Valuacion de Mina

UNIVERSIDAD NACIONAL DE CAJAMARCA FACULTAD DE INGENIERÍA Escuela Académico Profesional de Ingeniería de minas

INFORME DE: “VALUACION DE MINA ALPAMAYO ”

ALUMNO:

CARRASCO MENDO, Welser . GALLARDO NOVOA, Manuel CORTEZ LUCANO, Misael CURSO: Valuacion de minas y analisis Financiero. DOCENTE:

Ing Juan Andres Andres Rozas Guzman Guzman . Universidad Nacional de Cajamarca. Cajamarca – Perú Perú Cajamarca – Perú Perú T. FECHA: 17 de Octubre del 2017 CICLO:

VIII

UNIVERSIDAD NACIONAL DE CAJAMARCA Facultad de Ingeniería

Este ejercicio ha sido desarrollado por el equipo de Alumnos de la asignatura de valuación de minas minas y analisis Financiero, del

de la la Escuela Escuela academic

profecional de Ingenieria de Minas de la Universidad nacional de Cajamarca, 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 2011 Su nombre, “ ALPAMAYO ALPAMAYO ”, al igual que el resto de los datos, son absolutamente imaginarios y no se corresponden con los de ninguna explotación real presente o pasada. La principal motivacion que nos lleva hacer este calculo de valores reales son la investigacion, desarrollo de tesis a largo plaza y entendimiento entendimie nto del curso para poder compartirlo con nuestros profesores y compañeros asi Tambien con nuestra alma mater la Universidad nacional de Cajamarca. Cajamarc a.

2


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 costs.

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 3


El Yacimiento se encuentra en la reguion Junin provincial de Alpamayo 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. El mineral conformara parte de la explotacion de por f lotacion

200 50

2100 2500

Figura 1: Esquema del yacimiento

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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.

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 m 2, o bien, 375 ha.

200 50

2100 2500

Figura 2: Sección longitudinal

200 50

1100 1500

Figura 3: Sección transversal

5


0 0 5 1

0 0 1 1

2100 2500

Figura 4: Planta de la explotación El mineral ocupa un paralelepípedo de 50 x 1100 x 2100 ocupando un volumen de 115,5 x 10 6 m3, que multiplicado por la densidad (2,75) nos da la masa equivalente, 317 625 000 t.

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 Mm 3 aproximadamente. Deduciendo 115,5 correspondientes al mineral, del total de 600, quedan 484,5 Mm 3 de estéril a extraer, o su equivalente en toneladas, 1.211,25 Mt.

La figura que contiene el estéril y el mineral a extraer tiene un volumen de 600 Mm3.

Para calcular la relación final estéril / mineral en peso, es necesario calcular: Peso del mineral: 115,5 x 10 6 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 m 3 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.

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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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 317,625 0,25 = 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

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 8


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

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)

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0 0 5 1

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 m 3 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 Mm 3 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 de mineral buscados.

0 0 4

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 10


En cuanto a la magnitud del desmonte (volumen de estéril extraído), utilizando el mismo procedimiento anterior, resulta un total de 29 400 000 m 3 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.

Descontando al volumen del estéril el del desmonte, la nueva relación E / M queda en: (1211,25 – 73,5) / 317,6 = 3,58

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.

¿Qué capacidad ha de tener la escombrera y qué espacio ocupará? Para estos cálculos necesitaremos algunas hipótesis suplementarias: 

factor de esponjamiento del 50% (1 m 3 in situ ocupa 1,5 m 3 en suelto)



altura máxima, 50 m



Talud final máximo 1:3 (3 m en horizontal para subir 1 m).

El volumen de la mina es 600 Mm 3, y el del estéril, 484,5 Mm 3. Al esponjarse, el estéril ocuparía 484,5 x 1,5 = 726,75 Mm 3. Rellenando el hueco completo de la mina, quedarían aún sin poder entrar: 726,75 – 600 = 126, 75 Mm 3. 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 m 3 que no podrán transferirse al hueco. En consecuencia, la escombrera debe preverse para: 126,75 + 7,77 = 134,5 Mm 3

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(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.)

Sobre una altura máxima de 50 m, y teniendo en cuenta los taludes admisibles (1:3) supondremos una altura media para los cálculos previos de 40 m. 0 0 5 1

Mina 0 0 2

0 0 7 1

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 Mm 3, 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.

El estéril extraído durante el desmonte ocupa un volumen de 29,4 x 1,5 = 44,1 Mm 3, por lo que, sobre una superficie de 3,4 Mm 2 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. 12


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 Mm 3. Sobre una profundidad media de 50 m, se requeriría una superficie de unas 550 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.

A fin de preparar los datos para los cálculos económicos, necesitamos estimar los perfiles de transporte de los diversos materiales en cada momento.

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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0 0 5 1

Mina

0 0 7 200 1

Escombrera 2000

500

Figura 8: Recorrido medio en el desmonte

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 Mm 3 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 %

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 Mm 3 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 m 3 = 1 512 500 t que corresponden a 1 512 500 x 3,58 / 2,5 = 2 165 900 m 3 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). 14


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

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 28 años) 0 0 5 1

Estéril transferido

1165

500

835

Figura 10: Situación a la mitad de la producción (D+14)

15


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

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%)

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. EXCA VADORA 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 “pr opiedad” asciende a 142,8 $ / h. 16


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

OTR AS MÁQUINAS

Volquetes CAT 789,

190 $/h

Tractores D10,

106 $/h

Moto niveladoras 16 G,

59 $/h

Camiones de riego,

100 $/h

Tractores de ruedas CAT 824,

65 $/h

Camionetas pick-up,

6 $/h

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.

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) 17


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.

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.

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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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)



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)

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%



Agua producida en la mina, 1000 l / min. (equivale a 700 l/ m 2 /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%

19


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

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 perf iles 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)



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 20




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



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.



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$, 21


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.

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 $



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$



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$

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 m 3 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. 22


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.

23

Valuacion de Mina

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