987

POR CIELO ABIERTO PEQUEÑO CIELO ABIERTO GRAN CIELO ABIERTO

160.000 (X)

0.515

2.670 (X)

0.917

64.800 (X)

0.759

POR INTERIOR BLOCK CAVING

1.250.000 (X)

0.461

CÁMARAS Y PILARES

97.600 (X)

0.644

SUTIRAGE

179.000 (X)

0.620

SUBNIVELES VCR

115.000 (X) 0.747 45.200 (X)

CORTE Y RELLENO

0.552

LA FINANCIACIÓN DE LOS PROYECTOS MINEROS Siempre existen excepciones, pero está ampliamente reconocido que los ingenieros de minas no realizan una contribución muy especial en la fase financiera de los proyectos mineros. Los ingenieros, normalmente, entregan el proyecto a los expertos financieros no técnicos después de haber hecho unas estimaciones de los flujos de caja utilizados para calcular el valor actual neto y las tasas internas de retorno, asumiendo que el 100% de los fondos necesarios son de capital social.

Los planes de estudios de las Escuelas de Ingeniería minera no suelen incluir áreas de conocimiento como la contabilidad, los impuestos, las estructuras económicas o las técnicas financieras, lo cual no les ha permitido tomar parte en todo el proceso, desde la estimación inicial de los parámetros técnicos a la finalización del paquete financiero y los efectos en la compañía. Esta división de las responsabilidades ha sido claramente insatisfactoria y ha podido llevar a tomar algunas decisiones erróneas y poco alentadoras o negativas para la minería. En algún caso los promotores de un proyecto minero, orientado tan solo técnicamente, pueden haber ganado la aceptación de los financieros no técnicos, para un proyecto basado en una ingeniería y en unas estimaciones geológicas exageradas. En otros casos, los financieros que han tenido la mala fortuna de apoyar un proyecto cuyas previsiones técnicas eran malas y sin compensaciones por los altos precios estimados de los metales, es fácil que adopten para el futuro una actitud demasiado conservadora cuando estudien otros nuevos proyectos, y esto podría llevar a una retracción ante otros proyectos con mejores oportunidades.

A menos que los ingenieros reciban alguna enseñanza en contabilidad y financiación en los últimos años de su carrera, no es fácil que puedan participar en todas las fases


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de la financiación del proyecto y, como es dudoso que los financieros puros tengan tiempo o la actitud para obtener una buena calificación técnica, continuará existiendo la división en los análisis de los proyectos. Sin embargo, están produciéndose algunos cambios que pueden permitir a los ingenieros tomar parte en todas las fases del análisis y en la financiación. Las técnicas de simulación y optimización e incluso las que normalmente se denominan de "inteligencia artificial" están siendo utilizadas en los despachos por medio de computadoras personales, en lugar de ser confinados en los departamentos de investigación con grandes programas. Los programas pueden, hoy en día, incorporar las matemáticas financieras, las reglas contables y la rutina fiscal que se requiere para estimar los distintos planes financieros y para ofrecer una respuesta a las cuestiones que, normalmente, los directores de una compañía se preguntan cuando tienen que tomar unas decisiones en relación con otros nuevos proyectos. Los programas van hacia la automatización de la función financiera, pero no existe escape posible a las necesidades de estimar los parámetros técnicos. En los últimos años ha tenido lugar un extenso debate sobre la viabilidad de los sistemas contables para dar una visión clara y justa de la situación financiera de una compañía. La confusión sobre los intentos de reflejar los efectos de la inflación, las fluctuaciones de los tipos de cambio y la correcta posición del endeudamiento de la compañía en el balance, ilustra los cambios a lo largo de los años en el desarrollo de las reglas contables y de las leyes.

El aumento del control público sobre el sistema contable ha cambiado el temor y el misterio con que se asociaba al mundo financiero y un amplio sector del público es actualmente capaz de entender los principios básicos de la financiación. Los ingenieros, por tanto, tienen ahora una oportunidad y un incentivo para incrementar su experiencia financiera con lo cual aumentar su capacidad para contribuir a una correcta toma de decisiones con respecto al nuevo proyecto.

Dejando a un lado las ayudas de las computadoras, los mayores cambios están aún por hacerse en los planes de la enseñanza de los ingenieros, que no les ha permitido hacer una plena contribución en las tomas de decisiones a altos niveles, la cual se ha llevado a cabo con un lenguaje financiero. La razón principal de esta nueva asignatura es lograr unos ingenieros con unos mayores conocimientos financieros, y así la profesión no tendrá que estar solo satisfecha con ser útil, sino también, como ejecutivos, podrán tener un papel menos secundario.


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En este apartado se examinan las diferentes fuentes y los tipos de financiación de los proyectos mineros y también los factores que determinan sus costes. Antiguamente las empresas mineras recurrían principalmente a la técnica financiera de ampliar sus instalaciones y capacidades de tratamiento mediante la aplicación de los recursos propios generados por los beneficios, el factor de agotamiento y las amortizaciones, pero a partir de los años 70 comenzó una carrera de endeudamiento externo de las empresas mineras que han recurrido usualmente a las normales técnicas de endeudamiento bancario o con agencias gubernamentales como el Banco Mundial o con multinacionales. En los casos de ser filiales de los grandes grupos, la financiación provenía de un aporte de capital prestado por las empresas matrices o por los grupos bancarios ligados a ellas. Esto está dejando de ser tan normal en los finales de los años 90 para dejar paso a otras técnicas mucho más complejas y competitivas que están siendo aplicadas con fuerza y muy especialmente en el caso de las grandes inversiones que se están realizando en Latinoamérica.

Para demostrar la importancia del endeudamiento se tiene que explicar con detalle la diferencia fundamental entre la financiación ajena y la propia (capital social más reservas. Se exponen también algunos otros tipos de financiación ajena, como las obligaciones o los bonos convertibles, las acciones preferentes, el leasing, los pagos en producto, la financiación de proyecto, las subvenciones fiscales, los préstamos para el equipamiento y los préstamos en oro o metal. La elección de un método concreto de financiación normalmente depende del sistema contable utilizado y de las leyes impositivas del país o de la comunidad en donde se va a desarrollar el proyecto. Las nuevas técnicas de financiación se han desarrollado, normalmente, para poder responder a los cambios y a las frecuentes variaciones en la contabilidad y en las leyes fiscales de las diferentes regiones.

El próximo paso incluye la elección del tipo de financiación más apropiado, las fuentes de recursos y una estimación del impacto del proyecto en la compañía promotora. El impacto es medido en términos de las ganancias por acción, en el ratio de endeudamiento y en el flujo de caja de la compañía.

Las fuentes de financiación son muy concretas, en la minería como en casi todas las buenas empresas, la primera y fundamental ha sido siempre la autofinanciación, es decir el propio beneficio obtenido por las compañías mineras y después, si no hay otro remedio, los prestamos o ayudas concedidos por los clientes y proveedores, los bancos y los gobiernos.


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Las grandes diferencias y distancias en el tamaño y en la localización geográfica de los recursos minerales y en las características de comercialización de los diferentes productos minerales suponen la necesidad de muchas fuentes y tipos de financiación para cubrir todos los requisitos de un proyecto minero. Cada técnica de financiación conlleva asociados unos costes y riesgos y existen unos razonables limites para las cantidades que pueden ser utilizadas en un proyecto de cada tipo de financiación. Los costes del dinero se determinan por las fuerzas de la oferta y la demanda de los fondos disponibles y sus límites vienen definidos por los acuerdos entre las empresas mineras, las financieras, las reglas contables, las fiscales y las leyes.

Además del gran número de los sistemas financieros disponibles en un momento dado, continuamente se están desarrollando otros nuevos productos, para reemplazar a aquellos que han disminuido su utilidad como resultado de los cambios en las relaciones internacionales, las tasas de crecimiento económico, los niveles de empleo, los avances tecnológicos, los tipos de cambio, las tasas de inflación, los reglamentos impositivos y las técnicas del comercio de minerales. Las distintas reglas contables aplicadas a los sistemas de financiación y las leyes en si mismas, están sujetas a frecuentes y grandes cambios a lo largo del tiempo. Debe también considerarse que el tratamiento contable, para el mismo tipo de financiación, varia entre los diferentes países.

En un momento o lugar concreto la cantidad de los fondos disponibles para la inversión en los proyectos está limitada y la minería tiene que competir con otros sectores, que van desde algunos proyectos de alta tecnología en la zona del Silicon Valley o las telecomunicaciones, hasta los planes de desarrollo en la agricultura o de la infraestructura civil de algunos países subdesarrollados.

La habilidad o la capacidad de una compañía o de un proyecto concreto para atraer los fondos está también limitada y depende de las estimaciones que efectúen los analistas financieros de la relación riesgo / recompensa. Durante los años 90, las políticas monetaristas / económicas de los EE.UU., del Reino Unido y de Alemania han jugado un papel demasiado importante, lo que dio como resultado unos altos tipos de interés y, por supuesto, unos aumentos en los costes de todos los tipos de financiación. La situación económica ha cambiado en el nuevo siglo y es posible que la nueva política de unos bajos intereses permita la realización de más y nuevos proyectos mineros, ya que es un sector extremadamente sensible a este factor por la larga maduración y las tremendas inversiones a largo plazo.


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LOS COSTES DE LA FINANCIACIÓN A pesar de las especiales características de cada negocio concreto, todos pueden ser valorados sobre las mismas bases comparables con unos índices de los rendimientos financieros que se obtienen a partir del dinero invertido, es decir, del capital empleado.

Los financieros tratan siempre de dirigir sus fondos de inversión hacia aquellas áreas o sectores que ofrezcan los mayores y mejores rendimientos con relación al riesgo involucrado. Las buenas comunicaciones modernas y la mayor libertad de los controles de los tipos de cambio y del movimiento de los capitales proporcionan a muchos inversores un magnifico acceso a las mejores tasas de rendimiento internacionales, que vienen a ser las bases para la determinación de las condiciones bajo las cuales están dispuestos a ofrecer los fondos. Hoy día, se pueden obtener unas tasas de rendimiento reales altos (es decir, los tipos de interés nominales menos la tasa de inflación) prestando a los gobiernos de EE.UU. o de España a corto plazo, y este rendimiento, marca la pauta en el resto del mundo para los otros tipos de inversión. Las inversiones a más largo plazo y con un mayor riesgo, como las mineras, tienen que pagar un mayor precio para atraer la financiación adecuada. La minería está clasificada, normalmente, como una industria o sector de alto riesgo, debido principalmente a las dificultades de estimar las cantidades y leyes de los recursos minerales, a los problemas asociados con sus derechos de acceso a la propiedad minera en algunos remotos lugares del mundo y a las fluctuaciones en los precios o cotizaciones de los mercados de minerales. La consecuencia inevitable es que los ofertantes de capitales solicitan una mayor recompensa o rentabilidad de los proyectos mineros y una mayor certidumbre de los parámetros estimados que para otros sectores.

Dentro del sector minero, los costes de capital que deben pagarse para asegurar la financiación de los proyectos, muestran un amplio margen. Por ejemplo, una gran y antigua compañía que ha tenido o tenga algunas operaciones de éxito y una buena experiencia en el desarrollo y en la dirección de las minas, normalmente encuentran la financiación más fácilmente y más barata que una nueva y joven compañía que sólo dispone de un prospecto de exploración o de algunas ideas innovadoras en el empleo de los métodos, sistemas o procesos y, sin embargo, la ganancia potencial, si tuviera éxito, del segundo proyecto podría ser mucho mayor. Algunas empresas mineras serias están consiguiendo llamar la atención de los fondos de inversión e incluso de fondos de pensiones o mutualidades en Canadá, Reino Unido y Australia


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LOS TIPOS DE FINANCIACIÓN Para entender todas las ramificaciones de la financiación de los proyectos mineros es esencial apreciar las fundamentales diferencias entre el capital propio y el ajeno. La financiación minera se complica por el uso de unos medios que se encuentran entre el capital propio y el ajeno (por ejemplo, las obligaciones convertibles y las acciones preferentes) y los recientes sistemas de endeudamiento relativo, como el Leasing, los pagos en producto vendible, la financiación de proyectos, las especiales subvenciones fiscales, los créditos de los suministradores de equipo, de maquinaria o ingeniería, las garantías gubernamentales para la exportación y los más normales préstamos en metálico. 4.2.1

El capital propio

Capital propio (o social) es el nombre que se da a la financiación aportada por los propietarios (es decir los accionistas) de una compañía. Los accionistas iniciales, que aportan la financiación para desarrollar una nueva mina, tienen la opción de mantener las acciones durante toda la vida de la mina, o vender sus acciones en la Bolsa. Si no venden las acciones, el rendimiento financiero para los accionistas es la suma de todos los dividendos pagados por la compañía minera y al final, el inversor esperará que el total sea suficiente para rembolsar el coste inicial de las acciones y obtener una cantidad extra que sea mayor que la que se podría haber obtenido de una inversión alternativa y con un menor riesgo.

Una venta de las acciones en una fase intermedia de la vida de la mina, a un precio mayor que la inversión inicial, da al inversor un rendimiento que consistirá en dos partes: una parte serían los dividendos recibidos durante el período en que se tuvieron las acciones y la segunda parte consiste en la plusvalía del capital ganado, (es decir el precio de venta de las acciones menos el coste inicial. Si la mina fracasa, no se pagan dividendos y el precio de las acciones cae por debajo del precio de emisión, por lo que los accionistas sufren una pérdida doble. Los dividendos se pagan después de los beneficios y tras haber pagado otras partidas económicas, como salarios, materiales, depreciaciones, impuestos e intereses. Una operación minera que tenga éxito puede pagar dividendos, incrementándolos desde el principio hasta el final de la vida de la mina, pero para otras muchas minas, las fluctuaciones en los precios de los minerales pueden llegar a congelar los dividendos durante un período de baja de las cotizaciones. Un corte en los dividendos es muy fácil y lógico que cause una caída en el precio de las acciones y demuestra que el riesgo en la minería es mayor que en otros sectores.


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El tratamiento fiscal de los dividendos y de las ganancias del capital varía de acuerdo a las circunstancias individuales de los accionistas, y a las grandes diferencias de impuestos que se dan entre los diferentes países. Si un individuo o una compañía calcula o estima la tasa de rendimiento de una inversión y compara los resultados con una inversión alternativa, es esencial que examine el rendimiento neto (es decir, después de impuestos), que recibe el nombre de rendimiento financiero-fiscal.

Uno de los atractivos de la financiación propia para los accionistas es que la mina pueda tener unos bajos costes a un nivel estándar internacional y que la vida de la mina coincida con un período de altas cotizaciones para el mineral. Bajo estas condiciones resulta muy fácil que los accionistas obtengan unos rendimientos excepcionales, y dicha recompensa constituye un incentivo para tomar riesgos extras y continuar en el sector minero. La financiación propia es una gran ventaja para las compañías mineras durante el período de bajos beneficios. Un corte en los dividendos puede no ser contemplado como una amenaza inmediata del futuro de la empresa y los directivos, apoyados por los accionistas, pueden disponer de un tiempo razonable para desarrollar unas políticas que salven la situación.

El peligro o riesgo siempre está presente, ya que otra compañía puede aprovechar los bajos precios de las acciones para hacer una oferta de compra, aunque esto es más problema para los directivos que para los accionistas. 4.2.2

La financiación ajena

La financiación ajena sitúa a la compañía en una diferente posición ya que en ella los inversores tienen un cierto poder para cesar el negocio si las cargas de los intereses no son pagadas ó los préstamos no son reembolsados en la forma predeterminada. El control de la compañía se pone pues, en manos de los inversores o representantes de los que han aportado el capital.

Es posible, a veces, devolver a la compañía su salud financiera a través de una suspensión de pagos, pero se puede llegar a pensar que la única acción posible, desde el punto de vista de los acreedores, es vender algunos activos en un intento de obtener fondos para repagar las deudas; es lógico pensar que en este caso no habrá fondos disponibles para los accionistas, que son los últimos de la lista, en estas circunstancias, a cobrar.


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Los accionistas de una compañía minera, tienen que medir el gran riesgo de la pérdida del control asociado a la financiación ajena, contra la ventaja indudable, pero especial de esta fuente de recursos de capital.

La financiación ajena es una fuente de eficiencia fiscal, ya que la carga de los intereses puede ser utilizada para reducir los beneficios imponibles. Hay que preguntarse si es preferible pagar impuestos al Estado o intereses a los inversores.

La obligación de la compañía de pagar los intereses regularmente y rembolsar la deuda en el futuro y en un momento concreto, supone que el acreedor está sujeto a un menor riesgo que el accionista, siendo, en principio, la deuda más barata que la financiación propia. Sin embargo, una compañía tiene incentivos y atractivos para usar la máxima cantidad de capital ajeno que le permite mantener el control de la misma en unas condiciones comerciales adversas, pero le es muy difícil determinar la proporción óptima de capital ajeno en la financiación total, es decir, el nivel de endeudamiento.

La cantidad de financiación que una compañía puede obtener en forma de endeudamiento, es siempre limitada en función del coste del capital. El nivel se determina por la interacción entre los deseos propios de la compañía por obtener una financiación barata y a la vez su independencia financiera, que impide la posibilidad de que los acreedores puedan ejercer unas acciones legales para recobrar su dinero si la compañía estuviera fuertemente endeudada y no pudiera pagar sus deudas. Las obligaciones convertibles Una obligación convertible es una forma de financiación que, en principio, es un préstamo a la compañía (es decir, una deuda más), pero que tiene la posibilidad de convertirse en una acción. El poseedor de la obligación tiene que pagar más dinero de esta forma que por las acciones, pero tiene una seguridad extra en los primeros años del proyecto. Las obligaciones convertibles que se cotizan en bolsa, es más fácil que tengan una mayor fluctuación respecto al precio relativo de la acción ordinaria. Las acciones preferentes Las acciones preferentes se encuentran entre los extremos del capital propio y el ajeno, pero sus características se dirigen más hacia el capital propio. Los tenedores de estas acciones aceptan un dividendo predeterminado del mismo modo que se pagan los intereses a los acreedores, pero estos dividendos se pagarán de los beneficios, si los hubiera. Los accionistas preferentes no tienen el mismo poder que los acreedores


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si la compañía suspende pagos, aunque se deben realizar las provisiones para pagar los dividendos en los años futuros, por si hubiera un período de pérdidas. Esta seguridad se puede y debe valorar por la Bolsa y podrían ser convertidas en acciones ordinarias.

Como ejemplo tenemos el reciente caso de la Greenstone Resources Ltd. de Canadá, que ha colocado un 45% del capital de su filial colombiana Compañía Minera de Oronorte en las bolsas de Bogotá y Medellín, para conseguir unos 10 millones $USA de los capitales colombianos para el desarrollo de sus nuevas minas de El Limón y El Carmen, que pretenden producir unas 30.000 onzas de oro al año. Asimismo en Perú el mismo grupo canadiense preparó el lanzamiento de unos Bonos convertibles en acciones en el mercado local por otros 10 Millones $USA para financiar el desarrollo de la Compañía Minera Milpo S.A. de Lima. Hace pocos años tales iniciativas de recoger parte del capital nacional de Latinoamérica hubiera estado condenado al más rotundo fracaso por la falta de racionalidad financiera, que se basa fundamentalmente en la confianza, sobre todo en el país en que se encuentra la mina que se va a financiar. El leasing El leasing, como fuente de financiación ajena de las compañías mineras, es muy popular en los EE.UU. y en otros países sajones por su eficiencia fiscal e, inicialmente, posibilita a las compañías para obtener una forma de préstamos que no incrementa, aparentemente, el endeudamiento.

El término de financiación "off-balance sheet" (financiación fuera del balance) ha sido formulado para describir un método por el cual una compañía recibe el equivalente a un préstamo que no se plasma en el balance. Para la compañía la ventaja es que hace posible aumentar la cantidad de financiación ajena relativamente barata, por encima de aquel punto en que los inversores dicen basta. El método consiste en la compra de un equipo o maquinaria por una compañía distinta, que luego lo alquila a la compañía minera a cambio de unos pagos anuales. Se consigue así una buena eficiencia fiscal si la compañía minera utiliza todas las subvenciones fiscales existentes para el capital en la compra de los equipos y si el acuerdo de leasing se hace con una compañía que tiene desgravaciones extras de capital. Esta última compañía puede comprar el equipo, utilizar la subvención de capital para reducir sus impuestos y alquila el equipo a la compañía minera por unas tasas favorables.


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Las autoridades financieras y fiscales, no han implantado aún unas medidas correctas de control por la utilización artificial en relación con las subvenciones de capital para la reducción de las cargas del leasing y de los pagos de impuestos, pero la regulación y normativa contable está siendo cambiada para asegurar las obligaciones de la compañía que alquilan los equipos por esta vía financiera. Se debe plasmar explícitamente en el informe anual y en la contabilidad de la empresa minera, al menos como unas notas explicativas anexas al balance. Con esta información los analistas financieros pueden calcular mejor y más claramente el verdadero endeudamiento de una compañía y los riesgos asociados a la misma. La financiación por pagos en producción Los pagos en producción supusieron aproximadamente un sexto de la financiación para el desarrollo de las minas de carbón en EE.UU. entre los años 1975-1982, cuando la crisis energética. El ejemplo clásico es el de un préstamo procedente de una central térmica de carbón para ayudar a la financiación de una nueva mina o para ampliar una mina existente, lo cual también ocurrió en España a través de Endesa y de otras centrales térmicas, que a su vez eran ayudadas por el Estado a través de la financiación de los Stocks estratégicos.

En los años 80 y 90 ha sido una técnica muy popular en la financiación de las minas de oro en Nevada y Australia y en los momentos actuales está siendo empleada en la financiación de proyectos de Cobre y de hierro, como en el caso de la Southern Perú Copper Corporation para su programa de inversiones en Perú, que necesitaba del orden de unos 350 millones de US$ y que, por valor de unos 115 millones US$ fue otorgado por la Banque Generale de Bruselas, la Banque Francaise du Comerce Exterieur y el Banco Indosuez de París, como un crédito pre-exportación ligado a un contrato de entrega de 420.000 t de cobre blister a la refinería de Olen de la compañía belga Unión Miniere. Al crédito belga se unió otro préstamo de la Mitsui & Co. de Tokio vinculado a un contrato de suministro de metal y garantizado por el poderoso MITI como apoyo a la inversión y desarrollo del comercio extranjero.

El reembolso de los préstamos se hace mediante reducciones en los precios de las futuras ventas de mineral de la mina a la central térmica, a la fundición o a la siderúrgica. No parece fácil que el método llegue a ser popular en los países en desarrollo, porque el prestamista desea tener algún tipo de control sobre la propiedad del mineral. Podría ser políticamente inaceptable para el gobierno de un país, que ha ganado recientemente la independencia, permitir a una compañía extranjera tener una


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parte de la propiedad de sus recursos naturales. Los pagos en producción se ven favorecidos si los precios de los minerales a producir no están sujetos a unas grandes fluctuaciones (p.e., el carbón. También tienen la ventaja de no aparecer en el balance contable como en el caso anterior, aunque los analistas deben de solicitar las aclaraciones precisas de las obligaciones existentes en los contratos de venta.

Los prestamos en oro es una forma de financiación con pago de la producción que consisten en un crédito bancario convertido en su valor en oro a un precio referencial pactado, lo que permite a la empresa diluir el riesgo de las variaciones en las cotizaciones al menos en lo que respecta a los costes financieros de su futura operación. Los bancos a su vez, pueden cubrir o garantizar estos prestamos mediante unos contratos de futuro. Casos conocidos han sido los prestamos del Banco de Crédito Industrial a Río Tinto Minera por valor de 7 t de oro en un período de 7 años para la ampliación de su explotación de gossans en España en 1986 o el de la mina Omai en la Guayana concedido a la Cambior Inc y la Golden Star Resources en 1993 por parte del Royal Bank como agente financiero y el Chase Manhattan Bank como agente técnico por valor de unos 175 millones de US$ correspondiente a 326.044 onzas valoradas a 386 $/onza. El resto de la financiación de este proyecto fue por medio de un contrato de leasing para la maquinaria y equipo por valor de 4,6 millones de dólares y por la emisión de acciones preferentes. Se contó con la garantía del Banco Mundial y con un seguro de riesgo político contratado con el Export Development Corp. de Canadá. La financiación de proyecto (Project financing) La financiación de un proyecto o "project financing" es una técnica financiera por la cual los que ofertan el capital obtienen sus intereses y los reembolsos de sus inversiones iniciales directamente por la caja generada de un proyecto concreto, en lugar de por los flujos de caja de la compañía minera que promueve el proyecto (sponsoring). Es particularmente útil cuando la financiación necesaria para el nuevo proyecto excede la capacidad de una sola compañía para aplicar los fondos de sus propios recursos (por ejemplo, el proyecto OK Tedi de cobre-oro en Nueva Guinea) y la técnica ha sido aplicada con éxito a otros proyectos. (Petróleo del Mar del Norte y Alaska).

La compañía promotora separa el nuevo proyecto de sus otras operaciones, pero tiene que aportar las garantías de que el proyecto alcanza unos niveles de producción específicos y dispone de una dirección efectiva. Los inversores también quieren tener


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una seguridad extra, además del cash-flow estimado, en la forma y en el pago de los contratos de ventas del mineral producido. Es normal que se formen sindicatos entre los inversores, para que el riesgo se distribuya y diluya, pero habrá que pagar más comisiones y el resultado neto podría hacer que el proyecto resultase financieramente muy caro comparado con otras técnicas de financiación.

Se usan términos tales como "sin recursos" o "recursos limitados", en el contexto de la financiación de proyectos para poner de relieve el hecho de que las obligaciones financieras están ligadas al proyecto y separadas de la compañía promotora. Los términos, a veces, se utilizan muy poco correctamente y se extienden a toda la financiación fuera del balance, pero hay que recordar que la compañía promotora normalmente ofrece o se le exigen unas grandes garantías, que han de ser tenidas en cuenta a la hora de estimar su salud financiera.

Los bancos o los sindicatos de inversores pueden aceptar los riesgos de la comercialización, pero deben obtener unas completas garantías de la compañía, antes de que acuerden limitar los recursos en función del balance del promotor. Otras técnicas de endeudamiento relativo. Los gobiernos pueden ofrecer grandes ayudas a los proyectos mineros mediante la aplicación de unos bajos tipos de interés durante las fases iniciales del proyecto. Si todos los gastos iniciales se descuentan de la renta imponible en el momento en que se realizan, se pagan menos impuestos en los primeros años, pero el préstamo que de hecho pueda dar el gobierno, se reembolsa mediante unos mayores impuestos en años posteriores. Las minas de oro sudafricanas se han beneficiado de este tipo de financiación, especialmente para sus ampliaciones o reprofundización de sus labores.

Un fabricante de maquinaria puede y debe ser capaz de ofrecer unas condiciones de pago favorables a una compañía minera, si el gobierno del país del fabricante del equipo está dispuesto a garantizar que el producto es pagado. El fabricante, de hecho, está prestando a la compañía minera.

A veces se pueden obtener préstamos sobre algunos metales en los que los tipos de interés pagados por el receptor del préstamo son menores que los establecidos legalmente en los mercados financieros. Por ejemplo: se ha llegado a prestar por algún banco a un nuevo proyecto de mina de oro, y la venta del oro futuro ha aportado o cubierto parcialmente los gastos iniciales. El reembolso del préstamo se puede hacer


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devolviendo una parte de la producción anual de la mina al banco, de forma que se devuelve la cantidad inicial más una cantidad extra de oro en compensación por haber aceptado los riesgos.

A pesar de la complejidad de algunas de estas técnicas, que utilizan los mercados spot y de futuros, en monedas, tipos de interés y metales preciosos para proporcionar una seguridad contra los movimientos adversos de los precios, y que se complica con una jerga financiera esotérica, pero que quede bien claro que hasta el préstamo más sencillo tiene que ser reembolsado y con intereses.

Otras técnicas de financiación se están desarrollando en los últimos años como, por ejemplo, la creación de un sistema para facilitar la colocación de las acciones de empresas mineras en las bolsas locales, que lleva a cabo un Banco Inglés, que actúa como organizador y Broker de las operaciones. Otra de las empresas más recientes es la AMP (Australia Investement de Sydney), que es el mayor fondo de inversiones de aquel continente y que financia algunos proyectos en Chile, mediante la compra de una participación en las empresas propietarias con sus propios recursos con la idea de abrirse parcialmente a la Bolsa local.

Un método que esta tomando cuerpo en la industria minera es el de la financiación de las regalías o derechos mineros. Este tipo de financiación se puede llevar a cabo cuando las reservas han sido auditadas y tienen un carácter de demostradas o al menos indicadas lo que requiere más fondos para aumentar y terminar la exploración y la elaboración de un estudio más completo e independiente de la viabilidad para ser presentado a los bancos. Según IBK Capital Corp. de Canadá, con este tipo de financiación, el emisor no diluye sus derechos sobre la propiedad o su participación accionarial y no existe ningún impacto sobre la administración y gestión de la empresa minera LA DISPONIBILIDAD DE FINANCIACIÓN La totalidad de los fondos disponibles, en un momento dado, para todos las posibles alternativas de inversión, es la suma de los ahorros de los particulares, del ahorro de las compañías, de la capacidad de los bancos para generar dinero y de los fondos estatales destinados a las inversiones. Los gobiernos obtienen sus fondos de los impuestos, de la venta de sus activos (p.e., de las privatizaciones), del superávit neto y de su facultad de crear dinero. Sólo los estados (con las limitaciones que en el caso de la Unión Europea impongan los organismos comunitarios) tienen el poder para crear


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cantidades ilimitadas de dinero, pero esto se tiene que hacer con cuidado si se desea contener la inflación. Las tasas de inflación entre el 350 y 450% en países como Argentina, Brasil, Israel y Bolivia son unos ejemplos claros de las graves consecuencias de una pérdida del control de los gobiernos en la creación de dinero y en el gasto público.

Un problema asociado a las altas tasas de inflación es la caída de los tipos de cambio, que producen una mayor inflación en los países que necesitan unos altos niveles de importación (p.e., un país en vías de desarrollo que trata de industrializarse y establecer nuevos proyectos mineros, como es el caso actual de Chile).

Las políticas anti-inflacionistas en EEUU y en la Unión Europea incluyen unas limitaciones muy estrictas en el crecimiento de la oferta monetaria y parece que han tenido éxito en la reducción anual de la tasa de inflación a un 4%, cuando sus respectivas tasas eran de aproximadamente un 20% y un 25% hace años. Ambos bloques adoptaron unos estrictos controles de la oferta monetaria interna como base de su política económica, y esta estrategia en EE.UU. y Alemania era considerada por la mayoría de los analistas económicos como una de las principales causas del alto nivel de los tipos de interés en todo el mundo en el principio de los años 90.

Otra complicación ha afectado a los fondos disponibles para la inversión y se refiere al problema de la deuda de los países menos desarrollados (LDC), lo que significaba que muchos países, particularmente los de Sudamérica, no han sido capaces de hacer frente a la obligación de pagar los intereses y rembolsar los fondos que les han sido prestados por algunos de los principales bancos del sector privado de los países desarrollados. Muchos de los préstamos estaban fijados con unos tipos de interés flotantes, los cuales, de acuerdo a los aumentos o descensos en los tipos de interés americanos, cambiaban los pagos del servicio de la deuda. La tendencia pasada ha sido al alza, y la ausencia de unos aumentos en los flujos de las exportaciones de los LDC les ha imposibilitado para pagar las obligaciones en los términos fijados en los préstamos. Los bancos han tenido que adoptar numerosos mecanismos para evitar la declaración de pérdidas que les llevaría a ser insolventes, y en casos extremos (como el Continental Illinois) el gobierno de los EE.UU. ha tenido que garantizar los fondos del banco e intervenir y controlar su dirección.

El resultado final del problema financiero mundial, que ha afectado a los gobiernos y a los bancos ha sido que no ha resultado fácil que se ofrezcan fondos para proyectos


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mineros en los países en desarrollo. Además, la depresión relativa de los precios de los metales, durante el largo período de los años 1982-2000 ha ofrecido muy poco atractivo para las inversiones mineras y sólo en aquellos proyectos que presentaban unos costes muy bajos de producción (es decir unas fáciles condiciones operativas mineras para unas altas leyes del mineral) han podido atraer los escasos fondos.

Los Gobiernos Bajo unas condiciones económicas más favorables y con mejores cotizaciones del mercado de minerales y metales, los gobiernos de los países en vías de desarrollo (LDC) pueden ofrecer unos recursos financieros para el desarrollo minero. Además, los gobiernos de los países desarrollados están más dispuestos a garantizar las exportaciones a las compañías fabricantes que ofrezcan la ingeniería, la maquinaria o las plantas mineras. Algunos gobiernos de países muy desarrollados ofrecen apoyos importantes a su industria minera. como lo demuestran los 1.300 millones de libras ofrecidas al National Coal Board por el Reino Unido para el período 1980-1984 o la ayuda permanente de más de 25 años que el gobierno español ha concedido a la empresa Hunosa, que ha sobrepasado la cifra de 1 billón de pesetas en dicho período

Los gobiernos también contribuyen con fondos al Banco Mundial y a sus filiales, que actúan en algunas regiones muy concretas del mundo y regularmente en la financiación de los proyectos mineros. La presencia del Banco Mundial entre los promotores de un proyecto minero ha sido tomada, generalmente, como un signo de la fuerza o seriedad del proyecto y ha animado a otros promotores a aportar más capital.

