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UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERÍA FACULTAD DE INGENIERÍA GEOLÓGICA, MINERA Y METALÚRGICA
TESIS
EVALUACION ECONOMICA PARA EL REINICIO DE LAS
OPERACIONES MINERAS AZULCOCHA
PARA OBTENER EL TÍTULO PROFESIONAL DE
INGENIERO DE MINAS
ELABORADO POR
JORGE RALPH PAREDES TAFUR
ASESOR
M.Sc. ING. JOSE ANTONIO CORIMANYA MAURICIO
LIMA-PERU 2016
DEDICATORIA
Dedico esta Tesis a nuestro Señor Jesucristo, por
guiarme en el camino de la vida y darme siempre
oportunidades de mejora, a mi madre Vilma Elena
Tafur Espichan, a mi abuelita QEPD Elena
Espichan Aguirre Vda. de Tafur, por siempre estar
a mi lado y apoyarme en todo, a la familia Paredes,
por su confianza constante y a mis amigos de la
Universidad Nacional de Ingeniería, por estar
siempre en las buenas y en las malas.
AGRADECIMIENTO
Agradezco al Ingeniero Luis Hernández
Magallanes, por ser mi mentor y maestro en cada
día de trabajo. A los docentes de la facultad de
Ingeniería Geológica, Minera y Metalúrgica, en
especial a la Escuela de Minas, por el apoyo y sus
enseñanzas en la elaboración de esta Tesis.
Gracias infinitas.
RESUMEN
La mina Azulcocha se ubica en los Andes del Perú Central, en el distrito de
Tomas, perteneciente a la provincia de Yauyos, departamento de Lima. Basado
en el sistema UTM y usando como base el PSAD 56. La altura sobre el nivel del
mar varía de 4,200 a 4,600 msnm.
Es accesible desde Lima por 2 rutas: a) Lima-La Oroya-Pachacayo-Mina
Azulcocha, con un total de 270 km, b) Lima-Cañete-Lunahuaná-Yauricocha-
Mina Azulcocha, con un total de 370 km.
La mina Azulcocha cuenta con acuerdo con las comunidades dentro del área
donde se encuentra la UEA Azulcocha por medio de Contratos de
Arrendamiento hasta el año 2025. Dichos contratos contemplan participación de
los comuneros en la mano de obra del proyecto, apoyos sociales en educación,
salud o temas técnicos a favor de las comunidades.
El Cuerpo de Azulcocha es un complejo estructuralmente controlado, con un
depósito mineral de sulfuro de zinc / óxido de manganeso tipo reemplazamiento
en rocas carbonatadas. El Cuerpo tiene una forma elíptica con dimensiones
máximas de 450 metros de Rumbo (N84°E) de hasta 50 a 60 metros de ancho,
por 160 metros en profundidad (Buzamiento: 42 º S). Los registros antiguos de
la mina reportan que las toneladas producidas, más la estimación de Randy
Henkle sugieren un volumen original total del cuerpo en orden de los 2.5
millones de metros cúbicos
La estimación se realizó utilizando 24 secciones paralelas con las
interpretaciones del cuerpo Azulcocha, en los cuales se proyectó 10 metros por
cada dirección perpendicular de la sección, el cálculo del volumen es utilizando
el área del polígono por la longitud de proyección total (20 metros), este
proceso de cálculo de volúmenes se repite en todas las secciones
interpretadas.
Para el inventario de recursos se ha estimado un Cut-Off de 5.07% de Zn, ya
que por efecto de dilución en 20% la ley final a procesar en planta será de
4.41% de Zn., bajo el escenario de producción de 500tpd el primer año, el cual
considera un costo de mineral de 55.87 $/tm y luego se incrementaría la
producción a 1000 tpd con un costo de mineral de 37.68 $/tm por los 3 años
siguientes
El método de minado a usar es el de hundimiento por subniveles el cual es un
método de minado masivo basado en la utilización del flujo gravitacional del
mineral fragmentado mediante perforación y voladura y el hundimiento de la
roca estéril de la caja techo.
La recuperación metalúrgica para el zinc, producto principal, es de 88 % con un
grado de concentrado de 58,00 %. Esto es, cuando se trate mineral 100%
fresco.
La mina Azulcocha cuenta con una capacidad para alojamiento de personal de
456 personas, distribuidas en 8 pabellones.