Los préstamos para el desarrollo minero en algunos países que son altamente dependientes de la importación de mineral (como son los casos de Francia, Alemania y Japón) han sido una fuente importante en la financiación minera durante algún tiempo. En Alemania, el Kreditonstalt fur Wiederaufbou (KfW) ha sido una agencia importante en la financiación y ha estado implicado en el ya citado proyecto de OK Tedi en Papua. La participación de Japón en la minería se lleva a cabo desde hace más de 50 años a través de la Overseas Mineral Resources Development Corporation (OMRD), una empresa estatal, filial del MITI, que participa con algunas de las grandes compañías mineras y comerciales japonesas en los nuevos proyectos mineros, muy especialmente en el área circumpacífica. Las compañías siderúrgicas japonesas han sido muy activas en la oferta, tanto de capital social como ajeno, en los proyectos de concentrados de cobre, de mineral de hierro y de carbón coquizable en Australia, Indonesia, Canadá, Chile y Perú. Página 24


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La perspectiva para el consumidor o solicitador de créditos de este tipo resulta algo oscura debido a que los países importadores de materias primas están dando una menor importancia a la seguridad del suministro del mineral en el momento actual que la otorgada hace décadas al problema de la vulnerabilidad.

La propia filosofía del "Just in Time", que tanto ha perjudicado a las compañías mineras en la pasada década y que benefició a las manufactureras está siendo aplicada en las compañías mineras que han vuelto a comprender el viejo principio minero de que "donde esta mejor el mineral es en la propia mina", evitando la presión negativa que sobre las cotizaciones tienen los grandes stocks o las ventas de futuro. Los Bancos Muchos bancos, pero muy pocos españoles, con acceso a unas buenas técnicas de información han aportado grandes fondos a empresas mineras durante muchos años. Es el caso de la relación histórica del Barclays y el Deustche Bank con el grupo RTZ.

El desarrollo de las técnicas de financiación de los proyectos, acompañado del renacido temor de los años 70 hacia una posible falta de suministro de minerales ha dado lugar recientemente a un resurgimiento de las inversiones de algunos bancos. Apoyados en jóvenes banqueros, las nuevas inversiones han sido analizadas muy cuidadosamente por el riesgo de la minería y así han competido, unas con otras, en un reducido número de proyectos. Resulta muy difícil de equilibrar la ambición de los banqueros por incrementar sus préstamos, con la precaución necesaria en el análisis de la interpretación de los datos geológicos y las fluctuaciones en el precio de los minerales. Los banqueros y otros financieros están acostumbrados a considerar una amplia gama de elementos de riesgo (Ver el Apéndice 1) e inventar una gran batería de mecanismos de seguro y garantías como opciones de compra, mercados de futuro, etc., contra los movimientos adversos de los precios y las fluctuaciones monetarias, pero su entrenamiento y enseñanza no les ha proporcionado las bases con las que estimar las variables mineras más importantes, como las leyes del mineral, la estimación del tamaño y el ritmo o el rigor de las reservas del mineral, la productividad y el precio futuro del mineral.

Los bancos pueden saber muy bien las preguntas que se deben hacer (ver Apéndice 2) a sus clientes mineros, pero no está claro que todos sean capaces de comprender una estimación correcta de las respuestas que reciben de la parte técnica.

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Los bancos se pueden interesar, muy particularmente, por el flujo de caja estimado, que les hace posible calcular la cobertura del pago de la deuda anual (es decir, la caja para los intereses de los préstamos no pagados y el reembolso de la deuda). Es fácil que se requiera un ratio de cobertura entre 1,5 - 2 y este parámetro, junto con la estimación de la carga de los intereses y el reembolso de la deuda, determina el nivel de endeudamiento aceptable del proyecto.

Los Particulares Los ahorros particulares han sido y son la mayor fuente de financiación para las inversiones clásicas no mineras y por ello las compañías mineras han tenido que competir con los otros sectores para obtener una parte pequeña de estos fondos. La cantidad total del ahorro privado varía con las tasas de crecimiento económico y con el gasto en bienes de consumo, y la atracción relativa de los distintos sectores se revisa continuamente.

Las inversiones mineras de cualquier tamaño económico, requieren unos niveles de financiación que están más allá de las posibilidades de un individuo solo o de una familia normal y es necesario conseguir acceso a los ahorros de un gran número de inversores. Una compañía lo puede conseguir alcanzando una cotización de sus acciones en una bolsa de valores reconocida, por lo que la compañía no tiene que buscar los fondos entre un gran número de personas. Conseguir los capitales a través de la bolsa concede una cierta credibilidad, ya que la compañía tiene que pasar múltiples exámenes antes de llegar a cotizar en bolsa; además, en el caso de una compañía minera, se tienen que haber realizado y presentado unas estimaciones y auditorías independientes y certeras de las reservas geológicas.

A cambio de las acciones, la compañía quiere un capital permanente, es decir, intenta no devolver el dinero en un momento predeterminado, o garantizar el nivel de los intereses o pagos de dividendos. Por otro lado, los accionistas desean recobrar su dinero en el futuro, Io que la bolsa no permite claramente ya que no existe una certeza sobre el precio al cual son vendidas las acciones.

Cuando una compañía consigue el dinero en la bolsa, se dice que actúa como mercado primario y cuando las acciones existentes son vendidas se refiere al mercado secundario. Los costes y las comprobaciones de tipo financieros impuestos por la mayoría de las grandes bolsas, son demasiado caros para muchas pequeñas y jóvenes empresas. Esto ha conducido a la formación de una bolsa secundaria de Página 26


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compañías cotizadas, que no encuentran la regulación tan estricta y los costes tan altos, como es el caso de la Bolsa de Toronto para el desarrollo de las nuevas minas de Oro en el Oeste americano y actualmente en Venezuela.

En el Reino Unido se conoce el Unlisted Securities Market (USM), y a través de él, por ejemplo, en 1984 la Clogau Gold Mines consiguió unos 2 millones de £ y la Ennex International unos 9 millones £ para financiar la exploración y el desarrollo minero en el Reino Unido. Las bolsas tienen y deben de mantener un equilibrio entre la noción de un grado de protección aceptable para el inversor y las excesivas restricciones y controles para impedir la introducción y crecimiento de nuevas compañías.

Tras obtener una inyección inicial de capital mediante la venta de sus acciones en la bolsa, una compañía minera necesita más capital para desarrollar un proyecto minero nuevo. Esto lo puede conseguir solicitando cantidades adicionales a los propios accionistas y que se ofrece, normalmente, en forma de nuevas acciones mediante un mecanismo llamado de derechos de suscripción.

Algunas personas pueden desconocer que sus ahorros están contribuyendo al desarrollo de nuevas minas, vía la bolsa. Esta situación se produce porque alguna gente ahorra, bien haciendo aportaciones y contribuciones a fondos de inversiones, a mutualidades de pensiones o a través de otros intermediarios financieros, como algunas compañías inversoras o de seguros, y estos intermediarios pueden y de hecho participan cada vez más en el capital de las compañías mineras.

Las compañías mineras Los beneficios obtenidos y las amortizaciones retenidos por las propias compañías mineras son los recursos más importantes y frecuentes para la financiación de los nuevos proyectos mineros. Una gran parte de las inversiones mineras están financiadas por los flujos de caja generados por los anteriores proyectos y especialmente en los casos de las ampliaciones de la capacidad de las minas que han tenido gran éxito en su primera fase, como recientemente ha sido y continua siendo el caso de la Escondida en Chile, que va ya por su 4ª ampliación de capacidad.

Una compañía no está sujeta al escrutinio público inmediato que suponen los derechos de suscripción o los préstamos bancarios, y por ello los ejecutivos prefieren la libertad que ofrece este sistema. La compañía tiene también que hacer unos informes financieros correctos y rigurosos, por lo que no puede escapar totalmente de ágina 27


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un control objetivo del uso de sus fondos. Los beneficios retenidos son, en última instancia, propiedad de los accionistas y se encuentran dentro del capital social.

Otro medio de obtener la financiación interna es vendiendo algunos de los activos existentes. Si una compañía no ha desarrollado con éxito una operación minera podría ser ventajoso vender una parte al público, a intermediarios financieros, a otras compañías o al gobierno, y utilizar los fondos obtenidos para otro proyecto. El gobierno del país donde se encuentre la operación minera puede pedir y obligar que una compañía extranjera reduzca su participación en la propiedad de la mina por debajo de un cierto nivel, lo cual genera unos fondos, si se paga una compensación justa y adecuada por la operación.

Las compañías mineras con problemas financieros tienden a vender sus activos, especialmente aquellos que no tengan un valor futuro de minería.

A veces los ahorros de compañías mineras de otras sustancias o actividades relacionadas se dirigen hacia este sector. Se debe mencionar, muy especialmente, a los comercializadores o traders o consumidores de los productos minerales y a los suministradores de maquinaria minera.

Durante la década de los 80 las compañías de petróleo fueron las principales contribuyentes a la financiación de nuevos proyectos mineros: compraron y vendieron otras compañías mineras por ejemplo: la Selection Trust, fue comprada por BP Minerals y luego traspasada a RTZ y la Anaconda Company comprada por Atlantic Richfiel Co. y posteriormente vendida a Montana Resources y han participado en el desarrollo de algunas de las principales minas de carbón y metálicas. La razón que llevó a las compañías petrolíferas a interesarse por la minería metálica fue la misma que la de algunos bancos: la esperada escasez de metales y de energía, que anunciaba el Club de Roma.

Las compañías petrolíferas tenían unas altas sumas de beneficios en sus reservas debido a los altos precios del petróleo en la década de los 70. Al inicio de su entrada en la minería los informes anuales de las compañías petrolíferas calificaban la inversión a largo plazo y avisaban a los accionistas contra la expectativa de un impacto inmediato y dramático sobre los beneficios y sus flujos de caja. El tiempo pasó muy rápidamente y cuando los analistas financieros estaban haciendo una estimación final de los fondos totales invertidos en la minería y los rendimientos que se habían Página 28


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obtenido o que se obtendrían, Atlantic Richfield Co (Arco) decidió en 1984 vender una gran parte de sus operaciones metálicas no rentables y demostró que no había obtenido una mayor diversificación que la que tenía en 1977. La fuerza financiera de Arco era tal que las pérdidas de las inversiones mineras, que fracasaron, no dañaron seriamente a la compañía, pero este movimiento suponía que las compañías petrolíferas no volverían a ser una fuente importante de recursos para los proyectos mineros no energéticos en el futuro.

Fue el caso también de la retirada de BP Mineral, que finalmente traspasó sus activos con perdidas a la RTZ por valor de 4.200 millones de Dólares. Las compañías petrolíferas han tenido algunos resultados mejores con el carbón y con otros minerales energéticos como el Uranio y algunas han llegado a alcanzar una participación importante en esta industria, como el caso de la Standard Oil o Exxon. 4.3

AMORTIZACIONES Y FISCALIDAD

Los distintos bienes y derechos que integran el patrimonio de una empresa, pueden clasificarse en dos grupos: •

Activo fijo o inmovilizado, que está constituido por los bienes o derechos cuya utilización en la empresa es superior a la de un ejercicio económico, y

•

Activo circulante, que está constituido por el resto.

Como ejemplos de primer grupo, están las construcciones, solares, vehículos y máquinas, los gastos de creación de la empresa, el proyecto de explotación, la campaña de investigación del yacimiento, o el derecho de explotación del yacimiento, si este es superior a un año.

En el segundo grupo están los salarios, el combustible de la maquinaria, los reactivos para el concentrador, los seguros o el impuesto pagado por las actividades de ese ejercicio, ya que esos gastos están integrados en el proceso productivo del ejercicio en que se generan. También suelen utilizarse los términos de inversión para las adquisiciones de inmovilizado, distinguiéndolas así de las del segundo grupo, que se llaman gastos. En este apartado, por tanto, vamos a referirnos a las inversiones en inmovilizado exclusivamente.

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Los beneficios de la empresa se obtienen restando los gastos de los ingresos correspondientes a la producción del ejercicio. Por regla general, la mayoría de las empresas funcionan por el principio de devengo, es decir, se considera un ingreso cuando se ha vendido un bien producido en la empresa, independientemente de que se haya cobrado o no. Análogamente, se considera que se ha producido un gasto correspondiente a un ingreso determinado, cuando se ha adquirido y utilizado un determinado bien o derecho, independientemente de que haya sido pagado o no al terminar el ejercicio.

Puede surgir la duda de aquellos bienes considerados como del activo circulante, es decir, cuya adquisición genera un gasto y que no se han utilizado durante el ejercicio, por ejemplo, aceite lubricante para la maquinaria: forman parte del stock final del ejercicio y, hasta que no se utilice, no pasará a formar parte del resultado del ejercicio.

Lo mismo podemos decir de la producción que no se ha vendido: pasará a un stock de productos finales que no se integrará en los resultados del ejercicio hasta que no se venda (independientemente de que se cobre o no)

Los activos que componen el circulante tienen, por tanto, una vida útil no superior a la duración del ejercicio, y por tanto, cuando se utilizan, se contabiliza la totalidad de lo que costó su adquisición (incluyendo los costes de transporte, aduana y otros).

Los activos del inmovilizado, por el contrario, tienen una vida útil superior al ejercicio y, por tanto sería impropio cargar su coste completo en ninguno de los momentos de su vida, ya que desvirtuarían las cifras reales de beneficios, tanto para la empresa como para cualquier observador exterior a ella. Por este motivo, se creó el concepto de amortización del inmovilizado, y se ligó su cuantía al “desgaste” que se supone ha tenido el bien en cada ejercicio. Los elementos del inmovilizado sufren (en general) un desgaste en cada ejercicio, y no tiene por qué ser el desgaste físico el único que se considere, sino la amortización y depreciación del bien, la que se impute como aportación a la producción de ese ejercicio.

Existen básicamente tres tipos de amortización en el inmovilizado: •

Amortización física: que es la originada por el desgaste real del bien, en función del tiempo.

•

Amortización funcional: que es la originada por el uso o funcionamiento del bien, y la Página 30

Evaluación y Planificación minera •

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Amortización económica u obsolescencia, motivada por las innovaciones tecnológicas que afectan al precio del bien y a su utilidad real en la empresa.

Por ejemplo, un ordenador, que en cuatro años habrá quedado anticuado, aunque físicamente no se haya desgastado lo más mínimo, y, aunque funcione, la velocidad de cálculo y las posibilidades de otros que habrá en el mercado en ese momento, quizá recomienden su sustitución por otro.

La amortización es el reflejo de las pérdidas de valor que experimentan los bienes integrados en el Activo Fijo de la empresa (Inmovilizado) 4.3.1 Amortización contable Vamos a hablar ahora de algunos adjetivos aplicables al concepto de amortización. El primero es la amortización contable. Es la que refleja más fielmente, el concepto anteriormente expresado. Es la que considera el desgaste del bien desde el punto de vista de la empresa, y, por tanto, desde el punto de vista de la amortización y depreciación real del bien. En todos los países del mundo, la contabilidad refleja (o pretende reflejar) la situación real de la empresa en cuanto a bienes y derechos poseídos, así como a las obligaciones contraídas. La misión de los auditores es precisamente revisar y garantizar que las informaciones contables de las empresas auditadas siguen los principios contables “generalmente aceptados”.

Existen unas normas de obligado cumplimiento, que se reflejan en el Plan General de Contabilidad y que en España datan de 1990. El Instituto de Contabilidad y Auditores de Cuentas (ICAC) es el organismo oficial encargado de velar por su mantenimiento e interpretación. 4.3.2 Amortización fiscal Pero

las

empresas pueden,

bajo

determinadas

circunstancias,

aplicar

una

amortización diferente a la contable (más rápida, más lenta o absolutamente libre). ¿Y para qué puede interesarle a una empresa aplicar una amortización diferente? Uno de los motivos puede ser reducir (o retrasar) el pago del impuesto sobre los beneficios. Lógicamente, si amortizo el bien más rápidamente que su amortización y depreciación real, en los años iniciales presentará unos gastos superiores a los reales y por tanto unos beneficios inferiores, lo que conllevará un impuesto menor. Aún cuando, en los años subsiguientes, tenga que presentar una amortización menor, y por tanto un beneficio mayor, el simple hecho de retrasar el pago del impuesto, ya supone un

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ahorro a la empresa. Lógicamente, esto no está permitido libremente, sino en determinadas circunstancias. A este tipo de amortización le llamaremos “amortización fiscal” para diferenciarlo del contable. 4.3.3 Factor de agotamiento Ligado al concepto de bien amortizable podría considerarse el caso de los yacimientos mineros, aunque el yacimiento en sí, no sea realmente un activo fijo de la empresa (salvo conocidas excepciones como el petróleo y el gas y algún otro en España). Sin embargo, la peculiaridad de la industria minera, con su inevitable conexión con el yacimiento, hace que la mayor parte de los gobiernos del mundo arbitren ventajas fiscales para ellas sobre esta base.

Su tratamiento, sin embargo, es diferente en cada país, y en el caso español, está ligado exclusivamente al importe del impuesto de Sociedades, por lo que su funcionamiento real, al alejarse del tratamiento dado a las amortizaciones, se expone en el Anexo 4 del Bloque 5. 4.3.4 Otros beneficios fiscales para las empresas mineras En el mismo anexo recientemente citado, se menciona la ventaja fiscal de la “libertad de amortización” que permite utilizar una amortización fiscal diferente de la contable, a discreción de la empresa minera, si bien, para que esta pueda aprovecharla, debe cumplir determinados requisitos que se mencionan en el anexo citado.

El significado del flujo de caja ha sido definido como las ganancias disponibles para su uso por la empresa, después de pagar todos los impuestos (after-tax). Es por lo tanto obvio que una parte significativa de la evaluación económico-minera se refiere a una correcta y precisa valoración de las rentas disponibles según la legislación fiscal existente y mediante un tratamiento correcto de las deducciones permitidas.

Los distintos métodos de depreciación, factor de agotamiento y amortización son unos medios a través de los cuales los inversores pueden ganar o recobrar, antes de pagar los impuestos, las inversiones efectuadas para hacer un negocio o producir unas rentas. Cada uno de estos tres tipos de deducciones de los impuestos se pueden aplicar a unas diferentes partidas de las inversiones, tales como la propiedad del yacimiento, los equipos, la maquinaria y la infraestructura que son representativos de los mayores costes de capital a lo largo de la vida del activo. Los costes de la inversión en la adquisición de la propiedad o en la exploración geológica de los recursos

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minerales, tales como metales, carbón, petróleo y/o gas son algunos de los ejemplos de los costes de inversión que deben ser recuperados por el factor de agotamiento o por la depreciación de dicho activo si está reconocido en el balance, lo cual en España es poco frecuente, salvo en las empresas petroleras que desde luego incluyen las resrvas en el balance anual.

Otras inversiones de la empresa como los gastos que no correspondan a las investigaciones mineras o mineralúrgicas y los gastos en patentes deben ser recuperados por la amortización.

El término "capitalizado" significa que el coste de la inversión no es deducido como un gasto de funcionamiento en el año en que se incurre en el gasto, sino que es extendido sobre el período de tiempo en años durante los cuales las deducciones por amortización y depreciación, factor de agotamiento y amortización pueden aplicarse de acuerdo con los plazos legales. Por supuesto, cada coste capitalizado sólo podrá ser deducido una vez. 4.3.5

LA AMORTIZACIÓN Y LA DEPRECIACIÓN

La amortización y la depreciación, de acuerdo con las leyes de impuestos de muchos paises sajones y cada vez más de otros latinos, es una deducción permitida de la renta imputable como "un permiso fiscal admisible por el agotamiento o el desgaste de la propiedad a causa de su uso o empleo en un negocio". Los costes originales de la adquisición de la propiedad son la base usual para determinar la depreciación. En algunos paises de habla hispana se le llama “amortización de la masa” al concepto “depletion allowance”, que puede ser traducido como depreciación del activo correspondiente a las reservas de minerales descubiertas con la exploración mediante una inversión.

Ya que la cuota de amortización y depreciación es aplicada sobre la vida útil del activo, el primer paso será determinar la vida útil o depreciable permitida. No se puede aplicar una vida media a todos los tipos de activos depreciables, bajo diferentes condiciones o en diferentes tipos de negocios mineros. Es responsabilidad del que paga los impuestos determinar la vida útil del activo de acuerdo a sus condiciones de operatividad y a su propia experiencia o establecer la pertinente consulta dentro de las líneas establecidas por el IRS (Internal Revenue Service) o Servicio fiscal de cada comunidad o la marcada por la Ley de Fomento a la Minería en el caso español.

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El segundo paso para calcular la amortización y depreciación es determinar el valor residual estimado para un activo. El valor residual es una estimación, hecha en el momento de la adquisición, del total de dinero que se puede obtener por la venta del activo al final de su vida útil.

Los cuatro métodos de amortización y depreciación más usados son: A

Método de amortización y depreciación lineal uniforme

B

Método de balance decreciente

C

Suma de años - Método digital

D

Método de unidades de producción.

A. Método de amortización y depreciación lineal uniforme El método de amortización y depreciación lineal uniforme es el más simple para calcular la amortización y depreciación.

La amortización y depreciación para cada año es determinada sustrayendo el valor residual estimado del coste inicial y dividiendo el resultado por los años de vida del yacimiento.

Depreciaci ón anual uniforme =

Coste inicial - Valor Residual Años de vida

El método nos da así unas deducciones anuales iguales sobre toda la vida del activo. Un valor residual igual o menor a un 10% del coste inicial no suele ser considerado en los cálculos de las amortizaciones o depreciaciones. B. Método del balance decreciente El método del balance decreciente se utiliza para obtener una amortización y depreciación acelerada en los primeros años del activo y es el método más rápido de amortización y depreciación que permiten las leyes del U.S. Internal Revenue. La fórmula del método del balance decreciente utiliza un ritmo que varía de 1/n a 2/n (n son los años de vida) del valor nominal que va quedando del activo cada año. El activo no puede ser depreciado por debajo de un valor residual menor del 10% del coste inicial, aunque el valor residual no se utilice en el cálculo de la amortización y depreciación. El activo debe tener una vida útil de tres o más años para utilizar el método decreciente.

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Metodo del balance decrecient e =

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2 x valor nominal Años de vida

en donde el valor nominal es el coste inicial menos la amortización y depreciación acumulada.

Cambio en el método de amortización Una aspecto importante en la amortización es la posibilidad de pasar del método de balance decreciente al método de amortización uniforme en cualquier momento de la vida del activo. Debido a que en la minería lleva muchos años la total amortización y depreciación del activo, sin valor residual, cuando se utiliza el método del balance decreciente, este cambio puede facilitar al inversor la amortización y depreciación total durante toda su vida. El cambio puede tener lugar durante el año en que la amortización y la depreciación permitida por el método de balance decreciente sea menor que la permitida por el método de amortización y depreciación uniforme. En el momento del cambio, el coste irrecuperable menos el valor residual debe ser depreciado sobre los años restantes de la vida útil del activo utilizando el método de amortización y depreciación uniforme. Una vez hecho el cambio esta prohibido por la ley volver a usar el método de balance decreciente o cualquier otro método de amortización y depreciación. C. Método de amortización y depreciación digital. Suma de años. El método de amortización y depreciación digital permite también una amortización acelerada en pocos años, pero no tan rápida como en el método de balance decreciente. Este método aplica una tasa de amortización y depreciación distinta cada año sobre una cantidad constante, normalmente sobre el valor inicial menos el valor residual. La tasa de amortización y depreciación variable se calcula dividiendo el número de años útiles por una constante que es la suma de los dígitos que representan los años de vida del activo o su vida depreciable. Por ejemplo, si la vida útil del activo son 5 años, la suma de los dígitos será 1+2+3+4+5=15, que será el denominador. Así para el primer año, la amortización y depreciación será: Años utiles amortizables / Suma de los dígitos = 5/15 x (coste inicial - valor residual) y para los restantes años la tasa será: 4/15, 3/15, 2/15 y 1/15 respectivamente.

La suma de los dígitos puede ser fácilmente calculada a partir de la fórmula: n(n+1)/2, en la que n es el número de años de la vida depreciable.

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D. Método de las unidades de producción Este método se utiliza para depreciar un activo en proporción directa a su uso o a la producción anual. El método consiste en depreciar un activo sobre su vida útil por las cuotas anuales que resultan de multiplicar al coste inicial menos el valor residual por las cuotas anuales de producción, dividido por las unidades de producción a lo largo de la vida total de la mina.

Cuota por unidad de produccion = (Coste inicial - Valor residual) x

Produccion anual Produccion global de la vida

Este método se utiliza generalmente cuando se permite una amortización y depreciación más rápida que los otros métodos de amortización y depreciación o para prorratear la deducción de la amortización y depreciación en proporción directa a la renta generada por el activo. Este método es el más tradicional en la minería para la amortización del desmonte previo de una operación a cielo abierto y es el más recomendable para obviar o superar los momentos de las altas y bajas cotizaciones y de las diferencias en las producciones anuales y especialmente en los momentos de parada. 4.3.6 CÁLCULO DEL FACTOR DE AGOTAMIENTO Los minerales metálicos e industriales, el petróleo, el carbón y el gas son unos activos no renovables. Una vez extraídos, la propiedad sobre la cual o bajo la cual se han extraído ya no tendrá valor para este propósito. Para que el inversor o el propietario de la mina recupere su inversión, muchos Gobiernos, como los de los Estados Unidos y España han permitido una deducción por factor de agotamiento que se podrá aplicar antes de pagar los impuestos. El factor de agotamiento del mineral puede ser calculado por dos métodos, los cuales deberán ser comparados entre si para determinar cual nos permitirá una mayor deducción de impuestos. Esta permitido cambiar de método año en año. Para la aplicación del factor de agotamiento en la minería española hacemos referencia en el anexo 4 de este bloque. Factor de agotamiento en porcentaje. Es un porcentaje de la renta bruta (ingresos por ventas en dólares o pesetas) de las ventas de los minerales sacados de la mina durante el año fiscal, pero la deducción por este método no podrá exceder del 50% de la renta imponible, después de todas las deducciones. El contribuyente podrá deducir el 50% sólo si el porcentaje del factor de agotamiento excede del 50% de la renta imponible. No existe una limitación para los aumentos en el porcentaje del factor de agotamiento, es decir, el tanto por ciento

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de factor de agotamiento que podrá ser aplicado sobre la duración de la producción de mineral sin considerar los costes originales de la propiedad.

Las tasas del porcentaje de factor de agotamiento, en los Estados Unidos, han sido establecidas por el Congreso, y están sujetas a cambios por la misma acción legislativa. Recientemente, una acción del Congreso ha reducido o incluso quitado el porcentaje del factor de agotamiento para el petróleo y el gas, que antes de 1976 era el 22%. En la siguiente tabla se muestran los porcentajes permitidos para la mayoría de los minerales más comunes y que son aplicados a la renta bruta generada por la propiedad. PORCENTAJES PERMITIDOS MINERALES

% FACTOR DE AGOTAMIENTO

Azufre, uranio, asbestos, mica, plomo, zinc, níquel, molibdeno, estaño, tungsteno, mercurio, vanadio y otros

22

incluida la bauxita. Oro, plata, cobre, hierro y pizarras bituminosas

15

Carbón, lignito y sal

10

Arcillas y margas para cerámicas y otros materiales de

7,5

construcción Gravas, arenas y piedras

5

Resto de los minerales

14

En el cálculo del porcentaje del factor de agotamiento permitido, primero habrá que hallar el 50% de la renta imponible (ventas brutas - costes de operación - amortización y depreciación) para determinar el limite máximo permitido del factor de agotamiento y luego se multiplicarán los ingresos brutos por la tasa de factor de agotamiento y se tomará la menor de las dos cifras.

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4.4 APLICACIONES INFORMÁTICAS 4.4.1 Programa SHERPA La empresa norteamericana Aventurine Mine Cost Engineering es la distribuidora de este programa, así como de otros también dedicados a la estimación de los costes mineros. El funcionamiento de la aplicación que aquí se describe corresponde a la versión de 1998 bajo D.O.S., y requirió la previa contratación por parte de la Cátedra de Laboreo de una licencia de uso, que se traduce en la instalación de un dispositivo específico (“llave”) que también entrega la distribuidora, sin el cual el programa no puede arrancar.

Existen dos variantes del programa, una para minería a cielo abierto (“surface mines”) y otra para minería subterránea. Ambas versiones tienen en común la mayor parte del procedimiento, por lo que describiendo una de ellas, se tendrá una idea bastante aproximada de la otra, si bien, la mayor complejidad que presenta la minería subterránea, cuyos métodos de explotación son (en cantidad y parámetros) mucho más diversos que los de superficie, hace que este último sea el programa más utilizado con gran diferencia sobre el de interior.

Por este motivo, se detallarán aquí los datos y resultados obtenidos en el de minería a cielo abierto, sin detrimento de que la versión para minería de interior pueda ser estudiada sobre los propios manuales que la distribuidora pone a disposición de sus clientes. Objetivo del programa Con este programa se consiguen los costes operativos y las inversiones de la operación minera, exclusivamente. A este respecto es sumamente versátil, además de aportar soluciones de cantidad y calidad de la maquinaria que debe utilizarse para cada objetivo de producción. Entrada de datos Por supuesto, ni este programa ni ningún otro (que se sepa) permite diseñar una mina “automáticamente”. Todas las aplicaciones, incluso las que puedan parecer más generales (como Topografía, Dibujo o Contabilidad) requieren un conocimiento previo importante de la técnica de que se trate, por parte del usuario del programa, y los resultados serán mejores en función del nivel de conocimientos de éste. Lo que hace este programa, igual que los otros mencionados, es ahorrar tiempo de cálculo, pero nunca conocimientos de la materia. Y además, antes de entrar en él, hay que llevar


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una idea bastante concreta y detallada del procedimiento de laboreo que vaya a utilizarse en la explotación del yacimiento.

Conocidos los parámetros, que ahora veremos, puede iniciarse el programa y comenzar a proporcionársele datos.

Finalmente mencionaremos que el programa permite utilizar unidades británicas o métricas, si bien, una vez seleccionado un sistema no transforma automáticamente los datos al otro (incluso el fichero se guarda con una extensión diferente, según el sistema de unidades utilizado) Menú A todas las pantallas se accede, directa o indirectamente, desde el menú principal, que tiene cuatro grandes submenús disponibles: • • • •

Datos de entrada Equipo Resultados Utilidades.

No van a detallarse aquí la forma en que hay que mover el cursor para llegar a cada una de ellas, ya que el objetivo de estas líneas es conocer lo que puede obtenerse a través del programa y qué datos hay que facilitarle, pero no el detalle de cómo moverse dentro de la aplicación que está perfectamente explicado en el manual, así como en las indicaciones que las propias pantallas contienen.

Existen doce pantallas (submenús) para la entrada de los datos iniciales: • • • • • • • • • •

Producción (dos pantallas) Yacimiento Suministros y materiales Costes unitarios laborales Equipo (dos pantallas) Costes unitarios del equipo (dos pantallas) Coste de adquisición del equipo Coste del desmonte Costes horarios laborales Resumen

Aunque no importa el orden en que se acceda a las pantallas, es recomendable seguir el orden lógico que estas presentan. El acceso directo a cualquiera de ellas será el procedimiento que se utilizará cuando, ya obtenidos los primeros resultados, se

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intenten mejorar modificando algunos de los datos de entrada. A partir de ese momento es cuando más útil resultará esta infraestructura informática. Tipos de datos Existen tres tipos de datos, en función de su libertad de asignación: •

El dato de entrada normal, en el que la información que se introduce es absolutamente libre, y no tiene ninguna restricción

•

La entrada que dispone de datos por defecto: para costes de adquisición de equipo u otros similares, el programa dispone de información orientativa que puede ser utilizada a falta de otra más fiable. Naturalmente, antes de dar por buenos los resultados obtenidos, habrá que contratar la veracidad, o al menos, la verosimilitud de los datos aceptados, especialmente la de aquellos que sean más sensibles a los resultados finales.

•

Datos relacionados con otras secciones. Si en una sección hemos determinado que vamos a utilizar, por ejemplo diez volquetes de un determinado tamaño, en otra no deben introducirse datos correspondientes a cantidades o calidades diferentes.

Ayuda También se dispone de una función de ayuda para determinados datos, tales como densidades de diversos materiales o explicaciones suplementarias sobre el tipo de información que se está demandando. Ficheros Dada la considerable cantidad de datos a introducir sería lamentable tener que hacerlo cada vez que se pasa el programa, por lo que éste dispone de un conjunto de utilidades para los ficheros de datos entre las que están, lógicamente, la lectura y grabación de los mismos desde cualquiera de los soportes informáticos de la instalación (disco duro y disquete, principalmente) Listados Existen dos tipos de salidas impresas de la información tratada en esta aplicación: •

La información que aparece en una determinada pantalla, es siempre posible transmitirla a la impresora (o a un fichero para su ulterior tratamiento en otros programas: hojas de cálculo, procesadores de texto,…) pulsando la tecla de función F5.

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La otra información que puede conseguirse es el Resumen del Proyecto completo, seleccionado el submenú “Print” de la fila “Utility”, dentro del menú principal.

Procedimiento Como ya se ha mencionado, los primeros datos a introducir son los de identificación del proyecto, a fin de que los listados puedan ser posteriormente utilizados adecuadamente. Datos de producción En primer lugar, los datos generales del yacimiento: • • • • •

Tonelaje total a extraer de mineral Horas por relevo Relevos por día Días trabajados al año Tonelaje a desmontar antes del comienzo de la producción

En cuanto al mineral: • •

Producción diaria Desglose de los tramos de su transporte. En cada uno de ellos hay que mencionar distancia y pendiente. Admite un máximo de 6 tramos.

La misma información para el estéril. Es de observar que sólo se considera un recorrido para el mineral y otro para el estéril, por lo que, en caso de varios, deben considerarse los recorridos medios ponderados o bien, simulaciones de cada uno de ellos por separado. En el caso del desmonte previo, debe calcularse de forma individual previamente, ya que los recorridos anteriores se refieren a la fase de producción. Datos del depósito mineral Se comienza con los datos del mineral: • • • • • • • • • • •

Densidad en banco (in situ) Porcentaje de esponjamiento cuando se extrae y apila Consumo específico de explosivo (g/t) Factor de carga del barreno (%) Velocidad media de perforación (m/h) Altura del banco (m) Resistencia a la rodadura Factor de llenado del cazo de la excavadora (%) Factor de llenado del volquete (%) Disponibilidad media de la excavadora Disponibilidad media del volquete

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A continuación se introducen los mismos datos referidos a la operación del estéril. Finalmente, se suministran algunos datos suplementarios de la mina: • • • • • •

Volumen medio de agua producida (l/min) Altura media de bombeo Densidad del explosivo Duración media de las bocas de perforación Duración media de las barras de perforación. Eficiencia media del operador de la maquinaria (%)

Datos de costes unitarios de los suministros A continuación se introducen los precios previstos para: • • • • • • • • •

Gasóleo Electricidad Explosivo Detonadores Iniciadores (dinamita) Bocas Barras Cordón detonante Tasa de impuestos sobre ventas (sólo los que supongan gasto)

Datos de costes variables del personal Hay que tener en cuenta el coste completo en ($/h) del personal, incluyendo la Seguridad Social que se incluye como un factor denominado “Burden” y otros suplementos que corran por cuenta de la empresa, que corresponden a los procesos: • • • • • • • • •

Perforación Voladura Carga Transporte Servicios mina Servicios generales Mecánicos Auxiliares de mantenimiento Peones

Datos de costes del personal de supervisión Salario anual en $ incluyendo los costes adicionales denominados “Burden” del • • • • • • • • • •

Director Superintendente Ingenieros Capataces Geólogos Técnicos Capataces o encargados Logística Personal Secretaría Auxiliares

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A lo anterior, se añade un porcentaje de “Misceláneos” para costes de operación. Equipo Se trata del coste completo de la inversión por cada máquina y se desglosa en tres grupos: mineral, estéril y general. Para los dos primeros hay que especificar los mismos datos: • Excavadoras • Volquetes En el grupo general están incluidas: • • • • • • • • •

Perforadoras Bulldozers Motoniveladoras Camiones de riego Camionetas de neumáticos Vehículos de explosivo a granel Instalaciones de iluminación Bombas Camionetas (“Pick-up”)

Datos de costes del equipo En este punto (igual que en otros anteriores) puede optarse por aceptar los datos por defecto que posee el programa o utilizar datos propios obtenidos de la práctica diaria. Este submenú tiene por objeto introducir los consumos unitarios de cada una de las máquinas que constituyen el equipo de operación. Entre los apartados de esta sección están: • • • • • • •

Gasóleo Electricidad Lubricante Repuestos para reparaciones Mano de obra para reparaciones Cadenas y otras piezas de desgaste Neumáticos

Otros datos de inversiones para la explotación Están divididos en tres grupos: edificios y estructuras, mina y proyecto. En cuanto a las estructuras, hay que facilitar los datos de: • • • • •

Almacenes (superficie y precio unitario) Vestuarios (idem) Oficinas Talleres Almacenillo de nagolita (capacidad) y precio unitario

La infraestructura de la mina comprende: •

Desmonte previo (tonelaje y precio unitario)

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Evaluación y Planificación minera • • •

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Rampas y viales Sistema eléctrico Otros desarrollos

Finalmente, el proyecto incluye otros datos económicos como: • • • •

Honorarios de ingeniería (%) Honorarios de dirección de proyecto (%) Capital circulante (días de producción) Contingencias o imprevistos (%)

Con esta información quedan completados los datos de entrada que necesita el programa. Resultados El “output” o salida comprende detalles de algunos capítulos, cuyo listado puede obtenerse específicamente a través de volcar la pantalla (con F5), de los que presentaremos como muestra los siguientes: Resumen de los costes operativos de suministros y materiales Con el mismo detalle que se desglosaron los datos de entrada se obtienen ahora: • • •

Cantidad consumida por día Coste diario de cada suministro o material Coste por tonelada de mineral, con lo que puede verse, cuáles, de todos los suministros, afectan al coste final y en qué proporción.

Resumen de los costes operativos laborales Análogamente, podemos conocer el número de empleados, su coste diario y por tonelada de mineral extraída, así como los costes unitarios del personal de supervisión. Resumen de los costes operativos del equipo También puede conocerse, con el mismo desglose que se haya facilitado en el “input”, las horas de utilización de cada tipo de máquina, el consumo diario de gasóleo, lubricante, energía eléctrica, …y, finalmente, el resumen de las inversiones previstas en maquinaria, desglosándose: • • • • • •

Tipo de máquina Tamaño de la máquina Número de unidades de cada tipo Precio total de cada una Importe total invertido en cada tipo de maquinaria, y, Importe total de la inversión en equipo

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Otras inversiones Desglosado en los grupos antes mencionados, puede obtenerse la inversión en infraestructuras y proyecto, dando finalmente la cifra total de la inversión inicial. Resumen de costes Viene desglosado, como es lógico, en dos grupos: costes operativos e inversiones (lo que los americanos llaman “capital costs”).

En ambos grupos se obtienen las cifras totales desglosadas por capítulos, y, en el primero, que es el único en el que puede utilizarse con propiedad la palabra “costes” se desglosa el coste diario y por tonelada de mineral.

En el grupo de inversiones, se detallan los siguientes datos: • • •

Número de unidades de cada tipo de máquina Vida útil, en años Importe de la inversión en cada máquina (donde debe incluirse no sólo su precio de venta, sino el completo de adquisición hasta que se pone en marcha: transporte, aduanas, etc.)

El IVA de Aduana, como el de cualquier otro bien o servicio nacional, no constituye gasto ni inversión, a menos que la empresa haya solicitado y obtenido exención de IVA por algún motivo excepcional. Comentarios finales Estamos, pues, ante un programa útil para la planificación y evaluación previa de la explotación de una mina. Es menos amplio que el Apex, ya que se restringe a la operación minera propiamente dicha y no entra en estudios de rentabilidad por falta de información. Sin embargo, el coste de la operación minera lo estudia con toda profundidad, constituyendo una herramienta de indudable utilidad para el ingeniero que planifica o diseña una mina.

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Anexo RÉGIMEN FISCAL DE LA MINERÍA ESPAÑOLA Empresas mineras y yacimientos beneficiados La Ley del Impuesto sobre Sociedades (Ley 43/1995, de 27 de diciembre) expone en su capítulo IX, artículos 111 a 115, el Régimen Fiscal de la Minería, que constituye la principal contribución del Gobierno a la promoción de la industria minera nacional. Estos beneficios son, básicamente, dos: •

La amortización acelerada y

•

El factor de agotamiento.

La amortización acelerada permite a la empresa minera adelantar o retrasar, a su conveniencia, y dentro de determinadas condiciones, las dotaciones de amortización de determinado inmovilizado, lo cual se traduce en una posibilidad legal de adelantar o retrasar el pago de impuestos y, en muchos casos, de reducir estos, debido a la asimetría fiscal existente para las bases imponibles negativas respecto de las positivas. El factor de agotamiento es el nombre con el que se conoce la posibilidad de aplicar una reducción de la base imponible de determinadas empresas con explotaciones mineras, debido al hecho del agotamiento irreversible de los yacimientos minerales. 1.1 Empresas beneficiarias No todas las empresas mineras tienen acceso a ambos beneficios, ni de la misma forma: •

En lo referente a la libertad de amortización, pueden beneficiarse las empresas que se dedican a la exploración, investigación o explotación de yacimientos minerales clasificados en la Sección C o en la D de la Ley de Minas.

•

Respecto al factor de agotamiento, pueden beneficiarse los sujetos pasivos que realicen, al amparo de la Ley de Minas, el aprovechamiento de recursos minerales naturales incluidos en la Sección C o en la D, antes mencionadas, y además, el de recursos obtenidos a partir de yacimientos

de

origen

no

natural

(por

ejemplo,

depósitos

o

escombreras), siempre que procedan de productos clasificados en las referidas Secciones.

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1.2 Ámbito temporal La ley dice que las inversiones ligadas a estos beneficios fiscales deben materializarse durante los diez años contados “a partir del comienzo del primer período impositivo en cuya base imponible se integre el resultado de la explotación”. En realidad, el cómputo se inicia en el momento en que cada inversión se incorpora realmente a la actividad minera. 1.3 Concepto de empresa minera beneficiaria Las empresas beneficiarias de esta norma son las que promueven la exploración, investigación o explotación de los yacimientos; pero en ningún caso las que prestan estos servicios a aquellas. Por ejemplo, si una empresa que explota un yacimiento de carbón encarga a una empresa de sondeos que le realice una campaña de investigación del yacimiento, sólo la que paga la campaña (que es la promotora real), tiene derecho a beneficiarse fiscalmente por este motivo.

En el caso de las canteras arrendadas, es la arrendataria la que puede beneficiarse y no la propietaria del derecho de explotación, la que puede beneficiarse. No es necesario ser titular del derecho de explotación, pero sí ser la empresa promotora de la explotación. Libertad de amortización Las empresas mineras que exploten los yacimientos mencionados, tienen libertad de amortización para todos los activos mineros1 y cantidades abonadas en concepto de canon de superficie durante 10 años a partir del primero en que se integre el resultado de la explotación en la base imponible. El factor de agotamiento Es el beneficio fiscal que la Administración otorga a algunas explotaciones mineras con el fin de promover nuevas inversiones que permitan prolongar la vida de la empresa más allá de la del yacimiento.

1 Para cualquier lector un activo minero es cualquier activo que pertenezca a la mina. Para Hacienda lo son solamente aquellos que sólo puedan ser utilizados exclusivamente en la actividad minera de la explotación objeto del beneficio fiscal.(Aclaración de la D.G.T. de 1/3/96).

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3.1 Cálculo del beneficio fiscal El factor de agotamiento no excederá del 30% de la parte de base imponible correspondiente a los aprovechamientos señalados en la ley. Existen, además, otro tipo de yacimientos que tienen la opción de elegir otro porcentaje: Si el yacimiento es de una materia prima considerada prioritaria en el Plan Nacional de Abastecimiento, puede utilizarse como límite alternativo el 15% de las ventas de esos minerales.

Esto significa que, algunos minerales, tienen dos límites posibles para el factor de agotamiento, otros sólo uno y otros ninguno (los que no son prioritarios ni están clasificados como sustancias del tipo C o D). 3.2 Inversiones beneficiadas Los artículos 113 y 114 describen el tipo de gastos e inversiones así como los requisitos necesarios para que sea válida la utilización de este beneficio fiscal. Una primera relación puede ser la siguiente: •

Inversiones en exploración o investigación de nuevos yacimientos minerales.

•

En investigación de procedimientos que permitan mejorar la recuperación del mineral.

•

En suscribir o adquirir participaciones en empresas dedicadas a las actividades mencionadas anteriormente.

•

En laboratorios y equipos de investigación orientados a las actividades mineras de la empresa.

•

En actuaciones comprendidas en los planes de restauración de espacios naturales afectados por las actividades extractivas2.

Una lectura rápida puede haber pasado por encima el adjetivo “nuevos” que aparece referido a los “yacimientos”. Esto quiere decir que si la exploración o investigación la estamos realizando sobre nuestro yacimiento para poder determinar mejor nuestras reservas, algún inspector podría considerar que no es una inversión válida para el factor de agotamiento.

2

Sólo las previstas en el Real Decreto 2994/1982 de 15 de octubre.

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3.3 Temporalidad de las inversiones A partir del cierre del ejercicio en el que se ha explotado mineral afecto a estos beneficios y se ha reducido la base imponible, se dispone de los diez años siguientes para invertir en las actividades señaladas en el punto anterior. Esto significa que las inversiones realizadas en el mismo ejercicio en que se ha utilizado el factor de agotamiento, no pueden considerarse como inversiones asociadas al factor de ese ejercicio. 3.4 Incompatibilidad de beneficios fiscales Si una empresa ha hecho determinadas inversiones o gastos con cargo al factor de agotamiento, no puede aplicar simultáneamente otros beneficios fiscales sobre esas mismas inversiones, y en concreto, las referentes a: •

Actividades de investigación científica e innovación tecnológica

•

Actividades de exportación

•

Formación profesional

•

Creación de empleo para trabajadores minusválidos

Incumplimiento de requisitos Inversiones no realizadas o no válidas La cantidad no invertida, o invertida incorrectamente, hay que incorporarla a la base imponible del período inmediato, y además pagar los intereses de demora correspondientes al tiempo que va desde el último día del período voluntario de pago del Impuesto de Sociedades en el que se aplicó la deducción, hasta la fecha en que se reintegra. 4.2 Cierre de la empresa anterior al plazo, sin realizar la inversión total Es un caso particular del anterior, lo mismo que si se vende total o parcialmente la explotación minera a otra empresa.

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Bloque 5: Estudios de viabilidad de proyectos mineros OBJETIVOS ESPECÍFICOS 5.1 Realizar estudios de viabilidad. 5.2 Conocer las etapas y los parámetros del estudio 5.3 Comprender las diferencias entre análisis técnico, económico y financiero. CONTENIDOS: 5.1:

ETAPAS DEL ESTUDIO DE VIABILIDAD

−

Estudios preliminares

−

Intermedios

−

Finales

5.2:

PARÁMETROS DE CÁLCULO E ÍNDICES DE RENTABILIDAD

−

Datos conocidos

−

Datos estimados

−

Principales índices utilizados en proyectos mineros

5.3:

ANÁLISIS DE SENSIBILIDAD

−

Estimación de riesgos.

−

Cálculo del break-even de un proyecto

−

Análisis de competitividad de proyectos

5.4: −

Opciones reales y financieras aplicadas a proyectos mineros

5.5: −

APLICACIÓN DEL ANÁLISIS DE PROBABILIDADES

ANÁLISIS DE VIABILIDAD DE UNA EMPRESA MINERA

Programa APEX. Caso de minería metálica.

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Evaluación y Planificación minera 5

ESTUDIOS DE VIABILIDAD EN MINERÍA

5.1

ETAPAS DEL ESTUDIO DE VIABILIDAD

5.1.1

EL ANÁLISIS ECONÓMICO DE LOS YACIMIENTOS

Curso 2001/02

Los mineros o las empresas mineras van recorriendo la superficie de la tierra y del mar o la vuelan por los aires buscando unos nuevos yacimientos que puedan ser posteriormente convertidos en minas. ¡Las minas no se encuentran!. Las minas se hacen, normalmente con un gran coste y no siempre sin un cierto riesgo, a través de un proceso lógico que, a partir de un indicio o criadero, lo convierte primero en yacimiento y tan solo unos pocos de ellos llegan a ser una mina.

El proceso de convertir un yacimiento en una mina supone un conocimiento y un esfuerzo, y en primer lugar una voluntad minera, más que en llevar a cabo una evaluación del yacimiento. El hacer una mina requiere un estudio más o menos detallado de la viabilidad de muchos factores, y especialmente unas inversiones y unas cotizaciones del mineral, alguno de los cuales puede impedir que el yacimiento llegue a ser una mina con éxito.

Los análisis de viabilidad son una parte fundamental en la realización de los proyectos mineros, debiendo constituir uno de sus capítulos exigibles que se suele denominar como "Estudio Económico". En primer lugar se puede definir como estudio de viabilidad a la cuantificación matricial vinculada de una alternativa que debe ser establecida como el modelo de un caso o escenario a resolver. Se trata, pues, de un proceso de simulación al que se aplica el cálculo numérico temporal de la vida del proyecto a través de una serie de parámetros que son estimados o valorados con mayor o menor precisión o con un grado de incertidumbre.

En principio el grado de precisión de los parámetros del modelo nos conduce a unos diferentes niveles de estimación, de previabilidad y de viabilidad. Cuánto más próximo esté un yacimiento de llegar a ser una mina, más cuidadoso y riguroso debe realizarse el análisis económico.

Un estudio completo de viabilidad supone, al menos, tres grandes apartados: -

Un análisis económico

-

un estudio o análisis de ingeniería financiera, y

-

un análisis político, ecológico o social.


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El análisis económico es esencial para tomar una adecuada decisión de seguir o no las varias, lentas y caras etapas de la evaluación del yacimiento. De esta forma son medidos los pasos del proyecto minero propuesto y comparados con otras oportunidades alternativas de inversión. El análisis económico se relaciona con los costes y los beneficios potenciales y puede ser aplicado en varios momentos de la evaluación del yacimiento, para determinar si el proyecto merece el esfuerzo y el riesgo de buscar los fondos adicionales necesarios para llevar a cabo las etapas posteriores. El análisis financiero debe hacer referencia a cómo, en dónde y a qué coste puede ser obtenido el capital necesario para financiar el proyecto propuesto. La técnica de obtener los fondos necesarios ha sido denominada recientemente como ingeniería financiera, que intenta: 1º

No arriesgar mucho capital propio

2º

Maximizar los beneficios en el menor tiempo posible

3º

Evadir los impuestos o

4º

Buscar la opacidad fiscal de los inversores.

El análisis político, social y ecológico debe hacer referencia y efectuar la valoración de aquellos factores tangibles o intangibles que podrían afectar a la creación de una mina. Estos factores actualmente afectan mucho más que antes, debido a la profusión de las regulaciones gubernamentales, de las restricciones financieras y a todas las ecológicas que modernamente han sido impuestas sobre la industria minera, tanto por las leyes como por el peso de la opinión pública; muchos de estos factores intangibles pueden y deben ser introducidos en el análisis económico minero como un coste añadido para el desarrollo minero, pero cada vez con más frecuencia, han llegado a ser un obstáculo insalvable para el desarrollo de ciertos yacimientos o proyectos generadores de bienestar, riqueza y trabajo en zonas necesitadas y pobres. El papel del análisis financiero de estos factores no debe nunca ser infravalorado cuando se realiza un estudio de viabilidad sobre el cual se basa la decisión de invertir, pero el énfasis de éste bloque está puesto en los factores económicos y técnicos. 5.1.2 PLANTEAMIENTO DE LA EVALUACIÓN DE UN PROYECTO MINERO En principio se deben de analizar y estudiar con detalle los siguientes criterios: -

Horizonte temporal (HT). Vida del proyecto o años de duración de las reservas o de los recursos del yacimiento objeto de la explotación.

-

Escala o dimensión (D.M.) Ritmo de explotación en toneladas por año. El volumen total de los fondos necesarios (inmovilizado + circulante) que absorbe el proyecto es una función directa del tonelaje anual que se pretende explotar

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Cash-flow (CF). Flujos de caja necesarios y producidos. Movimiento de los fondos de ingresos y de gastos que genera el proyecto a lo largo de su vida operativa en unos períodos temporales.

5.1.3 El CICLO DE MADURACIÓN DE UN PROYECTO MINERO La fase de maduración es el período de tiempo requerido desde el principio del programa de exploración hasta el momento de comienzo de los ingresos procedentes de la producción de mineral del yacimiento descubierto, y que es estimado, conservadoramente, en unos 15 años. En algunos casos el período de maduración puede ser mayor y en otros menor, sobretodo si se trata de ampliaciones en una zona minera ya en marcha.

El ciclo completo de la vida de un proyecto corresponde gráficamente a una doble curva en "S", una primera semifase para las inversiones, al principio de poca importancia, pero progresivamente crecientes, especialmente a partir del momento en que se comienza a construir la mina y la planta y otra segunda semifase en que se producen los ingresos que deben compensar sobradamente las inversiones y los costes efectuados hasta el momento de comenzar las producciones.

Adjuntamos un cuadro de las probabilidades y los tiempos en que se estima la primera semifase en la minería australiana para los minerales metálicos y el uranio y los industriales pudiendo ser ligeramente menores en la minería energética de hidrocarburos y carbones. Tambien se adjunta una gráfico de la estimación de las fases de un proyecto minero nuevo en la minería del Uranio en Australia. ESCALA TEMPORAL DE LA EXPLORACIÓN Y EXPLOTACIÓN FASE REGIONAL

2

TIEMPO (años) 1-2

PROBABILIDAD MÍNIMA

4

2-3

1 : 10

1-5

1 : 10

0,2 - 10

2-5

1 : 10

YACIMIENTO

2-5

1 : 10

ÁREA (Km ) 5 25 - 10

EXPLORACIÓN

10 - 3x10

EVALUACIÓN

500 - 10

DETALLE DESARROLLO

3

6 4 3

Probabilidad de ÉXITO de encontrar un yacimiento al comienzo de cada fase

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5.2

Curso 2001/02

LOS PARÁMETROS DE UN ANÁLISIS ECONÓMICO-MINERO

Los dos elementos más importantes del análisis económico de un proyecto minero son: 1)

Las ganancias potenciales o flujos anuales de caja generados por el proyecto.

2)

Los costes necesarios de inversión y de operación para conseguir dichas ganancias.

Si la diferencia entre los dos elementos es lo suficientemente amplia, es decir, si el retorno de la inversión a través del cash-flow es suficiente como para atraer las inversiones, se puede decir que el proyecto es financieramente viable.

El análisis económico-minero debe tener en cuenta muchos parámetros, algunos de los cuales son conocidos o pueden ser conocidos dentro de ciertos límites y otros, que son desconocidos o difíciles, también lo son dentro de ciertos límites, y para los que han de realizarse unas estimaciones. Como, tanto los parámetros conocidos como los estimables se incluyen en el mismo cálculo analítico, es importante conocer la naturaleza de cada uno de ellos cuando se considera el resultado de un análisis. Algunos parámetros, como la ley del bloque minero, aunque estimados, se dice que son conocidos dentro de unos limites matemáticos definidos. Otros parámetros, como el precio de venta futuro de los minerales

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P

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producidos, sólo pueden ser estimados dentro de unos límites para los cuales no existe tanta precisión.

El concepto de riesgo de un parámetro viene definido por dos aspectos, la incertidumbre y la consecuencia del mismo sobre el proyecto, que expresado en forma de ecuación resulta:

Riesgo = incertidumbre x consecuencia.

La incertidumbre es el nivel de desconocimiento y puede, en general, ser reducido sobre la base de una mayor o mejor información. Un alto grado de incertidumbre próximo a 1, implica la necesidad de aumentar el nivel de información para reducir la falta de conocimiento. Un factor bajo de incertidumbre, por ejemplo de 0,10, refleja un alto nivel de información y por tanto de conocimiento. La incertidumbre puede ser comparada con la varianza o la distribución de probabilidades.

La consecuencia es la medida del efecto que la variable estudiada tiene sobre el proyecto. Por ejemplo existen algunas variables con un alto grado de incertidumbre que tienen un efecto elevado sobre el proyecto, como la ley de las reservas o las cotizaciones de los minerales y por tanto elevan el riesgo del mismo.

De la misma manera alguna variable con un bajo nivel de incertidumbre, pero con una alta consecuencia, puede alcanzar un bajo nivel de riesgo, como es el caso de los impuestos o tasas, que en principio en cada país son bien conocidos y poco cambiantes y, a pesar de tener una alta consecuencia, el riesgo es mínimo sobre el proyecto, salvo en el caso del llamado "riesgo país", que supone la inestabilidad política, social o religiosa y que puede suponer un cierto nivel mayor de incertidumbre. La incertidumbre puede y debe ser relacionada con la sensibilidad relativa de cada parámetro y medida como la pendiente de la curva del árbol de sensibilidades tradicional. 5.2.1 Los parámetros económico-mineros conocidos 1)

El tonelaje y ley de los minerales valorados para todo el deposito y para cada bloque.

2)

La recuperación mineralúrgica del mineral valorado.

3)

La vida operativa del yacimiento para cada uno de los ritmos de producción.

4)

El canon minero, los royalties o los pagos por la utilización de la propiedad.

5).

Los contratos de compra-venta, los gastos de fundición, marketing.

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Evaluación y Planificación minera 6).

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La estructura fiscal, incluyendo todos los impuestos nacionales, autonómicos, federales y locales, el factor de agotamiento permitido, los planes de amortización y los créditos y ayudas para la inversión y las deducciones diferidas.

7).

Los acuerdos financieros, incluyendo las ganancias retenidas o los dividendos, sus fechas de compromiso y los tipos de interés de los créditos financieros, así como el nivel de las ayudas y de las subvenciones esperables.

5.2.2 Los parámetros económicos estimados 1)

Los costes totales de inversión requeridos, incluyendo las partidas capitalizables y las amortizables, los conceptos fungibles y otros.

2)

Los costes operativos, incluyendo los de arranque, carga y transporte o extracción (del mineral y del estéril), los costes de conminución, de tratamiento y / o proceso; los costes de fundición, refino y acabado; los costes de los transportes exteriores y otros, como los gastos de puertos, aranceles, etc.

3)

Los precios de venta o las cotizaciones del mercado para los productos minerales esperados durante la vida o los años del proyecto.

Es obvio que algunos de los parámetros anteriores pueden ser estimados más exactamente que otros, o ser conocidos con una mayor precisión o con un menor margen de incertidumbre y con una mayor consecuencia sobre el proyecto.

El precio de venta o la cotización en el mercado es, a menudo, uno de los parámetros más sensibles del análisis económico, y normalmente, resulta ser el de más difícil precisión o el que tiene una mayor incertidumbre y una mayor consecuencia sobre la viabilidad del proyecto minero. Un menor nivel de incertidumbre, pero una mayor consecuencia suelen tener en los proyectos mineros los costes operativos y todavía menor el nivel de las inversiones y de todas las clases de ayudas, que realmente "ayudarán" al proyecto, pero es difícil que cambien su viabilidad.

Como se ha señalado anteriormente los estudios de viabilidad mineros suelen realizarse iterativa y progresivamente, a medida de que el nivel de incertidumbre se va resolviendo favorablemente por la adición o comprobación de nuevos datos y muy especialmente por la continua aportación de sondeos que mejoran la cantidad, la calidad y la situación de los minerales.

A continuación se aporta un cuadro de los diferentes etapas de los estudios y niveles de precisión que se aplican en un proyecto minero desde la etapa de inicial previabilidad, que

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Curso 2001/02

corresponde a la exploración o conversión del indicio en yacimiento, pasando por la etapa de previabilidad, que incorpora unos más precisos costes de explotación e inversión y después la etapa del llamado estudio de viabilidad, con el que se puede obtener un nivel de certidumbre que avala las inversiones para finalmente llegar al Proyecto final, que suele ser cada vez más el documento - proyecto que se presenta a la Administración para obtener las ayudas y los permisos necesarios.

Cada una de las etapas requiere, en cada parámetro, un mayor nivel de conocimiento y rigor, pero al mismo tiempo son necesarios un mayor tiempo y esfuerzo, por lo que cuestan bastante más, al ser precisa la incorporación de especialistas y expertos en muchos campos, lo que obliga en la fase final del proyecto a incorporar en su realización unos equipos de ingeniería internacional.

La explicación del cuadro adjunto trata de reflejar no solo los variados campos de actuación, que requieren la presencia de expertos en geología, minería, mineralúrgia, economía, diseño de plantas y presas, selección de maquinaria y equipos, sino tambien la correcta definición del nivel de error de las estimaciones y de los cálculos realizados.

De la misma forma que para la mejora de la certidumbre es preciso multiplicar por 10 el número de sondeos o de datos de entrada en el proceso de evaluación, tambien puede comprobarse como el coste de un proyecto puede llegar a ser hasta 10 veces el costo del estudio previo de viabilidad inicial, que es realizado por los propios ingenieros geólogos sin necesidad de la aportación de especialistas exteriores a la empresa promotora. A medida que se avanza en las etapas resulta necesario y conveniente la entrada en el equipo evaluador de especialistas con más años de experiencia en la realización de estudios más concretos y más afinados en la estimación de los datos a incluir.

Muy especialmente, es necesario en las etapas finales, no solo el buen estudio del mercado o unas cartas de intención o una razonable estimación de precios y plazos de entrega de los minerales a producir, sino también pasar de las propuestas verbales o escritas a unos contratos firmados, dada la consecuencia extraordinaria que el precio tiene sobre la viabilidad del Proyecto.

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Curso 2001/02

COMPARACIÓN DE LOS TIPOS DE ESTUDIOS ECONÓMICOS DE VIABILIDAD TIPO DE ESTUDIO

EXPLORACIÓN

PREVIABILIDAD

VIABILIDAD

DISEÑO FINAL

EN EL YACIMIENTO Número de sondeos Categoría de las reservas Nivel de muestreo

X

3X

5X

10X

Potenciales

Indicadas

Medidas

Probadas

Ninguno

Posible

Probable

Esencial

EN LA OPERACION MINERA Método minero

Asumido

General

Optimizado

Finalizado

Sistema o equipos

Ninguno

Preliminar

General

Detallado

Hipotético

Preliminar

Optimizado

Finalizado

Mecánica de rocas

Ninguna

Ninguna

Preliminar

Esencial

Visita del ingeniero

Posible

Recomendada

Esencial

Esencial

Selección del equipo

EN LA PLANTA E INFRAESTRUCTURA Capacidad de la planta

Asumida

Preliminar

Optimizada

Finalizada

Implantación de las plantas

Asumida

General

Aproximada

Especifica

Planos y topografía

Ninguno

Disponibles

Disponibles

Detallados

Ensayos de cimentaciones

Ninguno

Ninguno

Preliminares

Finales

Visitas de los proyectistas

Posiblemente

Recomendable

Esencial

Esencial

EN EL PROCESO Esquema de flujo

Asumido

Preliminar

Optimizado

Finalizado

Pruebas pilotos

Disponibles

Recomendadas

Esenciales

Esenciales

Demostraciones

Innecesarias

Posibles

Probables

Esenciales

No esenciales

Preliminares

Optimizadas

Finalizadas

Balances de energía y de materiales

EN EL DISEÑO DE LOS SERVICIOS Naturaleza de los servicios

Conceptuales

Posibles

Probables

Actualizados

Hipotéticos

Preliminares

Optimizados

Finalizados

Implantaciones mecánicas

Ninguna

Mínimas

Preliminares

Completadas

Implantaciones estructurales

Ninguna

Prediseño

Prediseño

Preliminar

Otras implantaciones

Ninguna

Mínima

Prediseño

Preliminar

Diseño de tuberías

Ninguno

Ninguno

Lineal

Algún detalle

Diseño eléctrico

Ninguno

Ninguno

Lineal

Algún detalle

Especificaciones

Ninguna

Catálogos

General

Detalladas

Selección de los equipos

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Curso 2001/02

EN LAS BASES PARA LA ESTIMACIÓN DE LOS COSTES DE CAPITAL EXPLORACIÓN

PREVIABILIDAD

VIABILIDAD

DISEÑO FINAL

Ingeniero de proyectos

Estimadores especialistas

Estimadores especialistas

Departamento estimaciones

Previas

Fuente individual

Múltiples

Competitivos

Borradores

Dibujos previos

Dibujos previos

Aplicables

como un % de

como un % de

Horas-hombre

Horas-hombre

maquinaria

maquinaria

por ton

por ton

Borradores

Dibujos preliminares

Aplicables por ton

Aplicables por ton

como un % de maquinaria

como un % de maquinaria

Aplicables

Aplicables

$US/Kw

$US/Kw

Aplicables

Aplicables

Costes indirectos

% de total

% de total

Calculados

Calculados

Nivel de contingencias

±20-25%

±15-20%

±15

±10%

TIPO DE ESTUDIO Estimaciones preparadas por Ofertas de vendedores Obras civiles Trabajos mecánicos

Trabajos estructurales Tuberías e instrumentación

Trabajos eléctricos

EN LA DETERMINACIÓN DE LOS COSTES OPERATIVOS Esquemas de salarios

Asumidos

Investigados

Convenio

Convenio

Sobrecostes laborales

Asumidos

Calculados

Calculados

Convenio

Costes energéticos

Asumidos

Calculados

Calculados

Contratados

Costes combustibles

Asumidos

Ofertas verbales

Ofertas escritas

Contratados

Suministros

Asumidos

Ofertas verbales

Ofertas escritas

Contratados

Reactivos

Asumidos

Ofertas verbales

Ofertas escritas

Contratados

Repuestos

Asumidos

Ofertas verbales

Ofertas escritas Ofertas escritas

EN LOS ANÁLISIS ECONÓMICOS Flujo de caja actualizado

Detallado

Detallado

Generales

Detallados

Detallados

Detallados

Histórica

Actualizados

Cartas de intención

Propuestas escritas

Uso de las estimaciones

Comparada / eliminación

Viabilidad general

Presupuesto

Aplicación de fondos

Coste relativo del estudio

X

3X

5X

10X

Datos de tasas Base de ingresos / ventas

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Manual

Detallado

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Curso 2001/02

5.2.3 EL ANÁLISIS DEL FLUJO DE CAJA La primera cuestión que se plantea para determinar la viabilidad de la explotación de un yacimiento, desde la etapa inicial de exploración hasta su desarrollo final, se refiere a su margen de beneficios potenciales en los años de producción: ¿Cuál es el presente o mejor dicho cuál será el futuro potencial de las ganancias si el yacimiento llega a convertirse en una mina?.

La segunda cuestión resulta natural: ¿Cuánto cuesta convertirlo en una mina?.

Para contestar a la primera pregunta es necesario definir y realizar un análisis del cash-flow (flujo de caja). El flujo de caja puede ser definido como aquellas ganancias generadas por la mina y disponibles para su uso por el propietario o por la empresa después de hacer frente a todos los gastos de la mina, incluyendo los impuestos.

Stermole define el flujo de caja como la suma del beneficio neto, de las depreciaciones, de las amortizaciones, del factor de agotamiento y de las deducciones de los impuestos diferidos, o alternativamente, el flujo de caja se puede igualar a los ingresos por ventas menos los costes de operación y de los impuestos sobre las rentas. El término flujo de caja debería ser utilizado siempre en un sentido de después de los impuestos, ya que será el dinero disponible tras pagar todos los impuestos. El diagrama de la Cuadro 1.1 ilustra el flujo de caja de una empresa y puede ser aplicado perfectamente a una compañía minera o a una mina en particular. La depreciación, la amortización, el factor de agotamiento y las deducciones diferidas son las exenciones permitidas por el Internal Revenue Service(IRS) en el cálculo de la renta gravable en los Estados Unidos o por el Ministerio de Hacienda o el Servicio fiscal de una Comunidad o de un país. Deben ser considerados y valorados cuando se calculan los impuestos y difieren considerablemente de un país a otro.