La U.E.A. Azulcocha cuenta con la aprobación de su Estudio de Impacto
Ambiental para la Explotación y Beneficio de 500 TM/día, con Resolución
Directorial Nº046-2009-MEM-AAM de febrero del 2009.
Durante el 2010 se realizó la Modificación del EIA para los componentes de
relavera y canteras, el cual ha sido aprobado mediante Resolución Directorial
Nº126-2011-MEM-AAM de abril del 2011.
El campamento, la planta metalúrgica, las canchas de relave, las desmonteras y
oficinas administrativas, se encuentran ubicados dentro de las concesiones
mineras que le corresponden a la mina Azulcocha
El costo de Inversión estimado para la puesta en operación del proyecto
Azulcocha será de US$5.0 M.
La evaluación financiera ha sido realizada para contar con un flujo de caja y una
evaluación de sensibilidad a partir del efecto que pueda dar aumento o
disminución del valor del metal de zinc en el mercado. El flujo de caja del
proyecto Azulcocha ha dado como resultado un VAN de US$ 6 792,342.43,
calculado con una tasa de 15 %. El TIR es de 62% y el Pay Back es de 02 años
con dos meses, considerando un precio del Zinc de US$/Tm 1793.49
La evaluación de sensibilidad del VAN nos da como resultado que el primer
factor influyente es el precio del zinc, en segundo lugar el porcentaje de
recuperación metalúrgica, sin dejar de lado la influencia de los costos de
operación y de planta para 500tpd el primer año y 1000 tpd para el segundo,
tercer y cuarto año.
Según el análisis financiero, bajo una producción de 500 tpd, el proyecto no es
rentable, siendo la única opción, incrementar el tonelaje a 1000 tpd, debido a
las leyes de zinc (5.5% y 7%), alto costo de comercialización y bajos precios del
zinc en la actualidad. Esto significaría ampliar la capacidad de planta de 500 a
1000 tpd durante el primer año, esto incluye los permisos para ampliación de
planta.
EL procedimiento ordinario para la ampliación de la capacidad instalada de una
concesión de beneficio, tiene dos etapas: la primera es la evaluación de la
solicitud y la autorización de construcción, para lo cual debe contar con el EIA
aprobado (si la ampliación es más del 50%), la última comprende la inspección
de verificación y la autorización de funcionamiento, para ello debe presentar la
autorización de vertimiento de residuos industriales otorgada por DIGESA
vigente y el informe de inspección debe ser favorable.
ABSTRACT
Azulcocha mine is located in the Andes of the Central Peru, in the District of
Thomas, province of Yauyos, Lima. Based on the UTM system and using as a
basis the PSAD 56. The height above sea level varies from 4,200 to 4,600
meters above sea level.
It is accessible from Lima by 2 routes: a) Lima - La Oroya-Pachacayo-mine
Azulcocha, with a total of 270 km, b) Lima-Cañete-Lunahuana-Yauricocha-mine
Azulcocha, with a total of 370 km.
Azulcocha mine has agreement with the communities within the area where the
EAU Azulcocha through leases until the year 2025. Such contracts include
community members participation in the workmanship of the project, social
support in education, health or technical issues for communities.
Azulcocha geological body is a complex structurally controlled, with an ore
deposit of zinc sulphide / oxide manganese type replacement type carbonate
rocks complex. The body has an elliptical shape with dimensions of 450 metres
in strike (N84 ° E) up to 50 to 60 metres wide, and 160 metres in depth (dip: 42 °
S). The earliest records of the mine reported that tonnes produced, plus Randy
Henkle estimate suggests a total original volume of the body in order of 2.5
million cubic meters.
Estimation was performed using 24 parallel sections with interpretations of the
body Azulcocha, which was projected 10 meters by each perpendicular section;
the calculation of the volume is using the area of the polygon by the length of
total projection (20 meters). This volume calculation process is repeated in all
sections performed.
For inventory resource has been estimated cut-off of 5.07% Zn, since the effect
of dilution in 20% final statute processing in plant will be 4.41% Zn. Under
production scenario 500tpd the first year, which considers ore cost $ 55.87 /
tonne and then production would increase to 1000 tpd ore at a cost of $ 37.68 /
tonne for the next 3 years.