El análisis del flujo de caja anual para el futuro, en el desarrollo de una mina, debe tener en cuenta los siguientes elementos: 1)

Las toneladas y las leyes de los minerales que se producen anualmente.

2)

El valor económico de los minerales recuperados y pagados.

3)

El pago anual del cánon o el alquiler de los derechos mineros.

4)

Los costes anuales de producción del mineral vendible (extracción, tratamiento, transporte, marketing, etc.)

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Evaluación y Planificación minera 5)

Curso 2001/02

Los impuestos nacionales y locales, incluyendo los factores de exenciones tales como el factor de agotamiento permitido, los planes de amortización autorizados para la minería y los niveles de imposición.

Siguiendo el diagrama del cuadro 1.1, el flujo de caja operativo anual se calcula como sigue: Cuadro 1.1 INGRESOS BRUTOS

Ley x recuperación x precio neto x toneladas producidas.

- CANON

Canon sobre el valor bocamina o renta bruta.

- COSTES DE OPERACIÓN

Extracción + Tratamiento + Transporte

= BENEFICIO BRUTO

Ingresos de ventas - costes de operación y canon.

- Depreciación - Factor de agotamiento - Deducciones diferidas = RENTA IMPONIBLE - Impuesto sobre la renta

nacional x tasa impositiva + local o federal x tasa impositiva

= BENEFICIO NETO + Depreciación + Factor de agotamiento + Deducciones diferidas = FLUJO DE CAJA ANUAL

Entradas de fondos - Salidas de fondos

Si suponemos unas producciones, unas leyes del mineral, un cánon y demás, uniformes cada año de la vida de la mina, entonces el flujo de caja anual puede ser tomado como una serie de pagos anuales uniformes durante los años de vida de la mina. Estas ganancias anuales pueden ser contrastadas con los costes necesarios de inversión para desarrollar la mina, en orden a determinar el tiempo de recuperación de la inversión. 5.2.3.2 COMPONENTES DE LA INVERSIÓN Los componentes clásicos de una inversión minera pueden ser clasificados como sigue: 1.

La inversión en exploración geológica (sondeos, muestreos, análisis, evaluaciones, mapas)

2.

La adquisición o alquiler de la propiedad o concesión minera.

3.

El desarrollo de la mina, incluyendo toda la infraestructura y la construcción de carreteras, desmonte inicial, profundización de los pozos, galerías principales, socavones, rampas.

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Evaluación y Planificación minera 4.

Curso 2001/02

La construcción de la planta con todo su equipo, incluyendo la maquinaria minera, la molienda y el proceso de tratamiento, los edificios, las estructuras.

5.

La inversión medio-ambiental y de la recuperación

6.

El capital circulante.

Es importante mantener separadas las inversiones por categorías a fin de considerar posteriormente los distintos impuestos aplicables a cada concepto.

El análisis económico-minero, así como todas las evaluaciones económicas de la ingeniería, deben ser efectuadas con la debida consideración hacia el valor actual del dinero. El dinero recibido o desembolsado en un futuro debe ser considerado con una base de equivalencia temporal, usando los principios matemáticos del interés compuesto. El análisis económico y el conocimiento de los que toman la decisión de invertir, dan los datos suficientes para comparar las varias alternativas económicas.

Un proyecto puede ser calculado en unos términos de tasa de rentabilidad del capital requerido (TIR) o pueden ser comparadas dos o más alternativas mediante el cálculo del valor actual (VAN), cada uno de los cuales, cuando se aplican correctamente, nos permiten la elección más correcta o la menos mala. Para la mayoría de los analistas económicos, el poder determinar los ratios de rentabilidad por las técnicas de estudios de viabilidad a través de hojas de cálculo informatizadas, se han probado como los más útiles de todos los indicadores económicos de las alternativas. 5.2.2.3 DETERMINACIÓN DE LOS ÍNDICES DE RENTABILIDAD Existen muchos y muy variados criterios para decidir la inversión o no en un proyecto minero siendo una de las más frecuentes el mimetismo que supone ver al vecino enriquecerse y que es conocido genéricamente como "fiebre del oro", pero evidentemente en las compañías algo más serias y previsoras se actúa con unas bases de medida algo más sofisticadas, si bien hoy en día gracias a las técnicas informáticas es sencillo y rápido de ejecutar, habiendo llegado a ser comandos integrados en muchas de las hojas de cálculo habituales. En realidad estos criterios no son tan solo para determinar el poner en marcha una mina o un sondeo, sino para cualquier inversión minera por pequeña que sea. Se trata de unas normas de procedimiento o una cultura empresarial para una toma más rigurosa de las decisiones de inversión.

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El Criterio del Van (Valor Actual Neto) Se denomina Valor Actual Neto o VAN al valor de la actualización de los flujos de caja, positivos o negativos, en un momento dado en el que se realiza el estudio de viabilidad o que se fija para la comparación de los resultados.

VAN = CF 0 0 + CF 1 1 . . . + CF n n = ∑0n CF n n (1 + i ) (1 + i ) (1 + i ) (1 + i ) Siendo CFn el flujo de caja correspondiente del año "n" e "i" la tasa de descuento del dinero estimado para el proyecto. -

Para aceptar una inversión, ésta debe tener un VAN > 0

-

La mayor dificultad para aplicar este criterio radica en fijar la tasa de descuento "i", poco fácil de establecer en su valor actual, pero difícilmente predecible en el largo plazo.

-

El criterio del "VAN" introduce la hipótesis de que los cash-flow intermedios se reinvierten a la tasa "i", lo cual puede ser muy discutible.

El criterio de la TIR (tasa interna de rentabilidad) Se denomina TIR al tipo de interés "i" del dinero que anula el flujo de caja operativo.

CF 0 CF 1 CF n CF n =0 + . . .+ = ∑ 0n 0 1 n n (1 + i ) (1 + i ) (1 + i ) (1 + i ) en donde la incógnita habrá pasado a ser "i". Si la inversión se produce en el año 0, la Inversión I es igual a - CF0 y entonces:

I = ∑1n

CF n (1 + i )n

El criterio del pay - back Se denomina "pay-back" o tiempo de retorno del capital al período de tiempo en que se recupera el capital invertido. Es un criterio muy importante cuando se proyecta trabajar en países con altos riesgos políticos de inestabilidad o revolución. Otros criterios para la selección de las inversiones Tambien se consideran como criterios para determinar la selección de una alternativa los análisis de sensibilidad y determinación del riesgo y competitividad del proyecto, que serán analizados posteriormente en este mismo bloque, para conocer las variaciones que sufren los resultados obtenidos en los criterios anteriores en función de las modificaciones porcentuales, que se introducen en los principales parámetros del proyecto, tales como:

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-

Cotizaciones de la sustancia mineral vendible

-

Producciones anuales

-

Costes operativos, especialmente del personal y la energía.

-

Coste del dinero o interés de los préstamos de capital

-

Retraso temporal en la puesta en marcha

-

Aumento o disminución de las leyes del yacimiento

Precisamente la determinación del riesgo en comparación con los costes de las otras minas productoras del mismo mineral nos puede llevar a un conocimiento de nuestra posición competitiva en relación con otros mineros o productores y en relación con las fluctuaciones de las cotizaciones. Es el criterio moderno de la competitividad, que trata de comparar el proyecto en estudio con los demás productores de la misma sustancia. 5.3

SENSIBILIDAD Y RIESGO

En el anterior punto se han analizado algunos de los parámetros del análisis económico-minero, sus interrelaciones y las técnicas más avanzadas y aceptadas, con las cuales dichos parámetros son manipulados para ofrecer al que toma las decisiones unas medidas cuantitativas para juzgar las oportunidades o alternativas de inversión. Teniendo en cuenta el cuidado con que se debe hacer la evaluación económica y cómo se ha entendido el estudio de los parámetros económicos, todavía tendremos un factor significativo a analizar.

El inversor es siempre reticente y escéptico ante los factores inciertos. Algunos o muchos de los parámetros económicos son función de unos pronósticos económicos y valores estimados que no pueden ser conocidos con un alto nivel de certidumbre. Los postulados del TIR están basados en ciertos valores que representan las "mejores estimaciones" y en un único parámetro del cálculo del TIR que representa una combinación de dichas "mejores estimaciones". El que toma la decisión observa el análisis y pregunta ¿Qué ocurre sí...? ¿Que ocurre si el coste de producción es un 10% mayor que el estimado? ¿Que ocurre si se desbordan los costes de construcción y arranque? ¿Que ocurre si el precio o cotización del mineral o de las monedas cae por debajo del esperado? ¿Cuál será el efecto de un royalty o canon mayor?. Muchas de estas cuestiones pueden y seguro que surgen en el intento de señalar el riesgo que implica el desarrollar un proyecto minero.

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Antes de la llegada de las computadoras era bastante difícil responder a estas cuestiones debido a los laboriosos cálculos que implicaba. Ahora con la ayuda de las computadoras, la mayoría de estas preguntas pueden ser respondidas por el analista al mismo tiempo que realiza los cálculos originales y se llevan a cabo usando el proceso de análisis de sensibilidades. El análisis de sensibilidad demuestra el efecto de los cambios en algunos parámetros críticos sobre el TIR u otras medidas útiles. Cuando la probabilidad de que ocurra un cambio se puede asociar con los distintos parámetros valorados, el análisis de sensibilidad viene a ser un análisis probabilístico, y el factor de riesgo puede ser cuantificado en términos de probabilidad total.

5.3.1 EL ANÁLISIS DE SENSIBILIDAD La determinación de la sensibilidad del índice de rentabilidad (normalmente TIR o VAN) cambiando los distintos parámetros, tomándolos de uno en uno, es el llamado análisis de sensibilidad. El análisis puede ser realizado para cada parámetro implicado en el cálculo del TIR o del VAN. Generalmente, en las evaluaciones mineras los parámetros más sensibles y más probados son: el precio de venta del mineral o metal o combustible, el coste de la operación, la ley anual del mineral y la inversión inicial en capital y los tipos de interés del capital prestado.

La sensibilidad es determinada variando un solo parámetro y manteniendo constantes todos los otros parámetros. Con la ayuda de una computadora personal no es difícil determinar los puntos suficientes para trazar una curva de sensibilidad para cada parámetro e incluso una familia de curvas que muestren el desplazamiento de las curvas combinando con otros parámetros.

El análisis de sensibilidad es utilizado normalmente como una medida del riesgo, es decir, el inversor está interesado en el punto más bajo de las curvas para determinar a que valor la rentabilidad de la inversión va por debajo de la tasa mínima aceptable. El análisis de sensibilidad no intenta tener en cuenta la posibilidad o probabilidad de que el parámetro caiga por debajo de la tasa mínima.

El análisis de muchos yacimientos y proyectos mineros ha demostrado que, normalmente, los dos parámetros económicos, a los cuáles la rentabilidad es más sensible, son: el precio de venta y el coste de la operación, en este orden y con menor sensibilidad los costes de la inversión o los financieros. Se ha visto que un programa informático que computara las variaciones del precio-coste en una matriz TIR, como

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ilustra la tabla 5.1 puede ser de gran utilidad para el evaluador, para anticipar las cuestiones ¿Que ocurre si...? concernientes al precio y al coste. 5.3.2 DETERMINACIÓN DEL RIESGO Ya se ha visto que la estimación de un sólo parámetro es inadecuada para hacer una evaluación económica. ¡El riesgo, asociado con la toma de una decisión basada sobre una combinación de las "mejores sospechas" aunque no medibles, es muy grande!. Aquellos ingenieros y evaluadores que en el pasado han utilizado las estimaciones individuales, han usado normalmente la práctica de ser "muy conservadores" para minimizar los riesgos. El efecto acumulado de este "conservadurismo", cuando se aplica a cada parámetro es normalmente suficiente para matar cualquier oportunidad de inversión. También existe el gran riesgo de dejar pasar una oportunidad debido a un análisis incorrecto o demasiado "prudente".

Cuando se trata sobre incertidumbres debe remitirse a las funciones de distribución de frecuencias o a la teoría probabilística. Un instrumento básico o técnica operativa es la determinación de la distribución de la población para las variables consideradas. Los estudios estadísticos y geoestadísticos han hecho posible definir muchas de los parámetros que entran en un análisis económico. Estos parámetros han sido descritos como desconocidos o conocidos en el capítulo 6. Por ello no se da por hecho que sean conocidos como un valor único, sino que son conocidas sus funciones de distribución y que sus histogramas o recorridos de valores son referidos a unos niveles probabilísticos.

El mismo concepto de definir una función de distribución de una variable en términos de probabilidad puede ser aplicado a los parámetros desconocidos o estimados. El problema radica en el hecho de que no existe una teoría matemática válida para crear estas funciones de distribución. Sin embargo, una distribución aceptable puede estar desarrollada por unos datos obtenidos de varias fuentes. Por ejemplo, el valor más alto, el más pequeño y el más representativo para cada parámetro pueden ser normalmente convenidos por los agentes implicados en la evaluación. Pueden también acordar que el valor más representativo tiene una mayor probabilidad de ser cumplido que los valores más altos o más bajos, y también la zona alrededor del valor más representativo. Esta información es suficiente para crear una función de distribución que es mucho más representativa del parámetro variable en la realidad que un valor singular.

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Con las distribuciones definidas para las distintas variables económicas, estamos preparados para llevar a cabo los análisis de TIR usando un valor de muestra elegido al azar, de cada población de parámetros por el procedimiento de simulación Monte Carlo. La simulación Monte Carlo selecciona aleatoriamente un valor de parámetro en la proporción de que su posibilidad ocurra. Cada determinación TIR representará un posible resultado de la evaluación económica. Cuando se computan muchos resultados, representando todas las combinaciones de sucesos, se consigue una función de distribución de cada uno, que es la mejor medida posible del riesgo proyectado. El análisis de probabilidad puede ser realizado, económicamente, sólo con el uso de una computadora.

FUNCIONES DE DISTRIBUCIÓN PARA LOS PARÁMETROS ESTIMADOS La función normal de distribución simétrica en forma de campana, es definida por la media y la desviación típica. Otras poblaciones pueden tener otras formas distintas o unas distribuciones que son más difíciles de representar por unas fórmulas, pero que pueden ser definidas por histogramas y diagramas de frecuencias acumuladas.

El aspecto más problemático o desafiante del análisis de probabilidades es derivar la función de densidad razonable (distribución) para los parámetros estimados: precios del mineral, costes de operación inversión inicial, etc. Un método como seleccionar los valores más alto, más bajo y el más representativo ya ha sido mencionado. Suponer que se acuerda, por los ingenieros o analistas, que el coste de operación más representativo para un proyecto estará alrededor de 15$ por tonelada, con una remota posibilidad de que se reduzca a 12$/t, pero con una mayor probabilidad de que se sitúe en unos 18$/t. Para usar esta información, se debe interpretar en unos términos de probabilidad cuantitativa, con el consentimiento de las personas cualificadas.

El rango total del coste estimado es de 7$. Un paso lógico será dividir el alcance en siete rangos de 1$ cada una, con cada dólar como una media de cada rango. Si cada rango tiene la misma representatividad de ocurrencia, podemos construir un histograma de frecuencia relativa como la figura 5.4, donde cada rango tiene una posibilidad de ocurrencia de 14.3% (100/7=14.3).

La figura 5.4 representa una interpretación del consenso del equipo de los ingenieros sobre un valor medio del coste de operación a aplicar en el proyecto. Fue construida para comprender los histogramas de frecuencia relativa, donde el área total es el100%

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de la probabilidad total y corresponde a unas probabilidades o frecuencias de los costes constante

Figura 5.4 .La figura 5.5 representa un histograma más lógico de una función de distribución del coste estimado con unas frecuencias o probabilidades más gausiana.

Fig. 5.5

Figura 5.5 Este histograma muestra una probabilidad de sólo un 2.5% de conseguir un coste de 12$/t y de hasta un 12.5% de alcanzar los 18$/t. El histograma se concentra en los valores más próximos al valor más probable, como un 25% de alcanzar los15 $/t.

La debilidad del análisis de probabilidades descansa en la asignación subjetiva de los niveles de probabilidad a las clases de parámetros que intervienen en el análisis. En realidad todos los parámetros estimados son subjetivos aunque se utilice una función de distribución de frecuencia o una estimación individual. Tiene mucho valor especificar la probabilidad estimada de una ocurrencia para cada clase de parámetro, por lo que se deben incorporar los mejores conocimientos de todas las personas involucradas en el proyecto.

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Si se puede asumir una distribución simétrica sobre el valor más representativo, se puede simplificar el cómputo del histograma de frecuencias relativas mediante una simulación de una curva de distribución normal, con el valor medio igual al valor más representativo y la distribución sobre la media con una función que asigne la desviación típica.

Se sabe por una estadística normal que el 68% del área de probabilidad se encuentra en una desviación típica y el 95% dentro de dos desviaciones típicas σ. Es posible tomar una muestra del rango total de la curva normal donde las zonas cerca de los limites superiores e inferiores tienen una baja probabilidad, o se puede programar una muestra sólo de la porción central de la curva de los limites superior e inferior, donde pueden tener una probabilidad relativa alta respecto al valor medio; ver figura 5.6.

Fig. 5.6.Distribución simulada normal de una población de precios o costes.

Para ilustrar el uso de una simulación de distribución normal, se supone que se quiere estimar una función de distribución para un precio futuro del mineral. Se selecciona el precio más probable y se supone que tiene una probabilidad igual a los demás valores por arriba y por abajo, lo que indica una simetría. Se podrá, por tanto, formular que el precio no va a ir por debajo de un cierto limite inferior (LL), pero con una clara probabilidad de un limite superior (UL) que puede ser un poco mayor, pero con una menor probabilidad de alcanzarse. Para simular una función es necesario asegurar que el área bajo la curva normal se ajusta lo mejor posible a las estimaciones. En el área sombreada de la figura 5.6 se ha seleccionado el limite más bajo en una desviación típica y el límite superior en dos desviaciones típicas.

Ahora se tiene que convertir la desviación típica en unos períodos de precio, o para ser más correctos, convertir los limites de los precios seleccionados en unidades de desviación típica. Cuando se hace un muestreo al azar entre la población normal

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tienen que rechazarse aquellas muestras que caen fuera de los límites. Pero seleccionando juiciosamente el área bajo la curva normal se obtiene una función útil para estimar una función simétrica. 5.3.1.4 MUESTREO DE FUNCIONES DE DISTRIBUCIÓN POR MONTE-CARLO

Como dice el nombre, la simulación Monte-Carlo significa seleccionar o elegir los valores completamente al azar. Para asignar un valor a los parámetros económicos estimados, se elige al azar un valor de la población de los parámetros. Cuando se actúa manualmente, el muestreo Monte-Carlo se hace normalmente mediante la selección de unos miembros de una tabla de los números aleatorios. La mayoría de los centros de calculo con computadores o los mismos ordenadores tienen ya unos programas de números aleatorios, a través de los cuales, la computadora puede generar por sí misma números aleatorios.

Fig. 5.7.Relación entre valores probables y curva e distribución de frecuencias.

Los programas generadores de los números aleatorios, ya sean computados o por tablas, seleccionan una serie de números al azar, comprendidos entre 0 y 1 normalmente en el que cada número de la serie tiene una igual probabilidad de ser

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elegido. La figura 5.6 es un ejemplo de distribución uniforme. El próximo paso es convertir los números aleatorios uniformes en números "pesados" que reflejan exactamente la probabilidad de la función de distribución. Esto se hace convirtiendo el histograma de frecuencia relativa en un diagrama de frecuencias acumuladas, como ilustra la figura 5.7 para una curva continua normal.

Para que la computadora convierta la selección de números aleatorios en una función discreta es necesario preparar una tabla de conversión del diagrama de frecuencias acumuladas. Por ejemplo, la tabla mostraría para la figura 5.8 que cualquier número aleatorio entre 70.0 y 87.5 tiene un coste de 17$ por t. Se puede hacer una interpolación adecuada para resolver las fracciones de dólar. ANÁLISIS PROBABILISTICO DEL TIR El proceso de completar un análisis probabilístico de TIR se lleva a cabo haciendo muchos pasos en la computadora, permitiendo la selección al azar de todos los valores paramétricos de sus respectivas distribuciones de población. Si se hacen los pasos suficientes, todas las combinaciones de valores serán utilizadas en el análisis TIR. Después de hechos los pasos requeridos, los resultados totales son compilados en la forma de un histograma y tabla, mostrando la probabilidad acumulada.

El análisis de probabilidades está utilizándose cada vez más por la comunidad técnica para predecir los resultados de muchos procesos estocásticos. Un modelo del proceso estocástico es esencialmente lo mismo que un modelo estadístico, ya que ambos contienen componentes aleatorios. Cuando existen algunos elementos aleatorios o algunos parámetros desconocidos importantes, el análisis de probabilidad representa la mejor función conocida para determinar el posible resultado.

El análisis probabilístico no es utilizado todavía mucho o bien entendido por la industria minera, Sin embargo, ya que las computadoras se utilizan cada vez más como un instrumento por los ingenieros de minas y geólogos, esta técnica llegará a ser aceptada, dada la gran capacidad que tiene este instrumento. 5.3.3

CÁLCULO DEL BREAK-EVEN DE UN PROYECTO

Además de los criterios ya mencionados de TIR, VAN, PAYBACK, es normal en los grandes proyectos mineros bien estudiados, someterlos a unos ANÁLISIS DE SENSIBILIDAD, para determinar las variaciones que sufrirán los resultados obtenidos

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en los criterios anteriores en función de las modificaciones porcentuales, que se introducen en los principales parámetros del proyecto, tales como:

- Cotizaciones de la sustancia vendible - Producciones anuales o ritmos de puesta en marcha y operaciones - Costes operativos y/o indirectos, especialmente coste del personal - Coste del dinero o interés de los prestamos de capital - Retraso temporal en la puesta en marcha - Aumento o disminución de las leyes del yacimiento

Fig. 5.8 Árbol de sensibilidades de los principales parámetros de un proyecto

Si se situan los puntos o resultados obtenidos de las diferentes variaciones alrededor de la básica o del punto principal, obtenemos una gráfica, el llamado "árbol de sensibilidades", y si en cada recta o línea de las variaciones se llega a cortar el eje de abcisas obtenemos los puntos llamados "Break Even" o puntos de ruptura, que nos permiten conocer el riesgo de la inversión o los limites de la rentabilidad. Es una forma de medir el grado de incertidumbre de la inversión minera con relación a los parámetros más temidos o de las variaciones posibles en el futuro del desarrollo del proyecto y de contestar técnica y rigurosamente a la siempre difícil pregunta de que pasa con el resultado esperado si pasa tal cosa u otra. 5.3.3

ANALISIS DE COMPETITIVIDAD DE LOS PROYECTOS

Precisamente la determinación del riesgo en comparación con los costes de las otras minas productoras del mismo mineral nos puede llevar a un conocimiento de nuestra posición competitiva en relación con otros mineros o productores y en función de las

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fluctuaciones de las cotizaciones. Es el criterio moderno de COMPETITIVIDAD, que trata de comparar el proyecto en estudio con los demás productores de la misma sustancia. Conocemos de algún gran grupo minero que no acepta una inversión minera si esta no llega a obtener unos costes por debajo de los 2/3 de la cotización del mineral en el período considerado en el estudio o lo que es lo mismo si el proyecto no esta en el grupo de los productores más económicos, llegando incluso a fijar el precio de venta o Break-even para el cual será preciso parar o reducir la producción y esperar a que la oferta se reduzca y equilibre la demanda para que ésta vuelva a provocar un aumento de los precios que permita reabrir la mina en toda su capacidad o en parte.

Una de las tendencias modernas de competitividad nos señala la necesidad de efectuar el diseño del proyecto con tal grado de flexibilidad que permita una modularización de su arranque y parada en función de la inevitable variación de las cotizaciones del mercado, esto es a mayor cotización una mayor producción y por el contrario a una menor cotización una menor producción hasta llegar al Break-even, en el que la producción debe ser parada para no provocar la continua caída de los precios. Es, en cierto modo, un reflejo de la moderna filosofía empresarial, adaptada por los japoneses y llamada J.I.T. (Just in time) y que tanto éxito está teniendo en la industria transformadora. Parece evidente que el verdadero objetivo que se persigue con esta política, es la consideración de llevar a variables la mayor parte de los costes, empezando por los del capital, en forma tal que se adaptarán a las unidades de producción extraídas en cada período de tiempo financiero, que para la minería no tiene que ser precisamente el año, sino que, en algunos casos, es hiperanual, como por ejemplo períodos quinquenales.

Adjuntamos una curva de los costes de una sustancia tan clásica como el cobre procedente de los análisis que realizan empresas internacionales como CRU o Rosskill, que permiten situar la posición de los costes de un proyecto nuevo o de una mina en operación con relación al mercado y a los costes de otros productores.

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COSTE DE LA OPERACIÓN (USct / lb)


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ESQUEMA DE REAPERTURA

118-120 108-110

±10 %

98-100 88-90

Oscilación cotización

Beneficio MINAS INSENSIBLES A LAS VARIACIONES DEL MERCADO

78-80 68-70 58-60

ESQUEMA CIERRE

48-50

DE

38-40 28-30 MINAS CON RESPUESTA A CORTO PLAZO AL DESARROLLO DEL MERCADO

18-20 COBRE POR LIXIVIACION O SUBPRODUCTO

8-10 0

0

1

2

3

4

5

6

7

8

CAPACIDAD ACUMULADA (Mt)

Para que un proyecto sea aceptable, según el criterio de competitividad, su posición debe estar situada en la parte inferior de la curva de costes acumulados de las produciones acumuladas de esa sustancia, dentro del conjunto de las que tienen un coste inferior a la cotización media de la sustancia a minar para que quede un margen estable de ganancias que pague los gastos financieros y los dividendos a los accionistas o propietarios. En el caso de estar en la parte alta de la curva se entiende como un proyecto o mina marginal que está sometida al riesgo de entrar en perdidas o en situaciones difíciles de tesorería al menos que en su época de vacas gordas hubiera previsto la creación de un fondo de previsión para las circunstancias ciclicas menos favorables.

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ELEMENTOS DE RIESGO EN LOS PROYECTOS MINEROS

Los parámetros que deben ser estudidos con más detalle y rigor son aquellos que pueden dar lugar a variaciones en la rentabilidad y fiabilidad del proyecto entre los que deben destacarse los siguientes:

- Error en la estimación de las reservas y recursos. - Retraso en los períodos de puesta en marcha con demoras en el flujo de ingresos. - Aumento en los costes de capital. - Fallos técnicos del equipo - Fallo financiero de un contratista. - Interferencia gubernamental. - Caída del precio de los minerales. - Expropiación por el gobierno. - Pobre dirección. - Dificultades medio-ambientales - Fluctuación del tipo de cambio de la moneda de cálculo. - Pobres relaciones laborales.

Tras aislar los componentes de riesgo es necesario decidir cual de los participantes en la inversión del proyecto asumirá un elemento concreto del riesgo.

Evaluación y Planificación minera 5.4

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Programa APEX

Objetivo del programa El programa Apex, desarrollado y comercializado también por la empresa Western Mine Engineering, tiene como objetivo final la obtención de la rentabilidad de un proyecto minero, a través del FLUJO DE CAJA detallado a escala anual. Datos de entrada Como es lógico, los resultados están en consonancia con los datos que se introduzcan, que previamente han podido ser calculados con la ayuda de otros programas, como el Sherpa o el Fpc de Catsoft o una hoja de cálculo propia. Los datos están estructurados por conjuntos, siendo los más significativos los siguientes: Datos de producción • • • • • • •

Primer año de producción Último año de producción Reservas de mineral explotable (t) Recuperación de la mina (%) Dilución (%) Tasa de producción (t/día) Calendario de producción (días / año)

Datos de leyes del mineral •

Para cada metal con un contenido comercial, la ley media en el mineral y en la roca encajante (a los efectos de dilución)

•

Desglosados para la minería, el concentrador y los procesos posteriores, si los hubiera: Costes fijos ($/t mineral) Costes variables ($/t m) Costes variables ($/t estéril) Personal Materiales y suministros Operación del equipo Transporte Fundición Relación de estéril a mineral (se utilizará sólo si se han separado los costes del mineral de los del estéril) Relación de concentración (t mineral / t concentrado)

Costes operativos

• • • • • • • • • •

Datos de concentración, fundición y refino • • •

Recuperación en el concentrador (para cada uno de los metales que se consideren comercializables) “Smelter payment”, o devolución de la fundición (%) “Smelter deduction” o deducción del fundidor (% u oz/t)

Evaluación y Planificación minera • •

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Precio de venta de cada metal Coste de refino

Cánones, regalías y royalties En este capítulo, la mayor parte de los conceptos son típicamente globalizados e internacionales: • • • • • • • • •

“Net smelter return” (NSR o valor del metal antes de fundición) Cánon por producción Impuesto federal (USA) “Net profit interest” o intereses sobre el beneficio neto “Royalty cap / buy out” o cantidad tope a pagar a cuenta al propietario de la concesión (si no es la propia empresa), hasta que empiece la producción. Cánon anual (a pagar al propietario de la concesión), en $ Incremento anual del cánon (si lo hubiera) Año inicial de pago del cánon Año final de pago del cánon

Inversiones y amortizaciones Para cada una de las inversiones previstas (Desmonte previo, maquinaria, plantas, ingeniería, etc.) hay que detallar los siguientes datos: • • • •

Año de la inversión Método de amortización Vida útil Valor residual

Sistemas de financiación Existe la posibilidad de ensayar las formas de préstamo exterior o bien la asociación en “joint venture” con algún socio. En el caso de préstamo hay que detallar: • • • •

Importe (en la misma unidad monetaria utilizada para el resto del proyecto) Período de amortización Tipo de interés Año de comienzo de devolución del principal

En cuanto al joint venture la información a facilitar es: • • • •

Capital aportado por el socio Porcentaje de participación en los beneficios Honorarios de dirección (“management fee”, normalmente en $/t de mineral) Año inicial y final

Bases fiscales Esta información está también muy polarizada hacia la empresa americana:

Evaluación y Planificación minera • • • • • • •

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Impuesto federal Impuesto estatal Tasa sobre beneficios brutos Tasa sobre beneficios netos Tasa estatal sobre la producción Tasa sobre el valor de los activos Tasa de factor de agotamiento para cada metal comercializado

Resultados obtenidos

Producción • •

Producción total (incluyendo la dilución) Vida de la producción (años)

Resumen del mineral • • • • • • •

Valor bruto unitario ($/t mineral) Coste unitario de la operación minera Coste unitario de la concentración (por tonelada de mineral) Coste unitario de la fundición (idem) Coste unitario del refino (idem) Coste unitario total de la operación (por tonelada de mineral) Beneficio unitario neto antes de impuestos (idem)

Datos del cash flow Para cada año se hace una distribución de ingresos y gastos con los criterios americanos ya comentados, y el siguiente detalle: • • • • • • • • •

Ingresos + Valor residual (ingresos por la venta de maquinaria usada que ha terminado su vida útil) - Royalties o cánones (a pagar) - “expensed capital” (sistema fiscal americano) - amortizaciones - impuestos sobre los activos (“property tax”) - “severance tax” (otro impuesto USA) - gastos financieros - gastos de recuperación del medio ambiente

Esto da un primer parcial que recibe el nombre de “Beneficios antes de factor de agotamiento”. A continuación, se aplica este factor: • • •

- factor de agotamiento - perdidas adelantadas - impuestos estatales

Esto da lo que llamamos “Base imponible federal”, a la que restamos •

- impuesto federal


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para darnos los beneficios netos después de impuestos (“Net after tax”). Una vez obtenida la cifra de los beneficios netos, para obtener el cash-flow, se descuentan algunas de las magnitudes que se han tenido en cuenta para los impuestos, pero que no afectan a la tesorería, tales como: • • • • • • •

+ amortización + factor de agotamiento + pérdidas adelantadas - capital circulante - inversiones del año - devolución del principal del préstamo + aportaciones de los socios (joint venture), si las hay

lo que da una nueva suma parcial que es el “Flujo de caja neto después de impuestos”. Descontando la parte que haya que entregar a los socios. •

- partner share o dividendos

tenemos el flujo de caja neto del año y su correspondiente acumulado. Resumen de Cash Flow Como consecuencia de lo anterior, se obtienen las siguientes cifras: • • • •

Cash Flow neto final Valores actuales netos (VAN) de la cifra anterior descontada con las diferentes tasas de descuento que se hayan considerado significativas para nuestro proyecto Período de retorno de la inversión Tasa interna de retorno (TIR) del proyecto.

Otras informaciones El programa suministra otras informaciones, tanto gráficas como analíticas de indudable interés, para cuyo detalle remito al lector al propio programa, a fin de no alargar esta presentación cuyo objetivo queda cumplido, pero si destacando el bloque de aplicaciones para determinar la sensibilidad y el riesgo del proyecto contemplado en los cálculos anteriores


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Comentarios finales El programa, a pesar de su indudable adaptación a las empresas multinacionales, tiene un gran interés para llevar a cabo el cálculo de los estudios de viabilidad y muy especialmente en su parte complementaria de análisis de sensibilidad de los principales parámetros señalados con un “tag” y marcando los límites máximo y mínimo de su posible variación en porcentajes así como la determinación del riesgo con la técnica del muestreo aleatorio de Montecarlo para obtener unas gráficas de la probabilidades en que se encuentran los índices de rentabilidad del proyecto.

Una vez obtenidos los resultados operativos del proceso minero, es relativamente fácil, con una hoja de cálculo, adaptar el Cash Flow a la fiscalidad española y conseguir las tasas de retorno (TIR) y los valores actuales (VAN) del proyecto con los tipos de descuento correspondientes.


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Anexo 2. INFORMACIONES EXIGIDAS POR LOS INVERSORES DE UN PROYECTO MINERO. Es necesario un informe comprensible para todos los proyectos sometidos a los acreedores financieros. El énfasis sobre aspectos particulares variará de acuerdo con el tamaño, el tipo y la localización de los proyectos concretos, así como con la forma de financiación.

La información sobre los siguientes puntos se suele pedir por las entidades financieras: •

Promotores, nombres y garantías personales

•

Localización del proyecto, país, región antecedentes mineros de la zona.

•

Títulos de propiedad o de arrendamiento de las concesiones.

•

Leyes de propiedad de la cuenca o del país en donde se va a llevar a cabo el proyecto.

•

Reservas (exploración histórica, sondeos, evaluación y técnica utilizada, planta piloto y sistema de tratamiento mineralúrgico en el cálculo de reservas y de productos finales).

•

Minería (plan minero, previsiones en las leyes y en la recuperación de mineral, equipos principales con sus capacidades, necesidades de personal, de energía y de materiales, consideraciones y limitaciones medio ambientales y disposición final de los residuos).

•

Esquema del proceso (diagrama de flujos y situación de la planta, equipos principales y sus capacidades, productos y coproductos, necesidades de personal, agua, energía y materiales, consideraciones medio-ambientales).

•

Infraestructura (suministros de agua y de energía, mantenimiento, talleres exteriores existentes en la zona, facilidades en el transporte y alojamiento del personal propio y exterior).

•

Construcción (responsabilidades de la ingeniería, suministradores, mandos para la construcción y dirección, planes de construcción, necesidades de personal, construcción del campamento, acuerdos o convenios laborales y facilidades auxiliares).

Coste del capital. Se requerirá un detallado informe para evitar que se utilicen unos ratios inadecuados en la estimación y para permitir las comparaciones con otras operaciones mineras similares. El promotor deberá demostrar que parte del


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coste es controlado, la periodificación de las partidas de gastos, el detalle de las estimaciones, las contingencias y los datos bases de la valoración inicia y un informe sobre la exactitud de la estimación. Costes de la operación Se procederá a establecer la metodología de la estimación de los costes, la división de los costes en sus componentes fijos y variables, los costes de personal, de mantenimiento, materiales, energía, fuel, repuestos y los costes unitarios, seguros, royalties y costes comerciales de las ventas, estimación del error en los costes, tasas de inflación para los principales componentes y sensibilidad o efectos en los futuros costes de los cambios esperados en los factores operacionales principales, como una mayor profundidad de la mina y/o una mayor distancia de transporte. Comercialización y Mercado Estructura industrial, determinantes de la demanda, relaciones entre oferta y demanda (históricas y proyectadas), acuerdos de precios, competencia, sustitutos, acuerdos de venta, previsiones de precios, riesgo de los tipos de cambio, previsión de volumen, número y tamaño de los compradores, las regulaciones gubernamentales sobre las exportaciones y las ventajas o desventajas especiales en la comercialización. Análisis del flujo de caja. El análisis del flujo de caja determinará la viabilidad económica del proyecto bajo una amplia gama de condiciones. Se efectuará una previsión del flujo de caja en un año base teniendo en cuenta los costes y los compromisos comerciales, que son explicados con detalle. Son calculadas las variaciones sobre el año base, para demostrar los efectos de los cambios por la inflación, incrementos de precios (en los costes operativos y de capital), retrasos temporales, cambios en la ley del mineral, operación de la planta bajo la capacidad diseñada, cambios monetarios y cambios en el ratio de endeudamiento / capital social). Verificaciones independientes. Los banqueros o inversores prefieren que los elementos técnicos y de los costes sean preparados o verificados por un consultor independiente con una buena reputación. Requerimientos estatutarios. Es bueno que todos los permisos del gobierno central y local sean garantizados antes de ponerse en contacto con los inversores. Si está pendiente algún permiso el promotor tendrá que omitir algún detalle.


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Relaciones laborales Pasos tomados por el promotor para minimizar los enfrentamientos; reservas para los efectos de cualquier problema. Riesgos potenciales Sustitución

de

productos

obsoletos

y

revisión

de

los

permisos

gubernamentales, leyes medio-ambientales y regulación de las propiedades de extranjeros.


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MINA “CHALCHALERA” INTRODUCCIÓN Este ejercicio ha sido desarrollado por el equipo de profesores de la asignatura de Evaluación y Planificación Minera, del 5º curso del Plan 1996 de la Escuela Técnica Superior de Ingenieros de Minas de Madrid, con un fin exclusivamente pedagógico, orientado a los alumnos.

Los datos que aquí se manejan, tanto técnicos como económicos, fiscales o financieros corresponden al año 2001.

Su nombre, “Chalchalera”, al igual que el resto de los datos, son absolutamente imaginarios y no se corresponden con los de ninguna explotación real presente o pasada.

Nuestra intención es formar a los estudiantes en la resolución de problemas mineros de planificación y evaluación, y en ningún momento nos gustaría que el alumno tratase de aprender de memoria alguna de las soluciones sin haber entendido su proceso. 1 DESCRIPCIÓN DEL YACIMIENTO Se trata de un yacimiento sedimentario totalmente horizontal, de 2100 m de largo por 1100 m de ancho, y una potencia de 50 m, con un contenido medio en cobre metal, de aproximadamente 2,5 %, distribuido de forma tal que, considerando el yacimiento a lo largo de su eje mayor (perfil longitudinal), la ley en metal contenido es mayor en el centro (2,8 %), perdiendo gradualmente su riqueza a medida que se aleja hacia los extremos, donde su ley es del 2,2 %. El mineral tiene una densidad de 2,75 t / m3.

0 15 0

200 00 11

2100 2500

Figura 1: Esquema del yacimiento

50


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Cubriendo totalmente al yacimiento existe una formación homogénea de material estéril no ripable, de 150 m de espesor, también totalmente horizontal en la superficie exterior, con densidad 2,5 y talud final admisible de 1:1. En la figura 1 puede apreciarse un croquis del yacimiento. 2 DATOS DEL YACIMIENTO 2.1 Superficie exterior de la corta: 375 ha En las figuras 2 y 3 pueden apreciarse la sección longitudinal y transversal de la corta. Denominando “Nivel 200” al correspondiente al muro del yacimiento (que es la profundidad relativa a la superficie topográfica del terreno), la proyección del rectángulo de 1100 x 2100 m del fondo, hacia la superficie exterior lo transforma en otro semejante al anterior, de 1500 m x 2500 m, ya que al proyectarse con un talud de 45º se amplía la longitud de cada lado del rectángulo en 2 x 200 m. Su área, por tanto, es 3,75 M m2, o bien, 375 ha.

200 50

2100 2500

Figura 2: Sección longitudinal

200 50

1100 1500

Figura 3: Sección transversal


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2.2 Mineral: 115, 5 Mm3 ó 317,6 Mt El mineral ocupa un paralelepípedo de 50 x 1100 x 2100 ocupando un volumen de 115,5 x 106 m3,

1100

1500

que multiplicado por la densidad (2,75) nos da la masa equivalente, 317 625 000 t.

2100 2500

Figura 4: Planta de la explotación

2.3 Estéril: 484, 5 Mm3 ó 1211 Mt En cuanto al volumen del estéril, puede calcularse primero el del tronco de pirámide rectangular de base inferior de 1100 x 2100 y superior de 1500 x 2500, con una separación entre ambas de 200 m. Esta figura geométrica tiene un volumen total de 600 Mm3 aproximadamente. Deduciendo 115,5 correspondientes al mineral, del total de 600, quedan 484,5 Mm3 de estéril a extraer, o su equivalente en toneladas, 1.211,25 Mt. 2.4 Volumen total a extraer: 600 Mm3 La figura que contiene el estéril y el mineral a extraer tiene un volumen de 600 Mm3. 2.5 Relación estéril / mineral conjunta: 3,81 Para calcular la relación final estéril / mineral en peso, es necesario calcular: Peso del mineral: 115,5 x 106 x 2,75 = 317,625 Mt. Estéril: 484,5 x 106 Mm3 x 2,5 = 1211,25 Mt Relación conjunta estéril / mineral: 1211,25 / 317,62 = 3,81 en peso. En algunos casos se solicita este ratio en forma de m3 de estéril por cada tonelada de mineral. El resultado sería: 485,5 / 317,6 = 1,53


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Finalmente, si se desea la relación de volúmenes, ésta sería: 485,5 / 115,5 = 4,20 m3 / m3

Y aún queda por calcular la relación estéril / mineral en la fase de producción, que calcularemos cuando conozcamos el desmonte previo. 2.6 Cotización aplicable para el metal contenido: 1675 US$ / t Este es uno de los temas más discutibles de cualquier proyecto minero, especialmente, si, como suele ocurrir en la mayor parte de los casos, el o los metales vendibles están sometidos a la oferta y demanda internacionales.

Desde el frío punto de vista financiero, la estimación más probable, de acuerdo con una serie histórica de datos conocidos, no deja de ser un cálculo más, sometido al riesgo correspondiente en función de la fluctuación habida y esperada. Pero, desde el punto de vista personal, humano, que muchas veces está inevitablemente unido a un proyecto minero, una cifra u otra puede suponer la puesta en marcha de un proyecto de esperanza para toda una comarca o el eterno stand-by de un paro prolongado.

Este es un ejercicio académico, y por tanto, ajeno a toda política local, nacional o internacional. En consecuencia, y dado que la evolución de la cotización es tan adivinable como la de una cualquiera de las empresas que cotizan en Bolsa, debe aplicarse cualquiera de los dos métodos más ampliamente utilizados en esta área (o ambos), el fundamental y el técnico.

Como en este caso, no entraremos en el análisis fundamental, pero haremos una aplicación del técnico, supuestos conocidos los datos de los diez años últimos.

En este momento su cotización en el mercado es de 1 450 $/t, y está en la parte baja de una fase descendente que se inició hace un año, cuando su cotización era de 2 000 $. Supongamos que hace dos años alcanzó el punto más bajo de los últimos tiempos y fue de 1 350 $/t.

En consecuencia, podemos estimar como precio medio, la media de ambas cotizaciones extremas recientes, 1 675 $/t.


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3 HIPÓTESIS SUPLEMENTARIAS PARA LA PRODUCCIÓN 3.1 Ritmo de producción: 11,3 Mt / año, 32 400 t / día (28 años) Puesto que no tenemos ninguna restricción expresada en cuanto al ritmo de producción anual, tal como la existencia previa de un concentrador con una determinada capacidad de tratamiento diaria, o de una estrategia comercial que nos limite la producción, podemos utilizar la fórmula empírica de Taylor para el cálculo de la vida previsible de la mina en función de las reservas, o su dato correspondiente, el ritmo de producción anual y diario.

La fórmula de Taylor establece, empíricamente, que la vida en años (V) de la explotación se relaciona con las reservas en millones de toneladas de mineral (R) a través de V = 6,7 x R0,25 = 6,7 x 317,6250,25 = 28,28 años = 28 años.

Esta cifra es aproximada y puede moverse en cualquier dirección hasta un 20%, pero la tomaremos como valor medio más probable, a falta de otras restricciones que se impongan al problema. El ritmo medio de extracción de mineral es, pues, de 317,63 / 28 = 11 343 750 t /año

Tendremos en cuenta, además, las siguientes hipótesis previas (posteriormente, estas hipótesis podrán modificarse en función de los resultados que vayan obteniéndose): •

Días laborables: 350 al año.

•

Relevos diarios: 3 de 7 horas y media cada uno

•

No existe ningún concentrador previo en el entorno del yacimiento (hay que construirlo ex profeso para esta mina)

•

Ley del concentrado de mineral: 30%

De acuerdo con lo anterior, la producción diaria será: 11 343 750 / 350 = 32 411 t / día 3.2 Datos para el concentrador: 3 543 t/ día de concentrado y 10 M t / año de residuos La relación de concentración prevista (t de mineral / t de concentrado) 300 / (2,5x0,82) ≈ 15 y la recuperación del concentrador del 82% para este mineral, la cantidad de concentrado producida será: 32 411 x 2,5 % x 0,82 / 30% = 664 t Cu día (2 215 t de concentrado) En cuanto a los residuos obtenidos, se prevé una producción anual de: 11,3 Mt – (350 x 2215) ≈ 10 500 000 t / año


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4 DESMONTE PREVIO 4.1 Ubicación del desmonte: en el extremo del yacimiento Dada la diferencia de calidad entre el mineral del centro del yacimiento y el de los extremos, podría pensarse en abrir la mina por donde más rápidamente pueda generarse caja, lo que equivale a decir que se debería hacer por el perfil transversal central, ya que tiene las leyes mayores. Sin embargo, el sistema de transferencia con el que trataremos de conseguir que la escombrera necesaria sea mínima y un menor impacto medioambiental, nos obligan a avanzar en una única dirección, rellenando el espacio detrás de los huecos 4.1 Estéril de desmonte: 73,5 M t ( 29,4 Mm3 ) Entendemos por desmonte previo “el movimiento de estéril necesario para descubrir el mineral en cantidad tal que garantice el suministro a la planta de tratamiento y / o mercado durante un período de tiempo”1.

No existe un acuerdo entre los mineros para estimar la cantidad de mineral que hay que dejar accesible con el desmonte, pero en la misma obra citada, se mencionan dos cifras orientativas, una temporal y otra espacial. Se considera adecuado “mantener descubierto un tonelaje de mineral para aproximadamente seis meses de operación normal”. En términos espaciales, se considera razonable un volumen del orden del 20% del estéril total a mover.

Además, existen otra serie de condicionantes operativos mineros que exigen unos espacios mínimos para mover las excavadoras y los volquetes en un tajo. De acuerdo con las recomendaciones generalmente aceptadas en minería a cielo abierto, estableceremos una altura de banco de 10 m y una anchura mínima de tajo de 40 m.

En la figura 5 puede verse la planta de este tajo mínimo. De acuerdo con el esquema representado, el volumen de estéril correspondiente a la proyección de ese tajo mínimo, desde la planta 150 a la 0, resulta ser de 13,74 Mm3 (34,35 M t)

1

PLA, F. et al: Métodos de explotación a cielo abierto (1979) Fundación Gómez Pardo. Madrid

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1500


40 440

2500

Figura 5: Tajo mínimo Análogamente, se calcula el volumen del tronco de pirámide entre las plantas 200 y 150, que corresponden al mineral descubierto o accesible, resultando l 446 667 m3 o 1 228 333 t.

Con una producción anual de 11,3 Mt, en seis meses deben extraerse 5,65 Mt de mineral, cifra muy superior a la del tajo mínimo (1,23 Mt); por lo tanto, el desmonte previo debe corresponder a un tajo mayor.

Ampliando el tajo mínimo en un sentido transversal con la misma anchura (40 m) hasta su máxima longitud (1100 m) obtendríamos el “perfil transversal máximo”, cuya cubicación da 5,2 Mm3 o 14,35 M t de mineral, superior al desmonte buscado. En consecuencia, el tajo correspondiente al desmonte previo debe ser de esa anchura pero de una longitud L, menor que la máxima, y que debidamente calculada resulta ser 399 m (tomaremos 400 m), lo que nos proporciona los 5,65 Mt

400

800

de mineral buscados.

40 440

Figura 6: Desmonte previo En superficie, véase la figura 6, el rectángulo proyectado del desmonte previo tendrá unas dimensiones de 800 x 440, ya que, al subir 200 m se añaden éstos por cada extremo de cada lado. Esto prevé que el desmonte ocupará algo más de la mitad del perfil transversal, lo que nos plantea otra opción: ¿qué mitad se elige para realizar el desmonte: la del extremo Norte, la del


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Sur, la centrada, o da igual una que otra? A falta de condiciones suplementarias, la respuesta correcta sería elegir la salida de la corta por el extremo más cercano a la escombrera, a fin de que el trayecto sea el menor posible, y su costo también.

En cuanto a la magnitud del desmonte (volumen de estéril extraído), utilizando el mismo procedimiento anterior, resulta un total de 29 400 000 m3 de estéril, equivalentes a 73 500 000 t, lo que representa el 15, 17% del estéril total. Esta es una buena cifra ya que nos permite acceder al mineral previsto, desmontando menos del 20% que se admite para este objetivo. 4.2 Relación estéril / mineral en producción: 3,58 t / t Descontando al volumen del estéril el del desmonte, la nueva relación E / M queda en: (1211,25 – 73,5) / 317,6 = 3,58 4.3 Duración del desmonte: 1,5 años Suponiendo un ritmo de extracción similar al de producción, las toneladas que han de moverse en esta fase son: 11,34 x (1 + 3,58) = 51,94 Mt Manteniendo este ritmo para el desmonte, se tardaría: 73,5 / 51,94 = 1,42 años Teniendo en cuenta los imprevistos y falta de entrenamiento del personal al comienzo de la mina, podemos considerar la cifra de año y medio aproximadamente. 5 LA ESCOMBRERA ¿Qué capacidad ha de tener la escombrera y qué espacio ocupará? Para estos cálculos necesitaremos algunas hipótesis suplementarias: •

factor de esponjamiento del 50% (1 m3 in situ ocupa 1,5 m3 en suelto)

•

altura máxima, 50 m

•

Talud final máximo 1:3 (3 m en horizontal para subir 1 m).

5.1 Capacidad de la escombrera, 135 Mm3 El volumen de la mina es 600 Mm3, y el del estéril, 484,5 Mm3. Al esponjarse, el estéril ocuparía 484,5 x 1,5 = 726,75 Mm3. Rellenando el hueco completo de la mina, quedarían aún sin poder entrar: 726,75 – 600 = 126, 75 Mm3. Sin embargo, la “última tonelada” extraída (del nivel 160, lógicamente) implica un tajo mínimo de 40 x 40 m cuya proyección tiene un volumen de 7 765 333 m3 que no podrán transferirse al hueco. En consecuencia, la escombrera debe preverse para:


Curso 2001/02 126,75 + 7,77 = 134,5 Mm3

(En la práctica, esto no tiene por qué ser rigurosamente así, ya que, por una parte, podrían utilizarse sistemas para compactar el material suelto, reduciendo su esponjamiento real, y por otra, podría sobreelevarse la cota previa del terreno; sin embargo, en este ejercicio mantendremos las hipótesis de trabajo establecidas.) 5.2 Superficie de la escombrera: 340 ha Sobre una altura máxima de 50 m, y teniendo en cuenta los taludes admisibles (1:3) supondremos

Mina

1700

200

1500

una altura media para los cálculos previos de 40 m.

Escombrera 2000

500

Figura 7: Disposición de la escombrera Si la ubicamos paralelamente a la mina, a lo largo de su eje mayor, y dejamos 500 m para las instalaciones, de acuerdo con el croquis de la figura 7, queda una longitud total de 2 000 m para la escombrera. Su anchura, A, sería: A = 134,5 x 10 6 / (40 x 2 000) = 1681 m Tomando una anchura de 1700 m puede dejarse un corredor de 200 m de ancho entre mina y escombrera. Hechos los cálculos exactos de cubicación de la escombrera, esta tiene una capacidad de 134,5 Mm3, por lo que su altura media resulta ser de: H = 134 500 000 / (1700 x 2000) = 39,56 m

La superficie correspondiente a la escombrera es de 2000 x 1700 = 340 ha. 5.2 Altura de la escombrera al final del desmonte: 20 m El estéril extraído durante el desmonte ocupa un volumen de 29,4 x 1,5 = 44,1 Mm3, por lo que, sobre una superficie de 3,4 Mm2 de la escombrera, tendría una altura media de 12,97 m, llegando por tanto, a cubrirse una gran parte del nivel +20 de la escombrera.


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6 ADQUISICIÓN DE TERRENOS 6.1 La presa de residuos del concentrador: 550 ha En el punto 3.2 se estableció que anualmente se producían 10 Mt de residuos que, al cabo de 28 años habrán sido 280 Mt que, con una densidad aproximada de 1, por su elevado contenido en agua (salvo que se utilicen medios suplementarios para incrementarla) da un total de 280 Mm3.

Sobre una profundidad media de 50 m, se requeriría una superficie de unas 550 ha 6.2 Corta, escombrera, concentrador e instalaciones: 850 ha Sin contar el espacio necesario para los residuos, la superficie mínima a adquirir para las instalaciones de la empresa es un rectángulo de 2500 x 3400 m = 850 ha. En él se han incluido: Corta, 375 ha. Escombrera, 340 ha. Instalaciones del concentrador y oficinas, 68 ha. Viales y otras superficies, 67 ha. 7 RECORRIDOS MEDIOS DE ESTÉRIL Y MINERAL A fin de preparar los datos para los cálculos económicos, necesitamos estimar los perfiles de transporte de los diversos materiales en cada momento. 7.1 Recorrido del estéril durante el desmonte: 250 + 1000 + 200 + 100 + 1250 Suponemos que el punto medio del que va a proceder el estéril es (véase figura 8) de una profundidad media de 80 m, ya que el desmonte va desde la superficie (planta 10) hasta el techo del yacimiento (planta 150) Considerando una pendiente del 8% para las rampas de la mina, los camiones han de recorrer aproximadamente 250 m en banco (horizontal), 1000 m para alcanzar la cota 0 (al 8%), otros 200 m en superficie llana hasta llegar al pie de la escombrera La altura media a la que llegarán los camiones en ésta será de 10 m, para lo que se requerirá una rampa de 125 m al cabo de la cual el camión se moverá en terreno horizontal, aunque con mayor resistencia a la rodadura, a lo largo de 480 m en dirección longitudinal y 770 m en la transversal, lo que suma 1250 m en horizontal (véase el croquis de la figura 8)

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1500


Mina

1700

200

Escombrera 2000

500

Figura 8: Recorrido medio en el desmonte 7.2 Porcentaje del estéril de producción a escombrera: 13,25 % Ya en la fase de producción, el estéril puede suponerse extraído de la misma profundidad media (80 m), pero sólo una parte de él va a ir a la escombrera, ya que el resto, va a ser transferido al propio hueco de la mina. •

El estéril de la fase de producción que tendrá que ir a la escombrera ocupa, en banco, 134,5 / 1,5 – 29,4 = 60,3 Mm3, por lo que el que se transferirá a otra parte de la corta será: R = 484,5 – 134,5 / 1,5 = 394,8 Mm3 (in situ) = 592,25 Mm3 esponjado.

•

La proporción de estéril que irá a la escombrera sobre el total extraído en la fase de producción, es de 60,3 / 455,1 = 13,25 %

7.3 Dimensiones del fondo al comienzo de la transferencia: 265 m x 1100 m En cuanto a la posición de la explotación cuando empiece a funcionar el sistema de transferencia, hay que considerar lo siguiente: •

La relación estéril / mineral para la fase de producción (3,58) y el ritmo anual de producción de mineral (11,34 Mt), obliga a que cada año se extraigan 16,24 Mm3 de estéril (11,34 x 3,58 / 2,5), por lo que el tiempo previsto para llenar la escombrera, sería 60,3 / 16,24 = 3,7 años.

•

Cada perfil de 10 m de ancho tiene una longitud de 1100 m, pero su extracción “completa” supone también la de los cuatro bancos inferiores en mineral, por lo que el tonelaje movido es 50 x 1100 x 10 = 550 000 m3 = 1 512 500 t que corresponden a 1 512 500 x 3,58 / 2,5 = 2 165 900 m3 de estéril.

Puesto que cada año se producen 11,34 Mt de mineral, el avance anual medio es de 7,5 perfiles transversales completos (75 metros).


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El mineral contenido en el perfil transversal completo donde se inició el desmonte previo es 4,95 Mm3 (4500 m2 x 1100 m), por lo que el mineral pendiente de extraer de ese primer perfil transversal es, 4 950 000 – 2 061 818 = 2 888 182 m3 = 7 942 500 t = 0,70 años Esto significa que, hasta 0,7 años después de terminar el desmonte, no se termina el perfil, y por lo tanto, el avance longitudinal que haya tenido la mina cuando empiece la transferencia será el correspondiente a 3,7 – 0,7 = 3 años, que equivalen a 3 x 75 = 225 m.

•

Sumados a la anchura inicial (40 m), el fondo de la corta tiene 265 m de ancho cuando comience el sistema de transferencia (figura 9)

1835

665

Figura 9: Situación mina al inicio de la transferencia 7.4 Recorrido del estéril de transferencia: 1300 m en horizontal y 300 al 8% Para calcular el perfil del recorrido medio del estéril durante el período de transferencia interna supondremos que el estéril medio procede de la planta 80 (intermedia entra la 10 y la 150) y que se dirigirá al perfil 1265 (ver figura 10) a vaciar el estéril desde el banco superior al que lo ha cargado. La situación de la figura corresponde al año D + 14 que es cuando se supone que se ha extraído ya el 50% de la producción de la mina (recordemos que su período de producción es de

1500

28 años)

Estéril transferido

1165

500

835

Figura 10: Situación a la mitad de la producción (D+14)


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El estéril hace un recorrido de 650 m en su banco, sube al siguiente (supondremos dos bancos, 300 m al 8%) y atraviesa el banco superior para descargar el estéril en su punto medio (650 m) Supondremos un recorrido de 650 (0%) + 300 (8%) + 650 (0%).

Para ello se ha supuesto la situación del año D + 14, en el que la anchura del fondo es de 100 m, que se corresponde en el nivel 80, con 340 m 7.5 Recorrido del mineral al concentrador: 600 m en horizontal + 2250 al 8 % En la misma situación del año D + 14, el mineral procede de la planta 180, por lo que, para llegar a la superficie, después de salir del banco (300 m horizontal) ha de superar una rampa del 8%, de 2250 m de longitud que supondremos seguida de otro tramo horizontal hasta el concentrador, de 300 m. Para optimizar el recorrido se hará que la salida de la mina esté en el vértice más cercano al concentrador. El perfil es, pues, 300 (0%) + 2250 (8%) + 300 (0%) 8 COSTES HORARIOS Con la ayuda de hojas de cálculo no excesivamente complicadas podemos obtener los costes operativos y los de propiedad de las máquinas que vayan a constituir la flota de la mina. Para ver un ejemplo, desarrollaremos el caso de la excavadora. EXCAVADORA 2300 X PA DE P&H Precio de adquisición,

6 M$

Vida útil,

60 000 horas

Valor residual,

10 %

Cantidad a amortizar,

5,4 M$

Horas trabajadas / año

5 000 (vida útil, 12 años)

Coste amortización,

90 $ / h

Inversión media anual,

3,3 M$

Financiación, 6% de la inversión media anual,

0,2 M$ / año, 39,6 $ / h

Seguros, 2% de la inversión media anual,

0,07 M$ /año o 13,2 $ / h

Entre los contratistas de este tipo de maquinaria y, por extensión, entre sus suministradores, es frecuente considerar como “costes de propiedad” la suma de la amortización, la financiación y el seguro. Siempre y cuando se sepa lo que se está metiendo bajo cada concepto, no habrá duplicaciones, aunque la fórmula no sea excesivamente ortodoxa, ya que la propiedad de un inmovilizado no implica financiación ajena, y el coste del capital se debe considerar en otro punto. De acuerdo con el criterio expresado, el coste de “propiedad” asciende a 142,8 $ / h.


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A continuación se estiman los costes de operación (excluyendo a los operadores de la máquina, cuyo coste entrará en el conjunto del personal de operación): Coste de la energía utilizada,

349,5 Kwh. a 0,05 $ / Kwh.

18 $/h

Lubricantes, 10 % de la energía,

1,80 $/h

Reparaciones, 126 % del coste de amortización,

113,4 $/h

Neumáticos, (las orugas se calculan aparte)

0

Cuba o cazo,

120 000$ / 5000 h =

24 $/h

Cables,

6000 $ / 700 h =

8,57 $/h

Orugas,

150 000 $ / 10 000 h =

15 $/h

Total, desgaste (cuba, cables y orugas),

47,57 $/h

Coste operativo: energía, lubricante, reparaciones y desgaste,

180,8 $/h

Coste operativo + propiedad,

323,6 $/h

Incluyendo operador (15 $/h), el coste Total es de

338,6 $/h

OTRAS MÁQUINAS Volquetes CAT 789,

190 $/h

Tractores D10,

106 $/h

Moto niveladoras 16 G, Camiones de riego, Tractores de ruedas CAT 824, Camionetas pick-up,

59 $/h 100 $/h 65 $/h 6 $/h

9 RECORRIDOS Y FLOTA ÓPTIMA (PROGRAMA FPC) Con los datos anteriores, ya puede utilizarse el programa “Fleet Production and Cost Análisis” para tantear la flota óptima y no basta con sacar el coste mínimo; además, hay que sacar la producción prevista a su ritmo. Véase anexo A, en la página 26 y siguientes.

Se han estudiado las flotas necesarias para tres recorridos: la del desmonte previo, la del estéril en transferencia (que será el 85% del estéril total extraído en fase de producción) y la del mineral. 9.1 Flota para el desmonte previo El objetivo es mover 73,5 Mt en año y medio, con los recorridos medios ya estudiados. Después de diversos tanteos en los que se han considerado varias alternativas, se ha llegado a la conclusión de que la flota de carga y transporte ha de estar constituida por 3 excavadoras 2300xPA de P&H y 16 volquetes CAT modelo 789 con capacidad máxima (177 t de carga)


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9.2 Flota para el estéril de producción El objetivo es mover 41 Mt al año, con los recorridos estudiados. La flota óptima, como puede verse en las hojas siguientes es de 2 excavadoras 2300XPA y 9 volquetes 789 de capacidad ampliada. Aquí se ha estudiado el caso del estéril de transferencia. El estéril de la fase de producción que hay que depositar en la escombrera dura los tres años posteriores al desmonte y, su itinerario y flota óptima son mayores que los de transferencia, por lo que durante ese período habrá que recurrir a contratas suplementarias. Otra solución es incluir como desmonte previo, el suplemento de estéril adecuado, prolongando la operación unos meses más para no necesitar introducir maquinaria suplementaria en la mina, lo que podría tener otros tipos de inconveniente (además del coste, que lógicamente, debe incrementarse con el beneficio industrial del contratista Introduciendo en el FPC el recorrido del estéril a la escombrera para la flota del estéril de transferencia (ya que la de mineral tenemos que utilizarla simultáneamente), el programa nos informa de que sólo podrá mover 31,7 Mt en vez de 41 Mt, o bien, que tardaría 1,28 años en mover esa producción.)

De esa diferencia de 9 Mt habrá que contratar su carga y transporte, ya que no basta con añadir volquetes, es necesaria una pala más, como puede deducirse del valor del Match Fleet que nos da el programa. 9.3 Flota para el mineral El objetivo es mover 11,3 Mt al año, con los recorridos estudiados. La flota óptima, como puede verse en las hojas siguientes es de 1 excavadora 2300XPA y 6 volquetes 789. 9.4 Comentarios al programa FPC Las reproducciones de las hojas dan una idea inicial de la información que puede obtenerse, pero para poder hacerse una idea más aproximada es necesario manejarlo, o al menos asistir a las demostraciones que se harán en directo en el aula.

En los problemas mineros no siempre puede conseguirse los mejores objetivos simultáneamente. Esta aplicación nos permite ver cómo se conjugan las variables de coste con las de producción y disponibilidad de maquinaria. El mejor coste puede no dar la producción que necesitamos.


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10 PROGRAMA SHERPA Conocida la flota óptima para cada operación de esta explotación, el programa Sherpa contempla los procesos mineros complementarios con los que puede estudiarse la operación minera con más amplitud (véase Anexo B)

A continuación se exponen los datos de la mina. Algunos son requeridos por el programa Sherpa, aunque no todos. En cualquier caso, todos los programas usados en este caso deberían tener unos datos coherentes. No siempre puede conseguirse, pero una labor que puede ser muy útil al alumno es comparar los datos utilizados en cada programa y analizar los resultados tratando de ver el origen de las diferencias entre los costes que presentan algunos programas entre sí. La labor siguiente sería tratar de conseguir los mismos resultados, modificando los parámetros de cada programa.

10.1 Perforación y voladura •

Velocidad de perforación,

12 m / h (mineral), 17 m / h (estéril)

•

Duración de las bocas de perforación,

3.000 m

•

Duración de barras:

22 000 m

En cuanto a la voladura: •

Sobreperforación,

1,80 m

•

Longitud del barreno,

11,80 m

•

Densidad del explosivo (nagolita)

0,85

•

Carga específica: 0,22 Kg/t (mineral) / 0,27 (estéril)

10.2 Carga y transporte Los datos que se mencionan a continuación se han utilizado también en el programa FPC, •

Factor de llenado del cazo de las palas,

100%

•

Factor de llenado de los volquetes,

100%

•

Disponibilidad de maquinaria de carga y transporte,

90%

10.3 Otros •

Agua producida en la mina, 1000 l / min. (equivale a 700 l/ m2 /año y, para una superficie abierta de 1500 m x 500 m)

•

Altura de bombeo, 175 m (se considera que no todo el agua que cae en la mina hay que bombearlo desde el fondo)

•

Eficiencia de los operadores, 83% (horas de 50 minutos)

•

Impuestos adicionales al coste: 0%


Curso 2001/02

11 COSTES DE OPERACIÓN El programa Sherpa, con los datos anteriores, da un coste de 3,7 $ por tonelada de mineral, desglosado de la siguiente manera: •

Personal de operación, incluyendo mantenimiento,

0,69 $ / t

•

Personal supervisor (75 personas),

0,22 $ / t

•

Suministros y materiales,

2,61 $ / t

•

Varios (5%)

0,18 $ / t TOTAL.

3,69 $ / t

11.1 Detalle de precios de los suministros y materiales Los datos que se exponen a continuación son los que hay que introducir en los programas mencionados, debidamente adaptados al entorno espacio-temporal de la explotación. •

Gas oil,

0,5 $/l

•

Kwh.,

0,04 $

•

Explosivo,

0,49 $/Kg.

•

Detonadores,

0,50 $/u

•

Iniciadores (Goma-2),

10 $/u

•

Triconos,

10 150 $/u

•

Barrenas,

3 675 $/u

•

Cordón detonante,

0,4 $/m

•

Otros suministros,

5 % del total

Además de los datos anteriores, ha sido preciso suministrar los detalles de los perfiles medios del estéril y del mineral, que ya fueron detallados en páginas previas.