Mining method will be Sub Level Caving, which is a method of mining mass
based on the use of the flow of gravity of fragmented ore using drilling and
blasting and the collapse of the hanging wall.
Metallurgical recovery for zinc, lead product is 88% with 58.00% concentrate
grade. That is, with 100% fresh ore.
Azulcocha mine has a capacity for accommodating staff 456 people, distributed
in 8 pavilions.
Azulcocha EAU has the approval of its Environmental Impact Study for
Exploitation and 500 MT / day, with Directorial Resolution Nº046-2009-MEM-
AAM February 2009. EIS was modified during 2010 for the components of
tailings and quarrying, which has been approved by Resolution Directorial N °
126-2011-MEM-AAM April 2011.
The camp, metallurgical plant, tailings, mine waste rock dump and
administrative offices, are located within the mining concessions that correspond
to Azulcocha mine.
The estimated investment cost for the commissioning of the Azulcocha project
will be US $ 5.0 M
Financial evaluation was carried out to provide a cash flow and sensitivity
analysis in order to know which parameter can increase or decrease zinc sales
value. Cash flow from Azulcocha project has resulted in a NPV of US $ 6
792,342.43, calculated at a rate of 15%. The IRR is 62% and Pay Back is 02
years, two months, considering a zinc price of US $ / MT 1793.49. Sensitivity
Analysis of the VAN gives as a result that the first influential parameter is the
zinc price, secondly metallurgical recovery percentage, without neglecting the
influence of costs of operation and plant for 500tpd the first year and 1000 tpd
for the second, third and fourth year.
According to the financial analysis, under a production of 500 tpd, the project is
not profitable, being the only option, to increase the production to 1,000 tpd, due
to the laws of zinc (5.5% and 7%), high cost of marketing and low zinc prices
today. This would mean to expand the plant capacity from 500 to 1000 tpd
during the first year; this includes permits for plant expansion.
In the regular procedure for processing plant capacity expansion, there are two
specific stages: the first is the evaluation of the application and the construction
permit, for which must have the EIS approved (if the extension is more than
50%) and the last inspection includes verification and authorization of operation,
for it must present authorization from dumping of industrial waste granted by
DIGESA force and the inspection report must be favorable.
INDICE
CAPITULO I INTRODUCCION 26
1.1 ANTECEDENTES Y JUSTIFICACION 28
1.2 PLANEAMIENTO DEL PROBLEMA 28
1.3 DEFINICION DE OBJETIVOS 30
1.4 MARCO TEORICO 30
1.5 FORMULACION DE LA HIPOTESIS 33
1.6 METODOLOGIA DEL TRABAJO DE LA TESIS 33
1.7 CRONOGRAMA DE TRABAJO 34
CAPITULO II PROPIEDAD SUPERFICIAL, UBICACIÓN, PERMISOS Y
AUTORIZACIONES 35
2.1 UBICACIÓN 35
2.2 CONCESIONES O UNIDADES ECONOMICAS
ADMINISTRATIVAS MINERAS 36
2.3 TERRENO SUPERFICIAL 38
2.3.1 Comunidad campesina de Shicuy 38
2.3.2 Comunidad campesina de Tomas 38
2.4 MEDIO AMBIENTE, PERMISOS Y RELACIONES COMUNITARIAS 38
2.5 PLAN DE MANEJO AMBIENTAL PMA 39
2.6 DECLARACION DE POLITICA DE SALUD AMBIENTAL Y SEGURIDAD 40