El gasto diario previsto en suministros, asciende a 85 000 $ (2,61 $ / t mineral) 11.2 Personal de operación y mantenimiento, 190 personas •

7 perforistas, a

12 $/h

•

3 artilleros, a

12 $/h

•

10 palistas, a

14 $/h

•

45 conductores de volquete, a

12 $/h

•

20 operadores de servicios mina, a

12 $/h

•

5 operadores de otras máquinas, a

12 $/h

•

39 mecánicos,

12 $/h


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•

22 ayudantes, a

10 $/h

•

39 operarios de mantenimiento, a

10 $/h

El coste total de este personal es de 22 276 $/día o 0,69 $/t de mineral 11.3 Personal de supervisión y administración, 76 personas •

1 director de mina, a

40 000 $/año

•

1 director adjunto, a

30 000 $/año

•

8 ingenieros técnicos, a

30 000 $/año

•

7 geólogos de control de leyes, a

30 000 $/año

•

5 capataces, a

25 000 $/año

•

14 técnicos de control topográfico e informática, a 25 000 $/año

•

5 jefes de servicios y mantenimiento, a

25 000 $/año

•

11 empleados en Logística, a

20 000 $/año

•

6 empleados en Personal y seguridad a

25 000 $/año

•

3 administrativos, a

25 000 $/año

•

15 empleados de seguridad, a

15 000 $/año

El coste total de este capítulo es de 7 000 $ / día, o de 0,22 $ / t mineral extraído. 12 INVERSIONES MINERAS: 135 M$ 12.1 Inversión en equipo: 54 M$ •

3 perforadoras Rotary Drill de 15”, a

1 600 000 $/u

•

3 excavadoras de cable, de 20,6 m3 de cazo, a

6 000 000 $/u

•

17 volquetes de 177 t, a

1 500 000 $/u

•

3 bulldozer de 388 Kw., a

800 000 $/u

•

2 moto niveladora de 205 Kw. a

475 000 $/u

•

3 camión cisterna, de 53 000 l, a

700 000 $/u

•

5 camiones de servicio de neumáticos, a

100 000 $/u

•

3 instalaciones de iluminación de tajos, a

17 000 $/u

•

2 bombas de 220 Kw. a

•

7 camionetas “pick-up”, a

125 000 $/u 24 000 $/u

Esto arroja una inversión en maquinaria minera, de aproximadamente 62 M$,


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Hay que hacer constar que este programa, en algunos de sus cálculos es excesivamente rígido y no permite (al contrario que el FPC) diseñar la flota que se necesita exactamente, sino que el propio programa decide en muchos casos la cantidad de máquinas que deben ir. Este es el caso, por ejemplo, de los camiones cisterna, que el programa sólo permite poner uno y se necesitan 3. En consecuencia, habría que retocar la cifra final que da el programa. 12.2 Edificaciones y estructuras: 5,4 M$ •

Taller de la mina, 2000 m2, a 900 $/m2,

1 800 000 $

•

Almacén, 2000 m2, a 550 $/m2,

1 100 000 $

•

Oficinas, 1900 m2, a 850 $/m2,

1 615 000 $

•

“Vestuario y baños”, 700 m2, a 1200 $/m2,

840 000 $

Esto totaliza aproximadamente 5 350 000 $ 12.3 Infraestructuras y desmonte: 53 M$ •

Desmonte previo, 73,5 Mt, suponen

52,2 M$

•

Carreteras y rampas, 4450 m, a 100 $/m, suponen

0,45 M$

•

Sistema eléctrico, 3464 Kva., supone

350 000 $

Este capítulo asciende aproximadamente a 53 M$ 12.4 Ingeniería y proyectos: 26,3 M$ •

Honorarios de ingeniería, 4% del proyecto,

6,4 M$

•

Honorarios de dirección de proyecto, 2%, suponen

3,2 M$

•

Capital circulante, 3 meses de operación, suponen

10,3 M$

•

Contingencias, 5%, suponen

6,4 M$

12.5 PLANTA DE CONCENTRACIÓN Y PRESA DE RESIDUOS : 450 M$ Para la ejecución del Programa Apex se ha efectuado una estimación de la inversión en la planta de concentración en función del tonelaje de cobre a producir anualmente según la fórmula del Profesor Gentry de Colorado School of Mines en su libro Mine Investement Análysis, que nos lleva hasta los 300 millones de $ para la planta de unos 32000 t / día y a unos 150 M$ para la presa de residuos de unos 300 millones de m3 de capacidad de almacenamiento total.

Además se han tenido en cuenta otras inversiones como las viviendas para técnicos y operarios y la presa de agua, junto a la repetición de las inversiones en exploración y en la reclamación de los terrenos afectados por la minería.


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13 LA RENTABILIDAD El programa Ápex contempla, además de la operación minera, la del concentrador con sus costes y los de fundición y refino posterior. Esto es muy importante ya que a medida que se avanza en el proceso minero-metalúrgico, el coste cobra mayor importancia en términos relativos. En nuestro caso, estos son los costes considerados por tonelada de mineral: •

Operación minera,

3,68 $/t de mineral

•

Molienda,

4,31 $/t de mineral,

•

Transporte y Fundición,

7,67 $/t. de mineral

Esto da un coste total de

15,75 $/t de mineral.

Teniendo en cuenta el contenido medio del mineral en metal que es del 2,5 %, a 1 675 $/t, resultan 41,88 $/Tm. bruta de mineral, pero el metal vendible es sólo el que queda después de las pérdidas de su paso por la mina, molienda, fundición y refino. De acuerdo con las cifras consideradas para estas variables, el “gross value” o metal vendible es 29,67 $/t mineral, al que después de restarle los costes operativos de cada proceso quedan netos, 13,92 $/t.

Para calcular la rentabilidad del proyecto, hay que situar los pagos y cobros en sus momentos correspondientes y estudiar su TIR y su VAN. En el cálculo del VAN lo difícil es saber la tasa de descuento que hay que aplicar. Y esta tasa depende del riesgo total que la empresa cree que tiene la explotación del yacimiento, o de la rentabilidad mínima que la empresa aceptaría para entrar en ese proyecto.

El anexo D expone el cash-flow y los resultados financieros de la mina sin considerar “depletion factor”, mientras que en el anexo E, puede verse la influencia de éste en los resultados.

En cuanto a la tasa de descuento esta mina podría considerar entre el 10% y el 50%, dependiendo del lugar donde esté situada y del momento que se atraviese cuando haya de tomarse esa decisión.

El análisis de Break-even nos dice que, con una tasa del 20%, el yacimiento sería rentable aunque su ley media bajara hasta 2,1 % o bien, en igualdad del resto de los parámetros, aunque el precio del metal bajase a 1427 $ / t.


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La TIR del proyecto es, sin embargo, un valor independiente de la tasa de descuento, y depende sólo de los pagos y cobros previstos a lo largo de la vida del proyecto, y también del modo de financiarse. En la hipótesis estudiada, la TIR es de 28%

Una vez obtenida esta rentabilidad media, si es superior al riesgo que se acepta para la explotación, la siguiente tarea consiste en la búsqueda de socios, accionistas, obligacionistas, y / o inversores.

13.1 Análisis del Cash Flow En el cálculo referido, existen cinco grupos de conceptos que vamos a analizar. El objetivo de estos grupos es, respectivamente, conseguir •

la base imponible para aplicar el factor de agotamiento americano (“Income before depletion”)

•

base imponible para impuestos federales (Net federal taxable income”)

•

Beneficio neto después de impuestos (“Net after tax”), para los socios,

•

Cash Flow neto después de impuestos (“Net after tax C.F.”), para la distribución del “joint venture”, y el

•

Cash Flow neto y acumulado, para las previsiones de financiación.

Si el yacimiento estuviese ubicado en territorio español, el Cash-Flow a utilizar sería diferente, ya que el impuesto sobre los beneficios de las empresas tiene una única base imponible, que generalmente coincide con la aplicable al factor de agotamiento. Más adelante se calcula el CashFlow aplicado a la legislación española vigente. 13.1.1 Base imponible para factor de agotamiento americano (depletion factor) Analizaremos las cifras de los tres primeros años de C-F, que incluyen el período de desmonte y primer año de producción. •

Revenues. Como todos los cálculos de impuestos de sociedades, se empieza con los ingresos brutos del ejercicio. Son las ventas del metal que se supone que van a cobrarse en ese año. Aquí suponemos cobro al contado al 100% para no complicar el ejemplo (ya que este no es un curso de contabilidad ni finanzas) Empieza la producción en el año 3.

•

Salvage es el valor residual que queda de los activos cuando estos terminan su vida útil, o bien termina el período de cálculo del C-F.


Curso 2001/02

Royalties son las regalías o cánones que la empresa explotadora del yacimiento ha de pagar a la propietaria de la concesión. En España, hay que pagar un canon de explotación al Estado, en función del tonelaje extraído, ya que él es el propietario de (casi) todos los yacimientos que subyacen bajo su superficie. En este caso, se ha supuesto que la empresa paga al concesionario un millón de dólares anuales a cuenta durante los primeros años hasta que empieza la producción, en cuyo momento pasa a ser función directa del tonelaje de mineral extraído. Estos parámetros, como casi todos, son datos que se asignan al programa fácilmente.

•

Operating costs son los costes de operación, función del coste unitario que se haya introducido como dato al programa y de la producción prevista para ese ejercicio. En los dos primeros años aparecen en blanco, ya que el desmonte previo aparece como inversión en el epígrafe “total capital”.

•

Expensed capital es la aplicación de “depletion factor”. Es función del porcentaje de factor aplicable y las inversiones del año. Obsérvese que su efecto es reducir la base imponible federal (si no se consideran impuestos federales, no puede aplicarse “depletion”), y que sólo funciona en los años en que hay inversión (1 al 3).

•

Depreciation es el concepto equivalente a la amortización de los activos inmovilizados de la empresa. Cada uno de ellos con una fórmula, vida útil y valor residual distintos, ésta es la dotación de amortización del ejercicio.

•

Property tax es un impuesto sobre las propiedades que se aplica en EE.UU. Y que aquí se ha supuesto aplicado a parte de los activos adquiridos, en la proporción solictada en los parámetros.

•

Severance tax. Impuesto americano sin equivalencia en nuestro sistema fiscal. Se ha supuesto nulo en el caso.

•

Interest expense son los gastos financieros del préstamo. Empiezan y terminan con su vigencia (en el año 1 no hay préstamo; se supone que los accionistas han desembolsado el capital necesario para hacer frente a las inversiones y pagos de este año)


Curso 2001/02

Reclamation son los gastos que la empresa espera dedicar a la recuperación del terreno original. Aunque se han considerado nulos, cada vez serán más significativos en los proyectos de explotaciones mineras.

•

Income before depletion es la base imponible sobre la que se aplica el factor de agotamiento cuando la empresa tiene beneficios.

13.1.2 Base imponible para el impuesto federal Debido a que en este primer ejercicio la empresa presenta unas bases imponibles negativas, no puede aplicarse el depletion factor. •

Depletion factor es la reducción de base imponible federal cuando es positiva. A partir del año 3 en adelante puede aplicarse, pero el beneficio fiscal puede calcularse por dos fórmulas alternativas. En este caso está aplicando un porcentaje sobre la cifra de ventas, ya que la cantidad es constante a lo largo de los primeros años, a pesar de variar la base imponible federal.

•

Loss carry forward es un beneficio fiscal semejante a la libertad de amortización, que permite adelantar las pérdidas futuras para reducir bases imponibles positivas de años previos. En este caso, el programa no lo ha utilizado.

•

State tax son los impuestos estatales, que hemos supuesto nulos en este caso.

•

Net federal taxable income corresponde a la base imponible federal, que durante los dos primeros años en este caso es negativa.

13.1.3 Beneficios después de impuestos Esta es la cifra más importante para los accionistas. Para ello, hay que restar de la base anterior, el impuesto federal: •

Federal tax es el impuesto federal que, normalmente resulta a pagar (a partir del año 3 es 35%) Sin embargo, cuando la base es negativa, se acredita un 20% a favor de la empresa. En España, Hacienda es más generosa, ya que si cobra un 35%, este es el porcentaje que acredita a la empresa, cuando está en pérdidas. Lógicamente, si la empresa no obtiene beneficios posteriormente, nunca “cobrará” este crédito, ya que es sólo a cuenta del impuesto de Sociedades.

•

Net after tax es el beneficio después de todos los impuestos.

Evaluación y Planificación minera 13.1.4

Curso 2001/02

Cash Flow neto después de impuestos

Las diferentes bases imponibles que se han mostrado tienen en cuenta unos gastos que no siempre se corresponden con pagos reales. Por el contrario, el CF sólo tiene en cuenta los pagos y cobros reales. •

Depreciation es la amortización del inmovilizado. Es el ejemplo más claro de gastos que no suponen pagos en el ejercicio.

•

Depletion ya ha sido definida. Se ha contado para reducir la base imponible, pero se ha introducido a efectos de cálculo, y no supone un gasto real.

•

Loss forward ya ha sido comentado y vale lo dicho para el concepto anterior.

•

Working capital es el capital circulante incorporado en cada año. Esto es un desembolso real que no supone gasto.

•

Total capital es el desembolso correspondiente a las inversiones de cada año. Es un pago, pero no es un gasto del ejercicio.

•

Loan principal es la aportación, positiva o negativa de la financiación ajena. Aquí se cuenta sólo la adquisición o devolución del principal. Los intereses se computan en el área inicial ya tratada.

•

Joint venture capital tiene un tratamiento similar al anterior, ya que de hecho es una financiación ajena.

•

Net after tax C:F: es el saldo que queda para repartir entre los accionistas y los socios del joint venture o para incorporarlo a los fondos propios de la empresa en la parte de los beneficios que no se distribuyan.

13.1.5 Cash Flow neto Después de repartir a los socios de la joint venture su parte de beneficios repartibles (por eso se calcula sobre cash flow) queda la cifra final que es la que interesa más a la dirección financiera. •

Partner share es la parte que hay que entregar al socio de la joint venture. En este caso, se ha supuesto que no existía tal, y por eso es nula.


Curso 2001/02

Net cash flow es lo que queda después de la entrega anterior. De esta cifra se entregarán los dividendos que se acuerden en la Junta de Accionistas.

13.1.6 Cash Flow acumulado Es la cantidad acumulada de los CF de cada ejercicio. Sirve para estudiar la cantidad y forma de financiación en cada caso. 13.2 Importancia real del factor de agotamiento La importancia del factor de agotamiento en este caso puede apreciarse comparando las cifras de VAN y de TIR con y sin considerar este factor.

Es importante observar cuánto varían los parámetros económicos del proyecto cuando se incluye o excluye el factor de agotamiento. El programa permite realizarlo en muy poco tiempo. Los resultados pueden suponer una diferencia de rentabilidad que, en algunos casos, puede suponer la diferencia necesaria para arrancar o no una explotación.

Sin embargo, no debe olvidarse que el factor de agotamiento no es gratuito, y compromete muy seriamente a la empresa a invertir en investigación y otras actividades seleccionadas, cuya omisión puede suponerle un serio conflicto a la empresa con respecto al Ministerio de Hacienda.

Tanto en el caso español, como en el americano, lo que se pretende con el factor de agotamiento es prolongar realmente la vida minera de la empresa.


Curso 2001/02 Anexo A: Programa FPC

CATERPILLAR INC. FLEET PRODUCTION AND COST ANALYSIS Ejercicio de calculo de flota de Mina Chalchalera

HAUL - Travel Time & Speeds -----------------------------------------------------------¿ -----------------¿ ³ Course ³ Course ³ Material ³Density Kg per³Initial³ ³ HAULER ³ ³ Name ³ Desc ³ Qty MTONS ³ LCM ³ BCM ³ Speed ³ ³ ³ Ã-----------------------------------------------------KPH--´ ³ Model 789 ³ ³DESMONTE³ESTERIL ³ 73,500,000³ 1,700 ³ 2,500 ³ 0.00 ³ ³ ID 413,416 ³ À----------------------------------------------------------Ù À----------------Ù -------------------------------------------------------------------------------¿ ³ HAUL Distance Rolling Grade KPH Potential --Segment Speed-- Cumulative³ ³Segment METERS Resist% % Limit Speed Max at End Minutes ³ Ã------------------------------------------------------------------------------´ ³ 250 3.00 0.00 0.00 46.63 36.46 36.46 0.57 ³ ³ 1,000 2.00 8.00 0.00 14.11 36.46 14.11 4.57 ³ ³ 200 2.00 0.00 0.00 50.18 39.31 39.31 4.98 ³ ³ 125 2.00 8.00 0.00 14.11 39.31 17.90 5.27 ³ ³ 1,250 2.00 0.00 0.00 50.18 50.18 0.00 7.01 ³ À------------------------------------------------------------------------------Ù

CATERPILLAR INC. FLEET PRODUCTION AND COST ANALYSIS Ejercicio de calculo de flota de Mina Chalchalera --------------------------------------------------------------------------------

RETURN - Travel Time & Speeds -----------------------------------------------------------¿ -----------------¿ ³ Course ³ Course ³ Material ³Density Kg per³Initial³ ³ HAULER ³ ³ Name ³ Desc ³ Qty MTONS ³ LCM ³ BCM ³ Speed ³ ³ ³ Ã-----------------------------------------------------KPH--´ ³ Model 789 ³ ³DESMONTE³ESTERIL ³ 73,500,000³ 1,700 ³ 2,500 ³ 0.00 ³ ³ ID 413,416 ³ À----------------------------------------------------------Ù À----------------Ù -------------------------------------------------------------------------------¿ ³ RETURN Distance Rolling Grade KPH Potential --Segment Speed-- Cumulative³ ³Segment METERS Resist% % Limit Speed Max at End Minutes ³ Ã------------------------------------------------------------------------------´ ³ 1,250 2.00 0.00 0.00 51.49 51.49 51.49 1.56 ³ ³ 125 2.00 -8.00 0.00 52.11 52.11 52.11 1.70 ³ ³ 200 2.00 0.00 0.00 51.49 52.11 51.49 1.94 ³ ³ 1,000 2.00 -8.00 0.00 52.11 52.11 52.11 3.09 ³ ³ 250 3.00 0.00 0.00 51.16 52.11 0.00 3.45 ³ À------------------------------------------------------------------------------Ù

Evaluación y Planificación minera Number of Haulers Analysis-->

Curso 2001/02 DESMONTE-DESMONTE

FPC-1d2

----------------------------------------------------¿ -----------------------¿ ³ From 8 to 20 ³ ³ Loader.... 3ù2300XPA³ ³ Total MTONS of Material 73,500,000 ³ ³ 1st Hauler 16ù789 ³ ³ Operating Efficiency 83% Scheduled Hrs/Year 7,500³ ³ 2nd Hauler ³ À---------------------------------------------------Ù À----------------------Ù -------------------------------------------------------------------------------¿ ³ Qty ³ MTONS per³ Sched Hrs ³ $ $ ³ MTONS ³ Years ³ ³ ³ Sched Hr ³ Required ³ per MTON Total ³ per Year ³Required³ Ã------------------------------------------------------------------------------´ ³ 8 ³ 3,463 ³ 21,227 ³ 0.91 66,662,208 ³ 25,968,919 ³ 2.83 ³ ³ 9 ³ 3,824 ³ 19,222 ³ 0.87 63,652,163 ³ 28,677,882 ³ 2.56 ³ ³ 10 ³ 4,169 ³ 17,630 ³ 0.84 61,395,192 ³ 31,267,481 ³ 2.35 ³ ³ 11 ³ 4,528 ³ 16,234 ³ 0.81 59,309,229 ³ 33,956,549 ³ 2.16 ³ ³ 12 ³ 4,870 ³ 15,092 ³ 0.79 57,717,403 ³ 36,526,254 ³ 2.01 ³ ³ 13 ³ 5,201 ³ 14,131 ³ 0.77 56,459,333 ³ 39,009,746 ³ 1.88 ³ ³ 14 ³ 5,515 ³ 13,328 ³ 0.76 55,529,357 ³ 41,360,609 ³ 1.78 ³ ³ 15 ³ 5,822 ³ 12,624 ³ 0.74 54,753,401 ³ 43,668,370 ³ 1.68 ³ ³ 16 ³ 6,090 ³ 12,068 ³ 0.74 54,408,497 ³ 45,677,709 ³ 1.61 ³ ³ 17 ³ 6,294 ³ 11,678 ³ 0.74 54,647,426 ³ 47,202,941 ³ 1.56 ³ ³ 18 ³ 6,714 ³ 10,947 ³ 0.72 53,095,717 ³ 50,357,790 ³ 1.46 ³ ³ 19 ³ 7,123 ³ 10,318 ³ 0.70 51,812,757 ³ 53,424,039 ³ 1.38 ³ ³ 20 ³ 7,459 ³ 9,854 ³ 0.70 51,165,852 ³ 55,941,812 ³ 1.31 ³ À------------------------------------------------------------------------------Ù

Ejercicio de calculo de flota de Mina Chalchalera --------------------------------------------------------------------------------

Number of Haulers Analysis-->

DESMONTE-DESMONTE

FPC-1d2

----------------------------------------------------¿ -----------------------¿ ³ From 8 to 20 789 ³ ³ Loader.... 3ù2300XPA³ ³ Total MTONS of Material 73,500,000 ³ ³ 1st Hauler 16ù789 ³ ³ Operating Efficiency 83% Scheduled Hrs/Year 7,500³ ³ 2nd Hauler ³ À---------------------------------------------------Ù À----------------------Ù -------------------------------------------------------------------------------¿ ³ Qty ³Fleet³ Fleet ³ HAULER EFFICIENCY % ³MTONS per³MTONSper³ $ ³ ³ 789 ³Match³Avail %³ Mismatch Bunching Combined ³60 Min Hr³Sched Hr³per MTON³ Ã------------------------------------------------------------------------------´ ³ 8 ³0.48 ³ 81.0 ³ 100.0 97.9 97.9 ³ 5,261 ³ 3,463 ³ 0.91³ ³ 9 ³0.54 ³ 81.0 ³ 100.0 96.1 96.1 ³ 5,918 ³ 3,824 ³ 0.87³ ³ 10 ³0.60 ³ 81.0 ³ 100.0 94.3 94.3 ³ 6,576 ³ 4,169 ³ 0.84³ ³ 11 ³0.66 ³ 81.0 ³ 100.0 93.1 93.1 ³ 7,234 ³ 4,528 ³ 0.81³ ³ 12 ³0.72 ³ 81.0 ³ 100.0 91.8 91.8 ³ 7,891 ³ 4,870 ³ 0.79³ ³ 13 ³0.78 ³ 81.0 ³ 100.0 90.5 90.5 ³ 8,549 ³ 5,201 ³ 0.77³ ³ 14 ³0.84 ³ 81.0 ³ 100.0 89.1 89.1 ³ 9,206 ³ 5,515 ³ 0.76³ ³ 15 ³0.90 ³ 81.0 ³ 100.0 87.8 87.8 ³ 9,864 ³ 5,822 ³ 0.74³ ³ 16 ³0.96 ³ 81.0 ³ 100.0 86.1 86.1 ³ 10,521 ³ 6,090 ³ 0.74³ ³ 17 ³1.02 ³ 81.0 ³ 97.6 85.8 83.7 ³ 11,179 ³ 6,294 ³ 0.74³ ³ 18 ³1.08 ³ 84.1 ³ 92.2 88.2 81.3 ³ 11,837 ³ 6,714 ³ 0.72³ ³ 19 ³1.15 ³ 86.8 ³ 87.3 90.6 79.1 ³ 12,494 ³ 7,123 ³ 0.70³ ³ 20 ³1.21 ³ 88.6 ³ 83.0 93.0 77.2 ³ 13,152 ³ 7,459 ³ 0.70³ À------------------------------------------------------------------------------Ù


Curso 2001/02

Cost Summary --• OPERATIO - TOTAL Mina2 40,775,000 MTON -------------------------------------------------------------------------------¿ ³ ³Cost per Hour³ Operating ³ ³ $ per ³ ³ Equipment Qty Model ³ (each unit) ³ Hours ³ $ Total ³ MTON ³ Ã------------------------------------------------------------------------------´ ³ Loaders 2ù2300XPA ³ 340.00 ³ 13,909 ³ 4,728,924 ³ 0.116 ³ Ã------------------------------------------------------------------------------´ ³ Haulers 9ù789 ³ 190.00 ³ 62,589 ³ 11,891,853 ³ 0.292 ³ ³ ³ ³ 0 ³ 0 ³ 0.000 ³ ³ ³ ³ ------- ³ ----------- ³ ------- ³ ³ Total 9 ³ ³ 62,589 ³ 11,891,853 ³ 0.292 ³ Ã------------------------------------------------------------------------------´ ³ Support # 1 3ùRiego ³ 100.00 ³ 20,863 ³ 2,086,290 ³ 0.051 ³ ³ 2 3ùD10 ³ 106.00 ³ 20,863 ³ 2,211,467 ³ 0.054 ³ ³ 3 2ù16G ³ 59.00 ³ 13,909 ³ 820,607 ³ 0.020 ³ ³ 4 2ù824 ³ 65.00 ³ 13,909 ³ 904,059 ³ 0.022 ³ ³ 5 3ùFOREMAN ³ 20.00 ³ 20,863 ³ 417,258 ³ 0.010 ³ ³ 6 7ùPICK-UP ³ 6.00 ³ 27,045 ³ 162,267 ³ 0.004 ³ ³ ³ ³ ------- ³ ----------- ³ ------- ³ ³ Total 20 ³ ³ 117,452 ³ 6,601,948 ³ 0.162 ³ Ã------------------------------------------------------------------------------´ ³ Fleet Total 31 ³ ³ 193,950 ³ 23,222,725 ³ 0.570 ³ À------------------------------------------------------------------------------Ù

Ejercicio de calculo de flota de Mina Chalchalera -------------------------------------------------------------------------------Cost Summary --• OPERATIO - OPERATIO Mina2 40,775,000 MTON -------------------------------------------------------------------------------¿ ³ ³Cost per Hour³ Operating ³ ³ $ per ³ ³ Equipment Qty Model ³ (each unit) ³ Hours ³ $ Total ³ MTON ³ Ã------------------------------------------------------------------------------´ ³ Loaders 2ù2300XPA ³ 340.00 ³ 13,909 ³ 4,728,924 ³ 0.116 ³ Ã------------------------------------------------------------------------------´ ³ Haulers 9ù789 ³ 190.00 ³ 62,589 ³ 11,891,853 ³ 0.292 ³ ³ ³ ³ 0 ³ 0 ³ 0.000 ³ ³ ³ ³ ------- ³ ----------- ³ ------- ³ ³ Total 9 ³ ³ 62,589 ³ 11,891,853 ³ 0.292 ³ Ã------------------------------------------------------------------------------´ ³ Support # 1 3ùRiego ³ 100.00 ³ 20,863 ³ 2,086,290 ³ 0.051 ³ ³ 2 3ùD10 ³ 106.00 ³ 20,863 ³ 2,211,467 ³ 0.054 ³ ³ 3 2ù16G ³ 59.00 ³ 13,909 ³ 820,607 ³ 0.020 ³ ³ 4 2ù824 ³ 65.00 ³ 13,909 ³ 904,059 ³ 0.022 ³ ³ 5 3ùFOREMAN ³ 20.00 ³ 20,863 ³ 417,258 ³ 0.010 ³ ³ 6 7ùPICK-UP ³ 6.00 ³ 27,045 ³ 162,267 ³ 0.004 ³ ³ ³ ³ ------- ³ ----------- ³ ------- ³ ³ Total 20 ³ ³ 117,452 ³ 6,601,948 ³ 0.162 ³ Ã------------------------------------------------------------------------------´ ³ Fleet Total 31 ³ ³ 193,950 ³ 23,222,725 ³ 0.570 ³ À------------------------------------------------------------------------------Ù


Curso 2001/02

Productivity and Cost --• OPERATIO-OPERATIO FPC-1c2 ------------------Loader-------Hauler1----Hauler2-¿ ³ Qty & Model 2ù2300XPA 9ù789 ³ ³ Loader Fill Factor........... 95.0% %³ ³ MTONS/Pass ( 1,700 Kg /LCM).. 33.34 ³ ³ System Passes per Hauler..... 5.00 ³ ³ Hauler - Payload, MTON....... 166.69 ³ ³ - % of Rated Payload.. 100.0% %³ ³ Loader Cycle Time, Minutes... 0.50 ³ ³ First Bucket Dump, Minutes... 0.05 ³ ³ Hauler Exchange Time, Minutes 0.70 ³ Ã----------------Hauler Cycle Time----------------´ ³ Load with Exchange........... 2.75 ³ ³ Haul......................... 3.42 ³ ³ Dump and Maneuver............ 1.00 ³ ³ Return....................... 2.04 ³ ³ Potential Cycle Time.. 9.21 ³ ³ Wait on Slow Hauler.......... ³ ³ Wait to Load................. 3.71 ³ ³ Total Cycle Time...... 12.92 ³ À-------------------------------------------------Ù

----Potential Production---¿ ³ MTONS/Hour Avg KPH³ ³ 2300XPA 7,274 ³ ³ 789 9,776 20.9 ³ ³ ³ À--------------------------Ù -----Operating Schedule----¿ ³ Operating Efficiency 85%³ ³ Scheduled Hrs/Year 7,500 ³ À--------------------------Ù ------Fleet Estimates------¿ ³ Fleet Availability 89.1%³ ³ MTONS/Sched Hr 5,277 ³ ³ Total MTONS 40,775,000 ³ ³ Sched Hrs Reqd 7,727 ³ ³ Total $ 23,050,819 ³ ³ $ per MTON 0.565 ³ ³ MTONS/Year 39,575,109 ³ ³ Years Required 1.03 ³ À--------------------------Ù

FLEET PRODUCTION AND COST ANALYSIS Ejercicio de calculo de flota de Mina Chalchalera -------------------------------------------------------------------------------HAUL - Travel Time & Speeds -----------------------------------------------------------¿ -----------------¿ ³ Course ³ Course ³ Material ³Density Kg per³Initial³ ³ HAULER ³ ³ Name ³ Desc ³ Qty MTONS ³ LCM ³ BCM ³ Speed ³ ³ ³ Ã-----------------------------------------------------KPH--´ ³ Model 789 ³ ³OPERATIO³ESTERIL ³ 40,775,000³ 1,700 ³ 2,500 ³ 0.00 ³ ³ ID ³ À----------------------------------------------------------Ù À----------------Ù -------------------------------------------------------------------------------¿ ³ HAUL Distance Rolling Grade KPH Potential --Segment Speed-- Cumulative³ ³Segment METERS Resist% % Limit Speed Max at End Minutes ³ Ã------------------------------------------------------------------------------´ ³ 650 4.00 0.00 0.00 35.07 35.07 35.07 1.32 ³ ³ 300 2.00 8.00 0.00 14.11 35.07 14.11 2.37 ³ ³ 650 2.00 0.00 0.00 50.18 50.18 0.00 3.42 ³ À------------------------------------------------------------------------------Ù RETURN - Travel Time & Speeds -----------------------------------------------------------¿ -----------------¿ ³ Course ³ Course ³ Material ³Density Kg per³Initial³ ³ HAULER ³ ³ Name ³ Desc ³ Qty MTONS ³ LCM ³ BCM ³ Speed ³ ³ ³ Ã-----------------------------------------------------KPH--´ ³ Model 789 ³ ³OPERATIO³ESTERIL ³ 40,775,000³ 1,700 ³ 2,500 ³ 0.00 ³ ³ ID ³ À----------------------------------------------------------Ù À----------------Ù -------------------------------------------------------------------------------¿ ³ RETURN Distance Rolling Grade KPH Potential --Segment Speed-- Cumulative³ ³Segment METERS Resist% % Limit Speed Max at End Minutes ³ Ã------------------------------------------------------------------------------´ ³ 650 2.00 0.00 0.00 51.49 51.49 51.49 0.86 ³ ³ 300 2.00 -8.00 0.00 52.11 52.11 52.11 1.21 ³ ³ 650 4.00 0.00 0.00 50.84 52.11 0.00 2.04 ³ À------------------------------------------------------------------------------Ù


Curso 2001/02

FLEET PRODUCTION AND COST ANALYSIS Ejercicio de calculo de flota de Mina Chalchalera -------------------------------------------------------------------------------Number of Haulers Analysis-->

OPERATIO-OPERATIO

FPC-1d2

----------------------------------------------------¿ -----------------------¿ ³ From 6 to 15 789 ³ ³ Loader.... 2ù2300XPA³ ³ Total MTONS of Material 40,775,000 ³ ³ 1st Hauler 9ù789 ³ ³ Operating Efficiency 85% Scheduled Hrs/Year 7,500³ ³ 2nd Hauler ³ À---------------------------------------------------Ù À----------------------Ù -------------------------------------------------------------------------------¿ ³ Qty ³ MTONS per³ Sched Hrs ³ $ $ ³ MTONS ³ Years ³ ³ 789 ³ Sched Hr ³ Required ³ per MTON Total ³ per Year ³Required³ Ã------------------------------------------------------------------------------´ ³ 6 ³ 3,949 ³ 10,326 ³ 0.63 25,737,363 ³ 29,614,809 ³ 1.38 ³ ³ 7 ³ 4,337 ³ 9,402 ³ 0.61 25,040,466 ³ 32,527,390 ³ 1.25 ³ ³ 8 ³ 4,968 ³ 8,207 ³ 0.57 23,262,709 ³ 37,261,136 ³ 1.09 ³ ³ 9 ³ 5,277 ³ 7,727 ³ 0.57 23,223,913 ³ 39,575,108 ³ 1.03 ³ ³ 10 ³ 5,434 ³ 7,503 ³ 0.58 23,833,364 ³ 40,757,268 ³ 1.00 ³ ³ 11 ³ 5,506 ³ 7,406 ³ 0.61 24,789,507 ³ 41,294,760 ³ 0.99 ³ ³ 12 ³ 5,558 ³ 7,336 ³ 0.63 25,810,189 ³ 41,687,827 ³ 0.98 ³ ³ 13 ³ 5,564 ³ 7,328 ³ 0.66 27,035,252 ³ 41,733,091 ³ 0.98 ³ ³ 14 ³ 5,564 ³ 7,328 ³ 0.69 28,287,864 ³ 41,733,748 ³ 0.98 ³ ³ 15 ³ 5,565 ³ 7,328 ³ 0.72 29,540,820 ³ 41,733,863 ³ 0.98 ³ À------------------------------------------------------------------------------Ù Number of Haulers Analysis-->