2.7 PLAN DE PARTICIPACION CIUDADANA 41
2.8 UBICACIÓN DE LAS INSTALACIONES 43
CAPITULO III ACCESIBILIDAD CLIMA Y RECURSOS LOCALES
3.1 ACCESIBILIDAD 45
3.2 CLIMA 46
3.3 VEGETACIÓN 46
CAPITULO IV MARCO GEOLOGICO Y MINERALIZACION
4.1 GEOLOGÍA REGIONAL. 47
4.2 ESTRATIGRAFÍA. 48
4.3 GEOLOGÍA LOCAL 49
4.4 GEOLOGÍA ESTRUCTURAL 50
4.4.1 Plegamientos 50
4.4.2 Falla “Cochas-Gran Bretaña” 51
4.5 MINERALIZACIÓN DE BAJA TEMPERATURA
DEL CUERPO AZULCOCHA 51
4.6 MINERALIZACIÓN DE ALTA TEMPERATURA
(CONTACTO INTRUSIVO CHUQUIPITE) 52
CAPITULO V TIPO DE DEPÓSITO
5.1 DEPOSITO AZULCOCHA 53
CAPITULO VI EXPLORACION
6.1 MÉTODO DE MUESTREO. 55
6.2 MUESTRAS DE INTERIOR MINA Y MUESTRAS
DE SONDAJES 56
6.3 RESULTADOS DE LOS MUESTREOS. 56
6.4 CAMPAÑAS DE EXPLORACIÓN. 56
6.4.1 Perforación y Preparación de Canales y Muestreo. 56
6.4.2 Geofísica. 57
CAPITULO VII PERFORACION
7.1 SONDAJES DDH. 58
7.2 RESULTADOS RELEVANTES 59
CAPITULO VIII PROCESO
8.1 TOMA DE MUESTRA PARA ANÁLISIS METALÚRGICO 60
8.1.1 Mineral de Relave 60
8.1.2 Mineral Fresco 61
8.2 TEST METALURGICOS 62
CAPITULO IX ESTIMACION DE RECURSOS
9.1 MÉTODO DE ESTIMACIÓN. 66
9.2 DESCRIPCION DE CATEGORIAS 69
9.2.1 Recursos Medidos: 69
9.2.2 Recursos Indicados: 69
9.2.3 Recursos Inferidos: 70
9.2.4 Hipotético: 70
CAPITULO X ESTIMACION DE RESERVAS
10.1 ESTIMACION DE LEY DE CORTE DE ZINC 73
CAPITULO XI METODO DE MINADO
11.1 HIDROGRAFIA 82
11.2 ESTUDIO GEOMECANICO. 83
11.2.1 Caracterización de la masa rocosa 83
11.2.2 Clasificación de la masa rocosa 88
11.2.3 Zonificación geomecánica de la masa rocosa 89
11.2.4 Resistencia de la roca 95
11.2.5 Condiciones especiales de la masa rocosa 96
11.2.6 Estabilidad estructuralmente controlada 102
11.2.7 Estabilidad controlada por esfuerzos 116
11.2.8 Clasificación geomecanica Por Zonas 117
11.2.9 Monitoreo Y Controles 119
11.3 SELECCIÓN DEL METODO DE MINADO 124
11.3.1 Características Geomecánicas de la Mina Azulcocha 124
11.3.2 Aplicación del método cuántico de Nicholas
para la determinación del método de minado de
Acuerdo a las características geomecanicas 125
11.4 RATIOS DE PRODUCCIÓN 129
11.5 OPERACIÓN MINA 131
11.5.1 Detalle De Infraestructura 133
11.6 DISEÑO DE EXPLOTACION METODO DE MINADO
SUB LEVEL CAVING 135
11.6.1 Diseño de labores y sostenimiento 135
11.6.2 Criterio de selección de cimbras. 142
11.6.3 Sostenimiento de tajos 144
11.7 DIMENSIONAMIENTO DE LABORES. 145
11.7.1 Ancho efectivo de extracción 145
11.7.2 Calculo De La W’ Del Elipsoide 146
11.8 SIMULACIÓN GEOMECÁNICA. 149
11.9 INFLUENCIA DE LA SUBSIDENCIA 155
11.10 DESCRIPCION DEL METODO DE MINADO sub level caving 157
11.11 PARÁMETROS DEL MÉTODO DE MINADO 163
11.11.1 Esquemas transversal y longitudinal 163
11.11.2 Altura de subniveles 164
11.11.3 Espaciamiento de las galerías de producción y
ancho de pilares 165
11.11.4 Tamaño y forma de la galería de producción 165
11.11.5 Perforación y voladura en abanico 166
11.12 PERFORACION 166
11.12.1 Perforación avances horizontales y chimeneas 170
11.13 VOLADURA 172
11.14 CARGUIO 175
11.15 ACARREO DE MINERAL 176
11.16 REHABILITACION DE LABORES 185
CAPITULO XII RECUPERACION METALURGICA
12.1 RECUPERACIÓN PROYECTADA 186
CAPITULO XIII COSTOS DE MINERAL
13.1 COSTOS DE CAPITAL. 188
13.2 COSTO DE MINERAL 190
CAPITULO XIV ANÁLISIS ECONÓMICO
14.1 INVERSION A REALIZAR 193
14.2 FLUJO DE CAJA 194
14.3 ANALISIS DE SENSIBILIDAD 204
CONCLUSIONES 214
BIBLIOGRAFIA 219
ANEXOS 220
INDICE DE FIGURAS
Figura 1.1 Esquema de Sub Level Caving 32
Figura 2.1 Ubicación Mina Azulcocha 36
Figura 2.2 Plano de Concesiones 37
Figura 2.4 Ubicación de instalaciones sobre concesiones mineras 44
Figura 8.1 Diagrama de Flujo Prueba metalúrgica N°08 con
100% Relaves 63
Figura 8.2 Diagrama de Flujo Prueba metalúrgica N°11 con
100% Mineral Fresco 64
Figura 8.3 Diagrama de Flujo Prueba metalúrgica N°12 con
blending 80:20 (Mineral Fresco y Relaves). 65
Figura 9.1 Sección Vertical de Geología y Muestreo 1W 68
Figura 10.1 Evolución del precio del zinc 77
Figura 10.2 Histograma y frecuencias del Precio del Zinc 77
Figura 10.3 Ley de corte Vs Precio del zinc en el mercado. 80
Figura 11.1 Concentración de polos caja piso arenisca 85
Figura 11.2 Concentración de polos en mineral. 86
Figura 11.3. Concentración de polos en caja techo 86
Figura 11.4 Zonificación geomecánica Nv – 40 92
Figura 11.5 Zonificación geomecánica Nv – 0 93
Figura 11.6 Zonificación geomecánica en sección 94
Figura 11.7 Relación esfuerzo vertical vs Profundidad 99
Figura 11.8 Profundidad Mts vs k (k = σh/ σv) 100
Figura 11.9 Evaluación Estructural del Punto N°1. 104
Figura 11.10 Evaluación Estructural del Punto 02 106
Figura 11.11 Evaluación estructural del punto 05 112
Figura 11.12 Evaluación estructural del punto 07 113
Figura 11.13 Tiempo de autosoporte del tajo con avance 20 mts, RMR < 40 144
Figura 11.14 Ancho efectivo de extracción 146
Figura 11.15 Cálculo del ancho del elipsoide 146
Figura 11.16 Diseño final del elipsoide de extracción 149
Figura 11.17 Simulación Geomecánica 150
Figura 11.18 Simulación Geomecánica 150
Figura 11.19 Simulación Geomecánica 151
Figura 11.20 Simulación Geomecánica 151
Figura 11.21 Simulación Geomecánica 152
Figura 11.22 Simulación Geomecánica 152
Figura 11.23 Simulación Geomecánica 153
Figura 11.24 Simulación Geomecánica 153
Figura 11.25 Simulación Geomecánica 154
Figura 11.26 Simulación Geomecánica 154
Figura 11.27 Angulo de subsidencia α (grietas de compresión)
β (grietas de tracción) 155
Figura 11.28 Cálculo del ángulo α (grietas de compresión) 156
Figura 11.29 Cálculo del ángulo β (grietas de tracción) 156
Figura 11.30 Descripción Grafica Sub Level Caving mejorado 157
Figura 11.31 Dimensiones geométricas del Sub Level Caving 164
Figura 11.32 Malla de perforación para roca suave sección 3 x 3 mts 171
Figura 11.33 Malla de perforación para roca tipo III sección 4 x 4 mts 172
Figura 11.34 Carguío de taladros largos 176
Figura 11.35 Rendimiento Scoop Vs Distancia de Acarreo 177
Figura 11.36 Ciclo del Scoop Vs Distancia 179
Figura 11.37 Tiempo requerido Vs distancia. 180
Figura 11.38 Costos de Acarreo vs Distancia de Acarreo 181
Figura 11.39 CAUE vs Capacidad del Scoop en Yd3 184
Figura 13.1 Costos de operación mina por actividad. 191
Figura 13.2 Costos de operación mina acumulado 192
Figura 13.3 Costos de operación mina total 192