OPERATIO-OPERATIO

FPC-1d2

----------------------------------------------------¿ -----------------------¿ ³ From 6 to 15 789 ³ ³ Loader.... 2ù2300XPA³ ³ Total MTONS of Material 40,775,000 ³ ³ 1st Hauler 9ù789 ³ ³ Operating Efficiency 85% Scheduled Hrs/Year 7,500³ ³ 2nd Hauler ³ À---------------------------------------------------Ù À----------------------Ù -------------------------------------------------------------------------------¿ ³ Qty ³Fleet³ Fleet ³ HAULER EFFICIENCY % ³MTONS per³MTONSper³ $ ³ ³ 789 ³Match³Avail %³ Mismatch Bunching Combined ³60 Min Hr³Sched Hr³per MTON³ Ã------------------------------------------------------------------------------´ ³ 6 ³0.90 ³ 81.0 ³ 100.0 88.0 88.0 ³ 6,517 ³ 3,949 ³ 0.63³ ³ 7 ³1.05 ³ 81.0 ³ 95.7 86.6 82.8 ³ 7,603 ³ 4,337 ³ 0.61³ ³ 8 ³1.19 ³ 86.8 ³ 83.7 92.6 77.5 ³ 8,690 ³ 4,968 ³ 0.57³ ³ 9 ³1.34 ³ 89.1 ³ 74.4 95.8 71.3 ³ 9,776 ³ 5,277 ³ 0.57³ ³ 10 ³1.49 ³ 89.8 ³ 67.0 97.9 65.6 ³ 10,862 ³ 5,434 ³ 0.58³ ³ 11 ³1.64 ³ 90.0 ³ 60.9 99.0 60.3 ³ 11,948 ³ 5,506 ³ 0.61³ ³ 12 ³1.79 ³ 90.0 ³ 55.8 99.9 55.7 ³ 13,034 ³ 5,558 ³ 0.63³ ³ 13 ³1.94 ³ 90.0 ³ 51.5 100.0 51.5 ³ 14,121 ³ 5,564 ³ 0.66³ ³ 14 ³2.09 ³ 90.0 ³ 47.8 100.0 47.8 ³ 15,207 ³ 5,564 ³ 0.69³ ³ 15 ³2.24 ³ 90.0 ³ 44.6 100.0 44.6 ³ 16,293 ³ 5,565 ³ 0.72³ À------------------------------------------------------------------------------Ù


Curso 2001/02

FLEET PRODUCTION AND COST ANALYSIS Ejercicio de calculo de flota de Mina Chalchalera -------------------------------------------------------------------------------Cost Summary --• MINERAL - TOTAL Mina2 11,300,000 MTON -------------------------------------------------------------------------------¿ ³ ³Cost per Hour³ Operating ³ ³ $ per ³ ³ Equipment Qty Model ³ (each unit) ³ Hours ³ $ Total ³ MTON ³ Ã------------------------------------------------------------------------------´ ³ Loaders 1ù2300XPA ³ 340.00 ³ 5,162 ³ 1,754,910 ³ 0.155 ³ Ã------------------------------------------------------------------------------´ ³ Haulers 6ù789 ³ 190.00 ³ 30,969 ³ 5,884,110 ³ 0.521 ³ ³ ³ ³ 0 ³ 0 ³ 0.000 ³ ³ ³ ³ ------- ³ ----------- ³ ------- ³ ³ Total 6 ³ ³ 30,969 ³ 5,884,110 ³ 0.521 ³ Ã------------------------------------------------------------------------------´ ³ Support # 1 ³ ³ 0 ³ 0 ³ 0.000 ³ ³ 2 ³ ³ 0 ³ 0 ³ 0.000 ³ ³ 3 ³ ³ 0 ³ 0 ³ 0.000 ³ ³ 4 ³ ³ 0 ³ 0 ³ 0.000 ³ ³ 5 ³ ³ 0 ³ 0 ³ 0.000 ³ ³ 6 ³ ³ 0 ³ 0 ³ 0.000 ³ ³ ³ ³ ------- ³ ----------- ³ ------- ³ ³ Total 0 ³ ³ 0 ³ 0 ³ 0.000 ³ Ã------------------------------------------------------------------------------´ ³ Fleet Total 7 ³ ³ 36,131 ³ 7,639,020 ³ 0.676 ³ À------------------------------------------------------------------------------Ù

Cost Summary --• MINERAL - MINERAL Mina2 11,300,000 MTON -------------------------------------------------------------------------------¿ ³ ³Cost per Hour³ Operating ³ ³ $ per ³ ³ Equipment Qty Model ³ (each unit) ³ Hours ³ $ Total ³ MTON ³ Ã------------------------------------------------------------------------------´ ³ Loaders 1ù2300XPA ³ 340.00 ³ 5,162 ³ 1,754,910 ³ 0.155 ³ Ã------------------------------------------------------------------------------´ ³ Haulers 6ù789 ³ 190.00 ³ 30,969 ³ 5,884,110 ³ 0.521 ³ ³ ³ ³ 0 ³ 0 ³ 0.000 ³ ³ ³ ³ ------- ³ ----------- ³ ------- ³ ³ Total 6 ³ ³ 30,969 ³ 5,884,110 ³ 0.521 ³ Ã------------------------------------------------------------------------------´ ³ Support # 1 ³ ³ 0 ³ 0 ³ 0.000 ³ ³ 2 ³ ³ 0 ³ 0 ³ 0.000 ³ ³ 3 ³ ³ 0 ³ 0 ³ 0.000 ³ ³ 4 ³ ³ 0 ³ 0 ³ 0.000 ³ ³ 5 ³ ³ 0 ³ 0 ³ 0.000 ³ ³ 6 ³ ³ 0 ³ 0 ³ 0.000 ³ ³ ³ ³ ------- ³ ----------- ³ ------- ³ ³ Total 0 ³ ³ 0 ³ 0 ³ 0.000 ³ Ã------------------------------------------------------------------------------´ ³ Fleet Total 7 ³ ³ 36,131 ³ 7,639,020 ³ 0.676 ³ À------------------------------------------------------------------------------Ù


Curso 2001/02

FLEET PRODUCTION AND COST ANALYSIS Ejercicio de calculo de flota de Mina Chalchalera -------------------------------------------------------------------------------Productivity and Cost --• MINERAL ------------------Loader-------Hauler1----Hauler2-¿ ³ Qty & Model 1ù2300XPA 6ù789 ³ ³ Loader Fill Factor........... 95.0% %³ ³ MTONS/Pass ( 1,800 Kg /LCM).. 35.30 ³ ³ System Passes per Hauler..... 5.00 ³ ³ Hauler - Payload, MTON....... 176.50 ³ ³ - % of Rated Payload.. 105.9% %³ ³ Loader Cycle Time, Minutes... 0.50 ³ ³ First Bucket Dump, Minutes... 0.05 ³ ³ Hauler Exchange Time, Minutes 0.70 ³ Ã----------------Hauler Cycle Time----------------´ ³ Load with Exchange........... 2.75 ³ ³ Haul......................... 10.56 ³ ³ Dump and Maneuver............ 2.50 ³ ³ Return....................... 3.46 ³ ³ Potential Cycle Time.. 19.27 ³ ³ Wait on Slow Hauler.......... ³ ³ Wait to Load................. 2.41 ³ ³ Total Cycle Time...... 21.68 ³ À-------------------------------------------------Ù

-MINERAL FPC-1c2 ----Potential Production---¿ ³ MTONS/Hour Avg KPH³ ³ 2300XPA 3,851 ³ ³ 789 3,297 17.7 ³ ³ ³ À--------------------------Ù -----Operating Schedule----¿ ³ Operating Efficiency 83%³ ³ Scheduled Hrs/Year 6,000 ³ À--------------------------Ù ------Fleet Estimates------¿ ³ Fleet Availability 81.0%³ ³ MTONS/Sched Hr 1,970 ³ ³ Total MTONS 11,300,000 ³ ³ Sched Hrs Reqd 5,735 ³ ³ Total $ 7,639,162 ³ ³ $ per MTON 0.676 ³ ³ MTONS/Year 11,821,925 ³ ³ Years Required 0.96 ³ À--------------------------Ù

HAUL - Travel Time & Speeds -----------------------------------------------------------¿ -----------------¿ ³ Course ³ Course ³ Material ³Density Kg per³Initial³ ³ HAULER ³ ³ Name ³ Desc ³ Qty MTONS ³ LCM ³ BCM ³ Speed ³ ³ ³ Ã-----------------------------------------------------KPH--´ ³ Model 789 ³ ³MINERAL ³PLANTA ³ 11,300,000³ 1,800 ³ 2,700 ³ 0.00 ³ ³ ID ³ À----------------------------------------------------------Ù À----------------Ù -------------------------------------------------------------------------------¿ ³ HAUL Distance Rolling Grade KPH Potential --Segment Speed-- Cumulative³ ³Segment METERS Resist% % Limit Speed Max at End Minutes ³ Ã------------------------------------------------------------------------------´ ³ 300 2.00 0.00 0.00 49.95 42.78 42.78 0.60 ³ ³ 2,250 2.00 8.00 0.00 13.96 42.78 13.96 9.95 ³ ³ 300 2.00 0.00 0.00 49.95 41.70 0.00 10.56 ³ À------------------------------------------------------------------------------Ù FLEET PRODUCTION AND COST ANALYSIS Ejercicio de calculo de flota de Mina Chalchalera -------------------------------------------------------------------------------RETURN - Travel Time & Speeds -----------------------------------------------------------¿ -----------------¿ ³ Course ³ Course ³ Material ³Density Kg per³Initial³ ³ HAULER ³ ³ Name ³ Desc ³ Qty MTONS ³ LCM ³ BCM ³ Speed ³ ³ ³ Ã-----------------------------------------------------KPH--´ ³ Model 789 ³ ³MINERAL ³PLANTA ³ 11,300,000³ 1,800 ³ 2,700 ³ 0.00 ³ ³ ID ³ À----------------------------------------------------------Ù À----------------Ù -------------------------------------------------------------------------------¿ ³ RETURN Distance Rolling Grade KPH Potential --Segment Speed-- Cumulative³ ³Segment METERS Resist% % Limit Speed Max at End Minutes ³ Ã------------------------------------------------------------------------------´ ³ 300 2.00 0.00 0.00 51.49 51.49 51.49 0.45 ³ ³ 2,250 2.00 -8.00 0.00 52.11 52.11 52.11 3.04 ³ ³ 300 2.00 0.00 0.00 51.49 52.11 0.00 3.46 ³ À------------------------------------------------------------------------------Ù


Curso 2001/02

Number of Haulers Analysis--> MINERAL -MINERAL FPC-1d2 ----------------------------------------------------¿ -----------------------¿ ³ From 3 to 8 789 ³ ³ Loader.... 1ù2300XPA³ ³ Total MTONS of Material 11,300,000 ³ ³ 1st Hauler 6ù789 ³ ³ Operating Efficiency 83% Scheduled Hrs/Year 6,000³ ³ 2nd Hauler ³ À---------------------------------------------------Ù À----------------------Ù -------------------------------------------------------------------------------¿ ³ Qty ³ MTONS per³ Sched Hrs ³ $ $ ³ MTONS ³ Years ³ ³ 789 ³ Sched Hr ³ Required ³ per MTON Total ³ per Year ³Required³ Ã------------------------------------------------------------------------------´ ³ 3 ³ 1,105 ³ 10,228 ³ 0.74 8,376,489 ³ 6,629,054 ³ 1.70 ³ ³ 4 ³ 1,407 ³ 8,033 ³ 0.70 7,953,033 ³ 8,439,799 ³ 1.34 ³ ³ 5 ³ 1,701 ³ 6,643 ³ 0.68 7,712,534 ³ 10,206,217 ³ 1.11 ³ ³ 6 ³ 1,970 ³ 5,735 ³ 0.68 7,639,162 ³ 11,821,925 ³ 0.96 ³ ³ 7 ³ 2,206 ³ 5,123 ³ 0.68 7,700,278 ³ 13,233,730 ³ 0.85 ³ ³ 8 ³ 2,513 ³ 4,497 ³ 0.67 7,527,819 ³ 15,077,037 ³ 0.75 ³ À------------------------------------------------------------------------------Ù FLEET PRODUCTION AND COST ANALYSIS Ejercicio de calculo de flota de Mina Chalchalera -------------------------------------------------------------------------------Number of Haulers Analysis--> MINERAL -MINERAL FPC-1d2 ----------------------------------------------------¿ -----------------------¿ ³ From 3 to 8 789 ³ ³ Loader.... 1ù2300XPA³ ³ Total MTONS of Material 11,300,000 ³ ³ 1st Hauler 6ù789 ³ ³ Operating Efficiency 83% Scheduled Hrs/Year 6,000³ ³ 2nd Hauler ³ À---------------------------------------------------Ù À----------------------Ù -------------------------------------------------------------------------------¿ ³ Qty ³Fleet³ Fleet ³ HAULER EFFICIENCY % ³MTONS per³MTONSper³ $ ³ ³ 789 ³Match³Avail %³ Mismatch Bunching Combined ³60 Min Hr³Sched Hr³per MTON³ Ã------------------------------------------------------------------------------´ ³ 3 ³0.43 ³ 81.0 ³ 100.0 99.7 99.7 ³ 1,648 ³ 1,105 ³ 0.74³ ³ 4 ³0.57 ³ 81.0 ³ 100.0 95.2 95.2 ³ 2,198 ³ 1,407 ³ 0.70³ ³ 5 ³0.71 ³ 81.0 ³ 100.0 92.1 92.1 ³ 2,747 ³ 1,701 ³ 0.68³ ³ 6 ³0.86 ³ 81.0 ³ 100.0 88.9 88.9 ³ 3,297 ³ 1,970 ³ 0.68³ ³ 7 ³1.00 ³ 81.0 ³ 100.0 85.3 85.3 ³ 3,846 ³ 2,206 ³ 0.68³ ³ 8 ³1.14 ³ 86.8 ³ 87.6 90.6 79.4 ³ 4,396 ³ 2,513 ³ 0.67³ À------------------------------------------------------------------------------Ù Fleet Availability Analysis--> MINERAL -MINERAL FPC-1e2 --------------------------------------¿ -------------------------------------¿ ³ Analyzed..... From 70% to 90% ³ ³ Loader.... 1ù2300XPA ³ Fleet ³ ³ Total MTONS of Material 11,300,000 ³ ³ 1st Hauler 6ù789 ³Availability³ ³ Scheduled Hours per Year......6,000 ³ ³ 2nd Hauler ³ 81.0% ³ À-------------------------------------Ù À------------------------------------Ù -------------------------------------------------------------------------------¿ ³ Fleet ³ MTONS per³ Sched Hrs ³ $ $ ³ MTONS ³ Years ³ ³Avail %³ Sched Hr ³ Required ³ per MTON Total ³ per Year ³Required³ Ã------------------------------------------------------------------------------´ ³ 70.0 ³ 1,703 ³ 6,636 ³ 0.78 8,839,602 ³ 10,216,478 ³ 1.11 ³ ³ 72.0 ³ 1,751 ³ 6,452 ³ 0.76 8,594,057 ³ 10,508,378 ³ 1.08 ³ ³ 74.0 ³ 1,800 ³ 6,278 ³ 0.74 8,361,785 ³ 10,800,277 ³ 1.05 ³ ³ 76.0 ³ 1,849 ³ 6,112 ³ 0.72 8,141,739 ³ 11,092,176 ³ 1.02 ³ ³ 78.0 ³ 1,897 ³ 5,956 ³ 0.70 7,932,976 ³ 11,384,076 ³ 0.99 ³ ³ 80.0 ³ 1,946 ³ 5,807 ³ 0.68 7,734,652 ³ 11,675,975 ³ 0.97 ³ ³ 82.0 ³ 1,995 ³ 5,665 ³ 0.67 7,546,002 ³ 11,967,875 ³ 0.94 ³ ³ 84.0 ³ 2,043 ³ 5,530 ³ 0.65 7,366,335 ³ 12,259,774 ³ 0.92 ³ ³ 86.0 ³ 2,092 ³ 5,402 ³ 0.64 7,195,025 ³ 12,551,673 ³ 0.90 ³ ³ 88.0 ³ 2,141 ³ 5,279 ³ 0.62 7,031,501 ³ 12,843,573 ³ 0.88 ³ ³ 90.0 ³ 2,189 ³ 5,162 ³ 0.61 6,875,246 ³ 13,135,472 ³ 0.86 ³ À------------------------------------------------------------------------------Ù


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ANEXO B: PROGRAMA SHERPA

Chalchalera =========== 09-26-2001 ==========

PRODUCTION DATA --------------General: Total Minable Resource Hours per Shift Shifts per Day Days per Year Pre-Production Stripping

317,624,992 8 3 350 73,500,000

tonnes hours shifts days tonnes

Ore: Daily Production Haul Segment #1: Distance Gradient Haul Segment #2: Distance Gradient Haul Segment #3: Distance Gradient Haul Segment #4: Distance Gradient Haul Segment #5: Distance Gradient Haul Segment #6: Distance Gradient

32,411 300 0 2,250 8 300 0 0 0 0 0 0 0

tonnes per day meters percent meters percent meters percent meters percent meters percent meters percent

116,500 650 0 300 8 650 0 0 0 0 0 0 0

tonnes per day meters percent meters percent meters percent meters percent meters percent meters percent

Waste: Daily Production Haul Segment #1: Distance Gradient Haul Segment #2: Distance Gradient Haul Segment #3: Distance Gradient Haul Segment #4: Distance Gradient Haul Segment #5: Distance Gradient Haul Segment #6: Distance Gradient

Estimated Mine Life

28 years

(Continued on next page)


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DEPOSIT DATA -----------Ore: Density Percent Swell Powder Factor Hole Loading Factor Drill Penetration Rate Bench Height Rolling Resistance Excavator Fill Factor Truck Fill Factor Excavator Availability Truck Availability

2.75 50 0.22 67 12.0 10.0 2.0 100.0 100.0 95.0 95.0

tonnes per BCM percent kilograms per tonne percent meters per hour meters percent percent percent percent percent

2.50 50 0.27 67 17.0 10.0 2.0 100.0 100.0 95.0 95.0

tonnes per BCM percent kilograms per tonne percent meters per hour meters percent percent percent percent percent

Waste: Density Percent Swell Powder Factor Hole Loading Factor Drill Penetration Rate Bench Height Rolling Resistance Excavator Fill Factor Truck Fill Factor Excavator Availability Truck Availability Mine: Water Produced Pumping Head Powder Specific Gravity Drill Bit Wear Rate Drill Rod Wear Rate Equipment Operator Efficiency

1,000 175 0.85 3,000 25,000 83.0

liters per minute meters meters per bit meters per rod percent


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Chalchalera =========== 09-26-2001 ========== OPERATING COST SUMMARY ====================== SUPPLIES & MATERIALS --------------------

Item =========== Fuel Electricity Repair Parts Lubricants Tires Powder Caps Primers Drill Bits Drill Steel Det. Cord Sundry Items

Unit ==== l kWH

Cost per Unit ======== $ 0.50 0.400

Units per Day ========= 32,442 46,907

kg ea ea ea ea m

0.49 0.50 10.00 10,147 3,675 0.400

38,585 54 52 0.20 0.02 1,189

Total Supply and Material Cost

* 0.00% Sales Tax Included

=

*Daily Costs ========= $ 16,221 18,763 12,020 4,921 6,735 18,907 27 520 2,011 87 476 4,034 ---------$ 84,721

*Costs per Tonne Ore ======= $ 0.50 0.58 0.37 0.15 0.21 0.58 0.00 0.02 0.06 0.00 0.01 0.12 -------$ 2.61


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OPERATING COST SUMMARY ================================== HOURLY LABOR -----------Job Class ================= Driller Blaster Excavator Operator Truck Driver Equipment Operator Utility Operator Mechanic Laborer Maintenance Worker

Hourly Wage ======== $ 12.00 12.00 14.00 12.00 12.00 10.00 12.00 10.00 10.00

Total Hourly Labor

=

Number Employed ==== 7 3 10 45 20 5 39 22 39 --190

*Daily Costs ========= $ 863 370 1,439 5,549 2,466 514 4,809 2,261 4,007 ---------$ 22,276

*Costs per Tonne Ore ======= $ 0.03 0.01 0.04 0.17 0.08 0.02 0.15 0.07 0.12 -------$ 0.69

*Costs per Tonne Ore ======= $ 0.00 0.00 0.01 0.03 0.02 0.00 0.04 0.01 0.01 0.02 0.02 0.02 -------$ 0.22

SALARIED PERSONNEL -----------------Job Class ============== Manager Superintendent Foreman Engineer Geologist Supervisor Technician Accountant Clerk Personnel Secretary Security

Total Salaried Personnel

=

Number *Daily Employed Costs ==== ========== 1.0 $ 157 1.0 117 5.0 489 8.0 939 7.0 822 0.0 0 14.0 1,370 5.0 489 3.0 294 6.0 587 11.0 861 15.0 881 -------------76.0 $ 7,007

Miscellaneous (5%)

=

$

==================== Total Operating Cost ====================

=

========== $ 119,704 ==========

*

Annual Salary ========== $ 40,000 30,000 25,000 30,000 30,000 40,700 25,000 25,000 25,000 25,000 20,000 15,000

5,700

$

0.18

======== $ 3.69 ========

Hourly Labor costs include a 37.0% burden factor Salaried Personnel costs include a 37.0% burden factor


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Chalchalera =========== 09-26-2001 ========== CAPITAL COST SUMMARY ==================== EQUIPMENT --------Item Size Number Unit Cost ================ ============ == =========== Cable Shovels 20.6 cu m 1 $ 6,000,000 Haul Trucks/Ore 109 tonne 7 1,508,000 Cable Shovels 20.6 cu m 2 6,000,000 Haul Trucks/Waste 109 tonne 10 1,508,000 Rotary Drills 38.10 cm 3 1,600,000 Bulldozers 388 kW 3 800,000 Graders 205 kW 2 475,000 Water Tankers 52,990 liter 1 700,000 Service/Tire Trucks 7 100,000 Bulk Trucks 0 0 Lighting Plants 3 17,000 Pumps 56 kW 2 125,000 Pick-up Trucks 7 24,000 Total Equipment Cost

=

* 0.00% Sales Tax Included

(Continued on next page)

Total* ============ $ 6,000,000 10,556,000 12,000,000 15,080,000 4,800,000 2,400,000 950,000 700,000 700,000 0 51,000 250,000 168,000 -----------$ 53,655,000


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CAPITAL COST SUMMARY - Continued ================================

BUILDINGS/STRUCTURES -------------------Item ================ Shop Dry Office Warehouse Anfo Storage Bin

Size ============ 2,000 sq m 700 sq m 1,900 sq m 2,000 sq m 0 cu m

Total Building/Structure Cost

Unit Cost =============== $ 900.00/sq m 1200.00/sq m 850.00/sq m 550.00/sq m 0 ea =

Total ============ $ 1,800,000 840,000 1,615,000 1,100,000 0 -----------$ 5,355,000

SITE WORK --------Item ================= Pre-Stripping Haul Roads Electrical System Other Development

Amount ================= 73,500,000 tonnes 4,450 meters 3,464 KVA

Total Site Work Cost

=

Unit Cost ============= $ 0.66/tonne 100.00/meter

Total ============ $ 48,612,352 445,000 350,000 0 -----------$ 49,407,352

PROJECT ------Item ================= Engineering Fees Management Fees Working Capital Contingency (5%) Total Project Cost

=

================== Total Capital Cost ==================

=

Total ============ $ 6,428,357 3,214,179 10,260,513 6,416,020 -----------$ 26,319,068

============ $134,736,416 ============


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Chalchalera =========== 09-26-2001 ==========

COST SUMMARY ============

OPERATING COSTS --------------================================================================= Supplies and Materials $ 84,721/day $ 2.61/tonne ore Labor 22,276/day 0.69/tonne ore Management and Administration 7,008/day 0.22/tonne ore Miscellaneous (5%) 5,700/day 0.18/tonne ore -----------------------------Total Operating Cost = $ 119,706/day $ 3.69/tonne ore =================================================================

CAPITAL COSTS ------------================================================================= Equipment $ 53,655,000 Haul Roads 445,000 Pre-Production Stripping 48,612,352 Buildings 5,355,000 Electrical System 350,000 Working Capital 10,260,513 Engineering and Management 9,642,536 Other Development 0 Contingency (5%) 6,416,020 ------------Total Capital Cost = $ 134,736,416 =================================================================


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ANEXO C: PROGRAMA APEX Economic Analysis ____________

APEX Chalchalera Escuela de Minas 26-09-2001 Production Set : 1 Royalty Set : __________________________________________________________________________ 1st production in yr Ending at Year ore reserves % mine recovery % wallrock dilution Total Production

2003.00 2031.00 317,624,992 90.00 10.00 317,624,993

1

tons percent percent tons

production rate 32,411 tons/day operating schedule 350 days/year Production Life 28.00 years __________________________________________________________________________

Grades Set : 1 __________________________________________________________________________ Commodity Ore Grade Wallrock Grade __________________________________________________________________________ Copper 2.500 percent 0.000 percent __________________________________________________________________________ Operating Costs in dollars/ton ore __________________________________________________________________________ Mining Processing __________________________________________________________________________ Fixed - Ore Variable - Ore Variable - Waste

$0.22 $0.76 $2.71

$0.31 $4.00

Transportation $2.67 Smelting $5.00 __________________________________________________________________________ Total $3.68 $11.98 __________________________________________________________________________ Stripping Ratio 3.58 Concentration Ratio 15.00 __________________________________________________________________________


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Ore Summary __________________________________________________________________________ Gross Value

=

$29.67/ton ore ==================== mining cost = $3.68/ton ore milling cost = $4.31/ton ore tr. & smelting cost = $7.67/ton ore refining cost = $0.09/ton ore -------------------Total Operating Cost = $15.75/ton ore ==================== Net Value Before Taxes = $13.92/ton ore ==================== __________________________________________________________________________

Process 1 __________________________________________________________________________ Mill Smelter Smelter Commodity Recovery Payment Deduction __________________________________________________________________________ Copper 82.00% 96.00% 0.000 percent __________________________________________________________________________ __________________________________________________________________________ Commodity Price Refining Commodity Price Escalation Cost __________________________________________________________________________ Copper $1675.00/ton 0.00% $5.00/ton __________________________________________________________________________ __________________________________________________________________________ net smelter return = 0.00% production = $0.00 federal (U.S.) = 0.00% net profit interest = 0.00% royalty cap/buy-out = $0 annual payment = $0 escalate amount/yr = $0 payment from year = 2001 to year = 2001 __________________________________________________________________________ Net Profit Calculation

=

Gross Revenues - Transportation Smelting Refining - Operating Costs - Property Taxes - Severence Taxes

Recaptured costs

=

Exploration

Payment type = Advance ________________________________________________________________________


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Capital Costs _____________ __________________________________________________________________________ Year Depreciation Salvage Year Item Cost Invested Method Period Value Sold __________________________________________________________________________ Acquisition $ 10,000,000 2001 acqui $ 1,000,000 30 Exploration $ 10,000,000 2004 devel 5 $ 0 0 Engr. & Constr. $ 5,000,000 2001 devel 5 $ 0 0 Development $ 1,000,000 2002 devel 5 $ 0 0 Pre Stripping $ 30,000,000 2001 devel 5 $ 0 0 Infrastructure $ 3,000,000 2001 devel 5 $ 0 0 Buildings $ 2,350,000 2002 strln 32 $ 330,469 30 Mine Equipment $ 53,655,000 2001 macrs 7 $ 0 0 Mill Equipment $150,000,000 2001 unopr 7 $ 0 0 Working Capital $ 10,260,000 2003 wrcap $ 0 0 Contingency $ 6,400,000 2002 devel 5 $ 0 0 Reclamation $ 5,000,000 2005 reclm $ 0 0 Exploration $ 10,000,000 2006 devel 5 $ 0 0 Exploration $ 10,000,000 2005 devel 5 $ 0 0 Eng. & Constr. $ 5,250,000 2002 devel 5 $ 0 0 Prestripping $ 18,600,000 2002 devel 5 $ 0 0 Mill constructn $150,000,000 2002 unopr 0 $ 0 0 Tailings Dam $150,000,000 2002 unopr 0 $ 0 0 Water Dam $ 30,000,000 2002 devel 5 $ 0 0 Housing $ 25,000,000 2002 strln 30 $ 2,083,333 30 Mine Equipment2 $ 50,000,000 2008 macrs 7 $ 0 0 Mine Equipment3 $ 50,000,000 2015 macrs 7 $ 0 0 Mine Equipment4 $ 50,000,000 2022 macrs 7 $ 0 0 Reclamation2 $ 50,000,000 2010 reclm $ 0 0 Reclamation 3 $ 5,000,000 2015 reclm $ 0 0 Reclamation 4 $ 5,000,000 2020 reclm $ 0 0 Reclamation 5 $ 5,000,000 2025 reclm $ 0 0 Reclamation 6 $ 10,000,000 2030 reclm $ 0 0 __________________________________________________________________________

Loans __________________________________________________________________________ Loan Mortgage Interest Initiate Payments Set Amount Period Rate in Year __________________________________________________________________________ 1 $0 0 yrs 0.00% 2001 __________________________________________________________________________

Joint Venture __________________________________________________________________________ Partner's Partner's Management Effective Set Contribution Share Fee During Year __________________________________________________________________________ 1 $0 0.00% $0.00/ton ore 2001 to2001 __________________________________________________________________________


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Tax Basis __________________________________________________________________________ federal income = 35.00% state income = 0.00% gross proceeds = 0.00% net proceeds = 0.00% state production = $0.00 property: $/$1,000 = $1.00 assessment ratio = 100.00% __________________________________________________________________________ Tax treatment is stand-alone.

Depletion __________________________________________________________________________ Commodity Depletion Rate __________________________________________________________________________ Copper 15.00% __________________________________________________________________________ Cash Flow Summary _________________ __________________________________________________________________________ Net Sum of Cash Flows

=

Present Values : @ 10.00% discount rate = @ 20.00% discount rate = @ 30.00% discount rate = Payback Period

=

$2,785,057,280

$612,097,408 $143,722,752 -$24,222,742 2.81 years

Internal Rate of Return (IROR) = 27.95% Break-Even Values __________________________________________________________________________ set

1 :

Copper grade

=

2.130 percent

set

1 :

Copper recovery

=

69.86 percent

set

1 :

Copper price

=

set

1 :

transportation

=

$40.00/ton conc.

set

1 :

smelting

=

$140.68/ton conc.