Figura 14.1 Ingresos vs egresos para 500 y 100 tpd 199
Figura 14.2 VAN vs Precio del Zinc US$. 202
Figura 14.3 TIR vs Precio del Zinc US$. 200
Figura 14.4 Tiempo de Retorno de Inversión vs Precio del Zinc US$. 203
Figura 14.5 Probabilidad de Utilidad de US$ 6'792,342.43 (46.5%) 213
Figura 14.6 Análisis de Tornado 213
INDICE DE TABLAS
Tabla 1.1 Cronograma de trabajo 34
Tabla 2.1 Lista de Concesiones Mina Azulcocha 37
Tabla 2.2 Relación de Estudios aprobados 39
Tabla 3.1 Itinerario de Acceso a la mina Azulcocha 45
Tabla 4.1: Estratigrafía 49
Tabla 6.1 Muestras en campaña de exploración. 56
Tabla 7.1 Metraje de perforación. 59
Tabla 7.2 Relación de Taladros. 59
Tabla 8.1 Descripción de muestras de relaves. 61
Tabla 8.2 Descripción de muestras de mineral fresco. 61
Tabla 9.1 Reporte de Recursos. 71
Tabla 9.2 Estimación de Recursos de Zinc. 71
Tabla 10.1 Data histórica del Precio del Zinc 76
Tabla 10.2 Información estadística del precio del Zinc 78
Tabla 10.3 Cotización a 1793.49$/Tm Conc de Zinc(PTmC.Zn) 78
Tabla 10.4 Relación Ley de corte y Precio del Zinc (US$/Ton) 79
Tablas 10.5A - B Cuadro Comparativo de Recursos y Reservas del
Proyecto 81
Tabla 10.6 Cuadro de explotación de reservas por Año. 81
Tabla 11.1 Criterio para la clasificación de la masa rocosa 88
Tabla 11.2 Zonificación geomecánica del yacimiento Azulcocha 90
Tabla 11.3 Características físicas y mecánicas de la roca según
Dominio estructural. 97
Tabla 11.4 Cálculo de esfuerzo vertical y horizontal 100
Tabla 11.5 Factor de competencia de la roca mina Azulcocha 101
Tabla 11.6 Mapeo Geomecánico Punto 01 103
Tabla 11.7 Mapeo Geomecánico Punto 02 105
Tabla 11.8 Mapeo Geomecánico Punto 03 107
Tabla 11.9 Mapeo Geomecánico Punto 04 108
Tabla 11.10 Mapeo Geomecánico Punto 05 109
Tabla 11.11 Mapeo Geomecánico Punto 06 111
Tabla 11.12 Mapeo Geomecánico Punto 07 112
Tabla 11.13 Mapeo Geomecánico Punto 08 114
Tabla 11.14 Mapeo Geomecánico Punto 09 115
Tabla 11.15 Clasificación geomecánica RMR/GSI/Q según zonas
Mina Azulcocha 117
Tabla 11.16 Tipo de Sostenimiento de labores mina Azulcocha. 118
Tabla 11.17 Logueo Geomecánico Taladro 01 120
Tabla 11.18 Logueo Geomecánico Taladro 03 121
Tabla 11.19 Logueo Geomecánico Taladro 06 122
Tabla 11.20 Logueo Geomecánico Taladro 09 123
Tabla 11.21 Relación de radios de producción. 129
Tabla 11.22 Dimensiones de minado según calidad de roca. 136
Tabla 11.23 Cimbras a usar en la U.M Azulcocha 139
Tabla 11.24 Sostenimiento de labores Sub Level Caving 141
Tabla 11.25: Coeficiente de resistencia de Protodyakonov 142
Tabla 11.26 Sostenimiento y tiempo de autosoporte. 145
Tabla 11.27 Ángulos de compresión y tracción para mina Azulcocha 155
Tabla 11.28 Calculo del Número de Scoops para una distancia de
acarreo de 150 mts Producción 1000 tpd 177
Tabla 11.29 Rendimiento de Scoops (Tn/Hr) 178
Tabla 11.30 Ciclo de Scoop (Min) 179
Tabla 11.31 Tiempo requerido (Hrs) 180
Tabla 11.32 Costo de Scoop (US$) 181
Tabla 11.33 Calculo de costos de Scoop en (US$/Hr) y (US$/Tn) 182
Tabla 11.34 Calculo del costo anual uniforme equivalente
CAUE (US$) 183
Tabla 12.1 Balance Metalúrgico para Relave, Mineral fresco y 187
Blending 80:20.