$1,427.81/ton


Curso 2001/02

Sensitivity Analysis ____________________ __________________________________________________________________________ Minimum Value to Maximum Value Variable(s) for Analysis (percent) (percent) __________________________________________________________________________ Tag # 1 Set 1 Copper grade 2.250 2.750 __________________________________________________________________________ __________________________________________________________________________ Value Present Value Payback IROR (percent) Sum of Cash Flows @ 20.00% (years) (percent) __________________________________________________________________________ 2.250 $2,128,408,320 $48,319,732 3.51 22.78 2.300 $2,259,719,936 $67,269,328 3.35 23.84 2.350 $2,391,032,576 $86,219,128 3.20 24.88 2.400 $2,522,085,376 $105,118,448 3.07 25.89 2.450 $2,652,742,656 $123,941,264 2.94 26.90 2.500 $2,785,057,280 $143,722,752 2.81 27.95 2.550 $2,917,711,872 $163,701,040 2.69 29.00 2.600 $3,050,367,488 $183,679,472 2.58 30.04 2.650 $3,183,022,080 $203,657,760 2.47 31.08 2.700 $3,315,676,672 $223,636,016 2.38 32.10 2.750 $3,448,330,240 $243,614,240 2.29 33.11 __________________________________________________________________________ __________________________________________________________________________ Minimum Value to Maximum Value Variable(s) for Analysis (/ton ore) (/ton ore) __________________________________________________________________________ Tag # 2 Set 1 variable cost: ore $0.68 $0.83 __________________________________________________________________________ __________________________________________________________________________ Value Present Value Payback IROR (/ton ore) Sum of Cash Flows @ 20.00% (years) (percent) __________________________________________________________________________ $0.68 $2,800,815,360 $146,123,872 2.80 28.08 $0.70 $2,797,663,488 $145,643,664 2.80 28.05 $0.71 $2,794,512,128 $145,163,472 2.80 28.02 $0.73 $2,791,360,256 $144,683,232 2.81 28.00 $0.74 $2,788,208,896 $144,203,024 2.81 27.97 $0.76 $2,785,057,280 $143,722,752 2.81 27.95 $0.77 $2,781,906,176 $143,242,544 2.82 27.92 $0.79 $2,778,754,304 $142,762,400 2.82 27.90 $0.80 $2,775,602,688 $142,282,144 2.82 27.87 $0.82 $2,772,451,328 $141,801,936 2.82 27.85 $0.83 $2,769,299,968 $141,321,744 2.83 27.82 __________________________________________________________________________


Curso 2001/02 Sensitivity Analysis

Minimum Value to Maximum Value Variable(s) for Analysis (/ton waste) (/ton waste) __________________________________________________________________________ Tag # 3 Set 1variable cost: waste $0.68 $0.83 __________________________________________________________________________ Value Present Value Payback IROR (/ton waste) Sum of Cash Flows @ 20.00% (years) (percent) __________________________________________________________________________ $0.68 $2,841,469,440 $152,318,576 2.76 28.40 $0.70 $2,830,187,264 $150,599,472 2.77 28.31 $0.71 $2,818,905,088 $148,880,304 2.78 28.22 $0.73 $2,807,622,400 $147,161,136 2.79 28.13 $0.74 $2,796,339,712 $145,441,936 2.80 28.04 $0.76 $2,785,057,280 $143,722,752 2.81 27.95 $0.77 $2,773,774,848 $142,003,584 2.82 27.86 $0.79 $2,762,492,672 $140,284,464 2.83 27.76 $0.80 $2,751,210,240 $138,565,344 2.85 27.67 $0.82 $2,739,928,064 $136,846,128 2.86 27.58 $0.83 $2,728,645,632 $135,126,976 2.87 27.49 __________________________________________________________________________ Minimum Value to Maximum Value Variable(s) for Analysis (percent) (percent) __________________________________________________________________________ Tag # 4 Set 1 Copper recovery 69.70 90.20 __________________________________________________________________________ Value Present Value Payback IROR (percent) Sum of Cash Flows @ 20.00% (years) (percent) __________________________________________________________________________ 69.70 $1,795,279,232 -$2,052,062 4.07 19.87 71.75 $1,962,969,984 $23,881,964 3.76 21.38 73.80 $2,128,407,808 $48,319,644 3.51 22.78 75.85 $2,292,548,608 $72,006,848 3.31 24.10 77.90 $2,456,688,640 $95,693,952 3.13 25.38 79.95 $2,620,078,336 $119,235,544 2.97 26.65 82.00 $2,785,057,280 $143,722,752 2.81 27.95 84.05 $2,950,875,392 $168,695,632 2.66 29.26 86.10 $3,116,693,760 $193,668,496 2.52 30.56 88.15 $3,282,512,128 $218,641,344 2.40 31.84 90.20 $3,448,330,240 $243,614,240 2.29 33.11 __________________________________________________________________________


Curso 2001/02

__________________________________________________________________________ Minimum Value to Maximum Value Variable(s) for Analysis (/ton) (/ton) __________________________________________________________________________ Tag # 5 Set 1 Copper price $1,340.00 $2,512.50 __________________________________________________________________________ Value Present Value Payback IROR (/ton) Sum of Cash Flows @ 20.00% (years) (percent) __________________________________________________________________________ $1,340.00 $1,458,256,384 -$53,402,532 4.77 16.80 $1,457.25 $1,926,832,896 $18,299,612 3.82 21.06 $1,574.50 $2,389,852,928 $86,048,880 3.20 24.87 $1,691.75 $2,851,582,976 $153,741,728 2.75 28.48 $1,809.00 $3,317,264,128 $223,875,168 2.38 32.11 $1,926.25 $3,782,945,536 $294,008,544 2.09 35.62 $2,043.50 $4,248,155,648 $363,814,368 1.87 38.98 $2,160.75 $4,711,539,712 $432,352,608 1.70 42.15 $2,278.00 $5,174,924,288 $500,891,072 1.55 45.21 $2,395.25 $5,638,308,352 $569,429,120 1.43 48.19 $2,512.50 $6,101,693,440 $637,967,488 1.33 51.09 __________________________________________________________________________ __________________________________________________________________________ Minimum Value to Maximum Value Variable(s) for Analysis (/ton conc.) (/ton conc.) __________________________________________________________________________ Tag # 6 Set 1 transportation $10.00 $50.00 __________________________________________________________________________ Value Present Value Payback IROR (/ton conc.) Sum of Cash Flows @ 20.00% (years) (percent) __________________________________________________________________________ $10.00 $3,233,532,672 $211,264,912 2.44 31.47 $14.00 $3,173,736,192 $202,259,296 2.48 31.00 $18.00 $3,113,939,712 $193,253,664 2.53 30.54 $22.00 $3,054,142,720 $184,248,016 2.57 30.07 $26.00 $2,994,346,240 $175,242,416 2.62 29.61 $30.00 $2,934,549,248 $166,236,816 2.68 29.13 $34.00 $2,874,752,256 $157,231,200 2.73 28.66 $38.00 $2,814,955,776 $148,225,584 2.78 28.19 $42.00 $2,755,159,296 $139,220,016 2.84 27.71 $46.00 $2,695,362,560 $130,214,392 2.90 27.23 $50.00 $2,636,159,488 $121,552,216 2.96 26.77 __________________________________________________________________________


Curso 2001/02

__________________________________________________________________________ Minimum Value to Maximum Value Variable(s) for Analysis (/ton conc.) (/ton conc.) __________________________________________________________________________ Tag # 7 Set 1 smelting $60.00 $97.50 __________________________________________________________________________ Value Present Value Payback IROR (/ton conc.) Sum of Cash Flows @ 20.00% (years) (percent) __________________________________________________________________________ $60.00 $3,009,295,104 $177,493,824 2.61 29.72 $63.75 $2,953,235,712 $169,051,104 2.66 29.28 $67.50 $2,897,176,576 $160,608,320 2.71 28.84 $71.25 $2,841,116,928 $152,165,584 2.76 28.39 $75.00 $2,785,057,280 $143,722,752 2.81 27.95 $78.75 $2,728,998,400 $135,280,048 2.87 27.50 $82.50 $2,672,969,984 $126,855,216 2.92 27.05 $86.25 $2,617,754,112 $118,900,744 2.97 26.63 $90.00 $2,562,538,496 $110,946,224 3.03 26.20 $93.75 $2,507,322,368 $102,991,704 3.08 25.78 $97.50 $2,452,016,896 $95,019,760 3.14 25.35 __________________________________________________________________________


Curso 2001/02

Value & Cost Schedule

Production Set 1

Mina Chalchalera Escuela de Minas YEAR 2001 2002 2003 =================================================================== Tons Mined 0 0 11,343,850 -------------------- --------------------------------------------copper value $0.00 $0.00 $29.67 Gross Value $0.00 $0.00 $29.67 -------------------- --------------------------------------------process 1 value $0.00 $0.00 $29.67 -------------------- --------------------------------------------mining cost $0.00 $0.00 $3.68 milling cost $0.00 $0.00 $4.31 tr. & smelting cost $0.00 $0.00 $7.67 refining cost $0.00 $0.00 $0.09 Total Cost $0.00 $0.00 $15.75 =================================================================== Risk Analysis Risk Data __________________________________________________________________________ Variable(s) Minimum Maximum for Analysis Value Value Units Distribution __________________________________________________________________________ Copper grade

2.250

2.750

(percent)

log

variable cost: ore

$0.68

$0.83

(/ton ore)

norm

variable cost: waste

$0.68

$0.83 (/ton waste)

norm

Copper recovery

69.70

90.20

norm

$1,340.00

$2,512.50

Copper price transportation

$10.00

(percent) (/ton)

$50.00 (/ton conc.)

skew norm

smelting $60.00 $97.50 (/ton conc.) norm __________________________________________________________________________ (*) denotes dependent variable Risk Summary __________________________________________________________________________ Sum of Present Value Pay Back Item Cash Flows @ 20.00% Period IROR __________________________________________________________________________ Mean Value

:

$2,540,898,816

$108,546,112

3.16 yrs

25.94%

Minimum Value Maximum Value

: :

$1,426,641,152 $4,954,092,544

-$58,145,084 $468,228,128

1.62 yrs 4.85 yrs

16.51% 43.76%

Std. Deviation : $637,645,504 $94,668,728 0.66 yrs 5.03% ______________________________________________________________________


Curso 2001/02 Cash Flow Schedule Mina Chalchalera Escuela de Minas

YEAR 2001 2002 2003 =================================================================== Revenues 0 0 336,544,800 salvage 0 0 0 royalties 0 0 0 operating costs 0 0 -178,629,344 expensed capital -26,600,000 -42,875,000 0 depreciation -9,945,000 -19,548,386 -16,247,485 property tax -215,110 -241,287 -225,039 severance tax 0 0 0 interest expense 0 0 0 reclamation 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Income Before Deplet -36,760,112 -62,664,672 141,442,928 depletion 0 0 -37,285,600 loss carry frwd. 0 -36,760,112 -99,424,784 state tax 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Net Fed. Taxable Inc -36,760,112 -99,424,784 4,732,544 federal tax 0 0 -8,403,629 -------------------- --------------------------------------------Net After Tax -36,760,112 -99,424,784 -3,671,085 depreciation 9,945,000 19,548,386 16,247,485 depletion 0 0 37,285,600 loss frwd 0 36,760,112 99,424,784 working capital 0 0 -10,260,000 total capital -225,055,008 -45,725,000 0 loan principal 0 0 0 JV capital 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Net After Tax C.F. -251,870,128 -88,841,288 139,026,784 partner share 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Net Cash Flow -251,870,128 -88,841,288 139,026,784 Cummulative -251,870,128 -340,711,424 -201,684,640


Curso 2001/02

Cash Flow Schedule Mina Chalchalera Escuela de Minas YEAR 2004 2005 2006 =================================================================== Revenues 336,544,800 336,544,800 336,544,800 salvage 0 0 0 royalties 0 0 0 operating costs -178,629,344 -178,629,344 -178,629,344 expensed capital -7,000,000 -7,000,000 -7,000,000 depreciation -14,165,852 -12,850,400 -11,170,400 property tax -213,873 -204,023 -195,852 severance tax 0 0 0 interest expense 0 0 0 reclamation 0 -5,000,000 0 -------------------- --------------------------------------------Income Before Deplet 136,535,728 132,861,040 139,549,200 depletion -37,285,600 -37,285,600 -37,285,600 loss carry frwd. 0 0 0 state tax 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Net Fed. Taxable Inc 99,250,128 95,575,440 102,263,600 federal tax -34,737,544 -33,451,404 -35,792,260 -------------------- --------------------------------------------Net After Tax 64,512,584 62,124,036 66,471,340 depreciation 14,165,852 12,850,400 11,170,400 depletion 37,285,600 37,285,600 37,285,600 loss frwd 0 0 0 working capital 0 0 0 total capital -3,000,000 -3,000,000 -3,000,000 loan principal 0 0 0 JV capital 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Net After Tax C.F. 112,964,032 109,260,032 111,927,344 partner share 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Net Cash Flow 112,964,032 109,260,032 111,927,344 Cummulative -88,720,608 20,539,424 132,466,768 ===================================================================



YEAR 2007 2008 2009 =================================================================== Revenues 336,544,800 336,544,800 336,544,800 salvage 0 0 0 royalties 0 0 0 operating costs -178,629,344 -178,629,344 -178,629,344 expensed capital 0 0 0 depreciation -7,495,401 -12,243,942 -14,351,669 property tax -188,357 -226,113 -211,761 severance tax 0 0 0 interest expense 0 0 0 reclamation 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Income Before Deplet 150,231,696 145,445,408 143,352,032 depletion -37,285,600 -37,285,600 -37,285,600 loss carry frwd. 0 0 0 state tax 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Net Fed. Taxable Inc 112,946,096 108,159,808 106,066,432 federal tax -39,531,132 -37,855,932 -37,123,252 -------------------- --------------------------------------------Net After Tax 73,414,960 70,303,872 68,943,184 depreciation 7,495,401 12,243,942 14,351,669 depletion 37,285,600 37,285,600 37,285,600 loss frwd 0 0 0 working capital 0 0 0 total capital 0 -50,000,000 0 loan principal 0 0 0 JV capital 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Net After Tax C.F. 118,195,960 69,833,416 120,580,448 partner share 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Net Cash Flow 118,195,960 69,833,416 120,580,448 Cummulative 250,662,720 320,496,128 441,076,576 ===================================================================



YEAR 2010 2011 2012 =================================================================== Revenues 336,544,800 336,544,800 336,544,800 salvage 0 0 0 royalties 0 0 0 operating costs -178,629,344 -178,629,344 -178,629,344 expensed capital 0 0 0 depreciation -10,253,127 -7,154,168 -5,369,198 property tax -201,508 -194,354 -188,985 severance tax 0 0 0 interest expense 0 0 0 reclamation -50,000,000 0 0 -------------------- --------------------------------------------Income Before Deplet 97,460,832 150,566,928 152,357,264 depletion -37,285,600 -37,285,600 -37,285,600 loss carry frwd. 0 0 0 state tax 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Net Fed. Taxable Inc 60,175,232 113,281,328 115,071,664 federal tax -21,061,332 -39,648,464 -40,275,084 -------------------- --------------------------------------------Net After Tax 39,113,900 73,632,864 74,796,576 depreciation 10,253,127 7,154,168 5,369,198 depletion 37,285,600 37,285,600 37,285,600 loss frwd 0 0 0 working capital 0 0 0 total capital 0 0 0 loan principal 0 0 0 JV capital 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Net After Tax C.F. 86,652,624 118,072,632 117,451,376 partner share 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Net Cash Flow 86,652,624 118,072,632 117,451,376 Cummulative 527,729,216 645,801,856 763,253,248 ===================================================================



YEAR 2013 2014 2015 =================================================================== Revenues 336,544,800 336,544,800 336,544,800 salvage 0 0 0 royalties 0 0 0 operating costs -178,629,344 -178,629,344 -178,629,344 expensed capital 0 0 0 depreciation -5,369,198 -5,369,198 -10,280,841 property tax -183,616 -178,247 -217,966 severance tax 0 0 0 interest expense 0 0 0 reclamation 0 0 -5,000,000 -------------------- --------------------------------------------Income Before Deplet 152,362,640 152,368,016 142,416,640 depletion -37,285,600 -37,285,600 -37,285,600 loss carry frwd. 0 0 0 state tax 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Net Fed. Taxable Inc 115,077,040 115,082,416 105,131,040 federal tax -40,276,964 -40,278,844 -36,795,864 -------------------- --------------------------------------------Net After Tax 74,800,080 74,803,568 68,335,176 depreciation 5,369,198 5,369,198 10,280,841 depletion 37,285,600 37,285,600 37,285,600 loss frwd 0 0 0 working capital 0 0 0 total capital 0 0 -50,000,000 loan principal 0 0 0 JV capital 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Net After Tax C.F. 117,454,880 117,458,368 65,901,616 partner share 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Net Cash Flow 117,454,880 117,458,368 65,901,616 Cummulative 880,708,096 998,166,464 1,064,068,096 ===================================================================



YEAR 2016 2017 2018 =================================================================== Revenues 336,544,800 336,544,800 336,544,800 salvage 0 0 0 royalties 0 0 0 operating costs -178,629,344 -178,629,344 -178,629,344 expensed capital 0 0 0 depreciation -13,151,669 -9,653,127 -7,154,168 property tax -204,814 -195,161 -188,007 severance tax 0 0 0 interest expense 0 0 0 reclamation 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Income Before Deplet 144,558,976 148,067,168 150,573,280 depletion -37,285,600 -37,285,600 -37,285,600 loss carry frwd. 0 0 0 state tax 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Net Fed. Taxable Inc 107,273,376 110,781,568 113,287,680 federal tax -37,545,680 -38,773,548 -39,650,688 -------------------- --------------------------------------------Net After Tax 69,727,696 72,008,016 73,636,992 depreciation 13,151,669 9,653,127 7,154,168 depletion 37,285,600 37,285,600 37,285,600 loss frwd 0 0 0 working capital 0 0 0 total capital 0 0 0 loan principal 0 0 0 JV capital 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Net After Tax C.F. 120,164,960 118,946,744 118,076,760 partner share 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Net Cash Flow 120,164,960 118,946,744 118,076,760 Cummulative 1,184,233,088 1,303,179,776 1,421,256,576 ===================================================================



YEAR 2019 2020 2021 =================================================================== Revenues 336,544,800 336,544,800 336,544,800 salvage 0 0 0 royalties 0 0 0 operating costs -178,629,344 -178,629,344 -178,629,344 expensed capital 0 0 0 depreciation -5,369,198 -5,369,198 -5,369,198 property tax -182,638 -177,268 -171,899 severance tax 0 0 0 interest expense 0 0 0 reclamation 0 -5,000,000 0 -------------------- --------------------------------------------Income Before Deplet 152,363,616 147,368,992 152,374,352 depletion -37,285,600 -37,285,600 -37,285,600 loss carry frwd. 0 0 0 state tax 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Net Fed. Taxable Inc 115,078,016 110,083,392 115,088,752 federal tax -40,277,304 -38,529,188 -40,281,064 -------------------- --------------------------------------------Net After Tax 74,800,712 71,554,208 74,807,688 depreciation 5,369,198 5,369,198 5,369,198 depletion 37,285,600 37,285,600 37,285,600 loss frwd 0 0 0 working capital 0 0 0 total capital 0 0 0 loan principal 0 0 0 JV capital 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Net After Tax C.F. 117,455,504 114,209,008 117,462,480 partner share 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Net Cash Flow 117,455,504 114,209,008 117,462,480 Cummulative 1,538,712,064 1,652,921,088 1,770,383,616 ===================================================================



YEAR 2022 2023 2024 =================================================================== Revenues 336,544,800 336,544,800 336,544,800 salvage 0 0 0 royalties 0 0 0 operating costs -178,629,344 -178,629,344 -178,629,344 expensed capital 0 0 0 depreciation -10,280,841 -13,151,669 -9,653,127 property tax -211,618 -198,467 -188,814 severance tax 0 0 0 interest expense 0 0 0 reclamation 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Income Before Deplet 147,422,992 144,565,328 148,073,520 depletion -37,285,600 -37,285,600 -37,285,600 loss carry frwd. 0 0 0 state tax 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Net Fed. Taxable Inc 110,137,392 107,279,728 110,787,920 federal tax -38,548,088 -37,547,904 -38,775,772 -------------------- --------------------------------------------Net After Tax 71,589,304 69,731,824 72,012,144 depreciation 10,280,841 13,151,669 9,653,127 depletion 37,285,600 37,285,600 37,285,600 loss frwd 0 0 0 working capital 0 0 0 total capital -50,000,000 0 0 loan principal 0 0 0 JV capital 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Net After Tax C.F. 69,155,744 120,169,088 118,950,872 partner share 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Net Cash Flow 69,155,744 120,169,088 118,950,872 Cummulative 1,839,539,328 1,959,708,416 2,078,659,328 ===================================================================



YEAR 2025 2026 2027 =================================================================== Revenues 336,544,800 336,544,800 336,544,800 salvage 0 0 0 royalties 0 0 0 operating costs -178,629,344 -178,629,344 -178,629,344 expensed capital 0 0 0 depreciation -7,154,168 -5,369,198 -5,369,198 property tax -181,659 -176,290 -170,921 severance tax 0 0 0 interest expense 0 0 0 reclamation -5,000,000 0 0 -------------------- --------------------------------------------Income Before Deplet 145,579,616 152,369,968 152,375,328 depletion -37,285,600 -37,285,600 -37,285,600 loss carry frwd. 0 0 0 state tax 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Net Fed. Taxable Inc 108,294,016 115,084,368 115,089,728 federal tax -37,902,904 -40,279,528 -40,281,404 -------------------- --------------------------------------------Net After Tax 70,391,112 74,804,840 74,808,320 depreciation 7,154,168 5,369,198 5,369,198 depletion 37,285,600 37,285,600 37,285,600 loss frwd 0 0 0 working capital 0 0 0 total capital 0 0 0 loan principal 0 0 0 JV capital 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Net After Tax C.F. 114,830,880 117,459,632 117,463,120 partner share 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Net Cash Flow 114,830,880 117,459,632 117,463,120 Cummulative 2,193,490,176 2,310,949,888 2,428,412,928 ===================================================================



YEAR 2028 2029 2030 =================================================================== Revenues 336,544,800 336,544,800 336,461,504 salvage 0 0 3,413,802 royalties 0 0 0 operating costs -178,629,344 -178,629,344 -178,585,136 expensed capital 0 0 0 depreciation -5,369,198 -3,137,984 -2,413,802 property tax -165,552 -162,414 0 severance tax 0 0 0 interest expense 0 0 0 reclamation 0 0 -10,000,000 -------------------- --------------------------------------------Income Before Deplet 152,380,704 154,615,056 148,876,368 depletion -37,285,600 -37,285,600 -37,276,376 loss carry frwd. 0 0 0 state tax 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Net Fed. Taxable Inc 115,095,104 117,329,456 111,599,992 federal tax -40,283,288 -41,065,308 -39,059,996 -------------------- --------------------------------------------Net After Tax 74,811,816 76,264,144 72,540,000 depreciation 5,369,198 3,137,984 2,413,802 depletion 37,285,600 37,285,600 37,276,376 loss frwd 0 0 0 working capital 0 0 10,260,000 total capital 0 0 0 loan principal 0 0 0 JV capital 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Net After Tax C.F. 117,466,608 116,687,728 122,490,176 partner share 0 0 0 -------------------- --------------------------------------------Net Cash Flow 117,466,608 116,687,728 122,490,176 Cummulative 2,545,879,552 2,662,567,168 2,785,057,280

PROGRAMA SHERPA 0 Introducción La empresa norteamericana Aventurine Mine Cost Engineering es la distribuidora de este programa, así como de otros también dedicados a la estimación de los costes mineros. El funcionamiento de la aplicación que aquí se describe corresponde a la versión de 1998 bajo D.O.S., y requiere la previa contratación de una licencia de uso, que se traduce en la instalación de un dispositivo específico (“llave”) que también entrega la distribuidora, sin el cual el programa no puede arrancar. Existen dos variantes del programa, una para minería a cielo abierto (“surface mines”) y otra para minería subterránea. Ambas versiones tienen en común la mayor parte del procedimiento, por lo que describiendo una de ellas, se tendrá una idea bastante aproximada de la otra, si bien, la mayor complejidad que presenta la minería subterránea, cuyos métodos de explotación son (en cantidad y parámetros) mucho más diversos que los de superficie, hace que este último sea el programa más utilizado con gran diferencia sobre el de interior. Por este motivo, se detallarán aquí los datos y resultados obtenidos en el de minería a cielo abierto, sin detrimento de que la versión para minería de interior pueda ser estudiada sobre los propios manuales que la distribuidora pone a disposición de sus clientes.

1

Objetivo del programa

Con este programa se consiguen los costes operativos y las inversiones de la operación minera, exclusivamente. A este respecto es sumamente versátil, además de aportar soluciones de cantidad y calidad de la maquinaria que debe utilizarse para cada objetivo de producción.

2

Entrada de datos

Por supuesto, ni este programa ni ningún otro (que se sepa) permite diseñar una mina “automáticamente”. Todas las aplicaciones, incluso las que puedan parecer más generales (como Topografía, Dibujo o Contabilidad) requieren un conocimiento previo

importante de la técnica de que se trate, por parte del usuario del programa, y los resultados serán mejores en función del nivel de conocimientos de éste. Lo que hace este programa, igual que los otros mencionados, es ahorrar tiempo de cálculo, pero nunca conocimientos de la materia. Y además, antes de entrar en él, hay que llevar una idea bastante concreta y detallada del procedimiento de laboreo que vaya a utilizarse en la explotación del yacimiento. Conocidos los parámetros, que ahora veremos, puede iniciarse el programa y comenzar a proporcionársele datos. Finalmente mencionaremos que el programa permite utilizar unidades británicas o métricas, si bien, una vez seleccionado un sistema no transforma automáticamente los datos al otro (incluso el fichero se guarda con una extensión diferente, según el sistema de unidades utilizado)

2.1

Menú A todas las pantallas se accede, directa o indirectamente, desde el menú principal, que tiene cuatro grandes submenús disponibles: •

Datos de entrada

•

Equipo

•

Resultados

•

Utilidades

No van a detallarse aquí la forma en que hay que mover el cursor para llegar a cada una de ellas, ya que el objetivo de estas líneas es conocer lo que puede obtenerse a través del programa y qué datos hay que facilitarle, pero no el detalle de cómo moverse dentro de la aplicación que está perfectamente explicado en el manual, así como en las indicaciones que las propias pantallas contienen. Existen doce pantallas (submenús) para la entrada de los datos iniciales: •

Producción (dos pantallas)

•

Yacimiento

•

Suministros y materiales

•

Costes unitarios laborales

•

Equipo (dos pantallas)

•

Costes unitarios del equipo (dos pantallas)

•

Coste de adquisición del equipo

•

Coste del desmonte

•

Costes horarios laborales

•

Resumen

Aunque no importa el orden en que se acceda a las pantallas, es recomendable seguir el orden lógico que estas presentan. El acceso directo a cualquiera de ellas será el procedimiento que se utilizará cuando, ya obtenidos los primeros resultados, se intenten mejorar modificando algunos de los datos de entrada. A partir de ese momento es cuando más útil resultará esta infraestructura informática.

2.2

Tipos de datos

Existen tres tipos de datos, en función de su libertad de asignación: •

El dato de entrada normal, en el que la información que se introduce es absolutamente libre, y no tiene ninguna restricción

•

La entrada que dispone de datos por defecto: para costes de adquisición de equipo u otros similares, el programa dispone de información orientativa que puede ser utilizada a falta de otra más fiable. Naturalmente, antes de dar por buenos los resultados obtenidos, habrá que contratar la veracidad, o al menos, la verosimilitud de los datos aceptados, especialmente la de aquellos que sean más sensibles a los resultados finales.

•

Datos relacionados con otras secciones. Si en una sección hemos determinado que vamos a utilizar, por ejemplo diez volquetes de un determinado tamaño, en otra no deben introducirse datos correspondientes a cantidades o calidades diferentes.

2.3

Ayuda

También se dispone de una función de ayuda para determinados datos, tales como densidades de diversos materiales o explicaciones suplementarias sobre el tipo de información que se está demandando.

2.4

Ficheros

Dada la considerable cantidad de datos a introducir sería lamentable tener que hacerlo cada vez que se pasa el programa, por lo que éste dispone de un conjunto de utilidades para los ficheros de datos entre las que están, lógicamente, la lectura y grabación de los

mismos desde cualquiera de los soportes informáticos de la instalación (disco duro y disquete, principalmente)

2.5

Listados

Existen dos tipos de salidas impresas de la información tratada en esta aplicación: •

La información que aparece en una determinada pantalla, es siempre posible transmitirla a la impresora (o a un fichero para su ulterior tratamiento en otros programas: hojas de cálculo, procesadores de texto,…) pulsando la tecla de función F5.

•

La otra información que puede conseguirse es el Resumen del Proyecto completo, seleccionado el submenú “Print” de la fila “Utility”, dentro del menú principal.

3

Procedimiento

Como ya se ha mencionado, los primeros datos a introducir son los de identificación del proyecto, a fin de que los listados puedan ser posteriormente utilizados adecuadamente.

3.1

Datos de producción

En primer lugar, los datos generales del yacimiento: •

Tonelaje total a extraer de mineral

•

Horas por relevo

•

Relevos por día

•

Días trabajados al año

•

Tonelaje a desmontar antes del comienzo de la producción

En cuanto al mineral: •

Producción diaria

•

Desglose de los tramos de su transporte. En cada uno de ellos hay que mencionar distancia y pendiente. Admite un máximo de 6 tramos.

La misma información para el estéril. Es de observar que sólo se considera un recorrido para el mineral y otro para el estéril, por lo que, en caso de varios, deben considerarse los recorridos medios ponderados o bien, simulaciones de cada uno de ellos por separado. En el caso del desmonte previo,

debe calcularse de forma individual previamente, ya que los recorridos anteriores se refieren a la fase de producción.

3.2

Datos del depósito mineral

Se comienza con los datos del mineral: •

Densidad en banco (in situ)

•

Porcentaje de esponjamiento cuando se extrae y apila

•

Consumo específico de explosivo (g/t)

•

Factor de carga del barreno (%)

•

Velocidad media de perforación (m/h)

•

Altura del banco (m)

•

Resistencia a la rodadura

•

Factor de llenado del cazo de la excavadora (%)

•

Factor de llenado del volquete (%)

•

Disponibilidad media de la excavadora

•

Disponibilidad media del volquete

A continuación se introducen los mismos datos referidos a la operación del estéril. Finalmente, se suministran algunos datos suplementarios de la mina: •

Volumen medio de agua producida (l/min)

•

Altura media de bombeo

•

Densidad del explosivo

•

Duración media de las bocas de perforación

•

Duración media de las barras de perforación.

•

Eficiencia media del operador de la maquinaria (%)

3.3

Datos de costes de los suministros

A continuación se introducen los precios previstos para: •

Gasóleo

•

Electricidad

•

Explosivo

•

Detonadores

•

Iniciadores (dinamita)

•

Bocas

•

Barras

•

Cordón detonante

•

Tasa de impuestos sobre ventas (sólo los que supongan gasto)

3.4

Datos de costes variables del personal

Hay que tener en cuenta el coste completo del personal, incluyendo la Seguridad Social y otros suplementos que corran por cuenta de la empresa. •

Perforación ($/h)

•

Voladura

•

Carga

•

Transporte

•

Servicios mina

•

Servicios generales

•

Mecánicos

•

Auxiliares de mantenimiento

•

Peones

3.5

Datos de costes del personal de supervisión

Salario anual del •

Director

•

Superintendente

•

Capataces

•

Ingenieros

•

Geólogos

•

Técnicos

•

Logística

•

Personal

•

Secretaría

•

Auxiliares

A lo anterior, se añade un porcentaje de “Misceláneos” para costes de operación.

3.6

Equipo

SE trata del coste completo de la inversión por cada máquina y se desglosa en tres grupos: mineral, estéril y general. Para los dos primeros hay que especificar los mismos datos: •

Excavadoras

•

Volquetes

En el grupo general están incluidas: •

Perforadoras

•

Bulldozers

•

Motoniveladoras

•

Camiones de riego

•

Camionetas de neumáticos

•

Vehículos de explosivo a granel

•

Instalaciones de iluminación

•

Bombas

•

Camionetas (“Pick-up”)

3.7

Datos de costes del equipo

En este punto (igual que en otros anteriores) puede optarse por aceptar los datos por defecto que posee el programa o utilizar datos propios obtenidos de la práctica diaria. Este submenú tiene por objeto introducir los consumos unitarios de cada una de las máquinas que constituyen el equipo de operación. Entre los apartados de esta sección están: •

Gasóleo

•

Electricidad

•

Lubricante

•

Repuestos para reparaciones

•

Mano de obra para reparaciones

•

Cadenas y otras piezas de desgaste

•

Neumáticos

3.8

Otros datos de inversiones para la explotación

Están divididos en tres grupos: edificios y estructuras, mina y proyecto. En cuanto a las estructuras, hay que facilitar los datos de: •

Almacenes (superficie y precio unitario)

•

Vestuarios (idem)

•

Oficinas

•

Talleres

•

Almacenillo de nagolita (capacidad) y precio unitario

La infraestructura de la mina comprende: •

Desmonte previo (tonelaje y precio unitario)

•

Rampas y viales

•

Sistema eléctrico

•

Otros desarrollos

Finalmente, el proyecto incluye datos económicos como: •

Honorarios de ingeniería (%)

•

Honorarios de dirección de proyecto

•

Capital circulante (días de producción)

•

Contingencias (%) o imprevistos

Con esta información quedan completados los datos de entrada que necesita el programa.

4

Resultados

El “output” comprende detalles de algunos capítulos, cuyo listado puede obtenerse específicamente a través de volcar la pantalla (con F5), de los que presentaremos como muestra los siguientes:

4.1

Resumen

de

costes

operativos

de

suministros

materiales Con el mismo detalle que se desglosaron los datos de entrada se obtienen ahora: •

Cantidad consumida por día

y

•

Coste diario de cada suministro o material

•

Coste por tonelada de mineral, con lo que puede verse, cuáles, de todos los suministros, afectan al coste final y en qué proporción.

4.2

Resumen de costes operativos laborales

Análogamente, podemos conocer el número de empleados, su coste diario y por tonelada de mineral extraída, así como los costes unitarios del personal de supervisión.

4.3

Resumen de costes operativos del equipo

También puede conocerse, con el mismo desglose que se haya facilitado en el “input”, las horas de utilización de cada tipo de máquina, el consumo diario de gasóleo, lubricante energía eléctrica, …y, finalmente, el resumen de inversiones previstas en maquinaria, desglosándose: •

Tipo de máquina

•

Tamaño de la máquina

•

Número de unidades de cada tipo

•

Precio total de cada una

•

Importe total invertido en cada tipo de maquinaria, y,

•

Importe total de la inversión en equipo

4.4

Otras inversiones

Desglosado en los grupos antes mencionados, puede obtenerse la inversión en infraestructuras y proyecto, dando finalmente la cifra total de la inversión inicial.

4.5

Resumen de costes

Viene desglosado, como es lógico, en dos grupos: costes operativos e inversiones (lo que los americanos llaman “capital costs”). En ambos grupos se obtienen las cifras totales desglosadas por capítulos, y, en el primero, que es el único en el que puede utilizarse con propiedad la palabra “costes” se desglosa el coste diario y por tonelada de mineral. En el grupo de inversiones, se detallan los siguientes datos: •

Número de unidades de cada tipo de máquina

•

Vida útil, en años

•

Importe de la inversión en cada máquina (donde debe incluirse no sólo su precio de venta, sino el completo de adquisición hasta que se pone en marcha: transporte, aduanas, etc)

Por cierto, que el IVA de Aduana, como el de cualquier otro bien o servicio nacional, no constituye gasto ni inversión, a menos que la empresa haya solicitado y obtenido exención de IVA por algún motivo excepcional.

5

Comentarios finales

Estamos, pues, ante otro programa realmente útil para la planificación y evaluación previa de la explotación de una mina. Es menos amplio que el Apex, ya que se restringe a la operación mienra propiamente dicha y no entra en estudios de rentabilidad por falta de información. Sin embargo, el coste de la operación minera lo estudia con toda profundidad, constituyendo una herramienta de indudable utilidad para el ingeniero que planifica o diseña una mina.

Laboreo_IV_-_Evalucion_y_Planificacion_Minera

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