Tabla 13.1 Costos de capital Azulcocha año 01, producción de
500 tpd 189
Tabla 13.2 Costos de capital Azulcocha año 02 – 03 - 04, producción
de 1000 tpd 189
Tabla 13.3 Costos de mineral para 500 y 1000 tpd 190
Tabla 13.4 Resumen Capex & Opex por un periodo de 04 años. 191
Tabla 14.1 Montos de inversión según Sección 194
Tabla 14.2 Flujo de caja Año 01. 195
Tabla 14.3 Flujo de caja Año 02. 196
Tabla 14.4 Flujo de caja Año 03. 197
Tabla 14.5 Flujo de caja Año 04. 198
Tabla 14.6 Resumen Ingresos Egresos por 48 meses 199
Tabla 14.7 Evaluación Financiera con precio del Zinc de
1793.49 $/Tm 200
Tabla 14.8 Valores de VAN, TIR y Tiempo de retorno de inversión
según el Precio del Zinc 201
Tabla 14.9 Input Results 205
Tabla 14.10 Outout Results 205
Tabla 14.11 Resumen de Resultados de la Simulación 206
Tabla 14.12 Resultados del Análisis de Sensibilidad. 212
INDICE DE FOTOS
Foto 01 Mapeo Geomecánico Punto n°1. Correspondiente a la caja piso
intermedia (Arenisca). Nivel 115 103
Foto 02 Mapeo Geomecánico Punto n°2. Correspondiente a la caja piso
intermedia (Arenisca). Nivel 115 105
Foto 03 Mapeo Geomecánico Punto n°3. Correspondiente al mineral (Brecha
mineralizada). Nivel 0 107
Foto 04 Mapeo Geomecánico Punto n°4. Correspondiente al mineral (Brecha
mineralizada). Nivel 0 108
Foto 05 Mapeo Geomecánico Punto n°5. Correspondiente caja piso
intermedia (Arenisca fina). Nivel 0 109
Foto 06 Mapeo Geomecánico Punto n°6. Correspondiente caja piso próxima
(Arenisca fina). Nivel 0 111
Foto 07 Mapeo Geomecánico Punto n°7. Correspondiente caja piso próxima
(Arenisca fina). Nivel - 40 112
Foto 08 Mapeo Geomecánico Punto n°8. Correspondiente mineral (Brecha
mineralizada). Nivel – 40 114
Foto 09 Mapeo Geomecánico Punto n°9. Correspondiente mineral (Brecha de
caliza arenosa). Nivel - 40 115
Foto 10 Perforación y voladura (Preparación) 132
Foto 11 Instalación Cimbras (Preparación) 132
Foto 12 Colocación de tapón (Preparación) 132
Foto 13 Colocación de arriostre (Preparación) 132
Foto 14 Perforación y voladura de bolsillos. (Explotación) 159
Foto 15 Perforación de taladros largos (Explotación) 159
Foto 16 Voladura de taladros largos (Explotación) 159
Foto 17 Chuteo de mineral (Explotación) 159
Foto 18 Limpieza de mineral (Explotación) 159
Foto 19 Extracción (Explotación) 159
Foto 20 Control de dilución y recuperación (Explotación) 159
Foto 21 Colocado de tapón (Explotación) 159
26
CAPITULO I
INTRODUCCION
La presente tesis denominada Evaluación Económica para el reinicio de
operaciones mineras Azulcocha tiene por objetivo determinar la rentabilidad del
re inicio de las operaciones en la mina Azulcocha, como el tiempo de retorno de
inversión, considerando variables externas (Precio del Zinc, inflación) y variables
internas que son relacionadas con las etapas de producción del concentrado de
Zinc. (Costos de operación, costos de planta, capex, opex,).
Para ello, es necesario conocer la ley de corte, la cual será calculada considerando
los costos totales, la ley de concentrado de zinc, el porcentaje de recuperación y el
precio deducido del zinc. Este precio será calculado en base al precio del zinc a un
99% de pureza, deducido por la maquila, el porcentaje de humedad, las
penalidades por su contenido de arsénico y manganeso.
El resultado de las pruebas metalúrgicas, nos dan una ley de concentrado del 58%,
y un porcentaje de recuperación del 88%. Hay que considerar que la planta de la
27
mina Azulcocha solo puede procesar mineral con ley menor a 7% de zinc, con leyes
superiores, gran parte del zinc se estaría perdiendo en el relave.
La mina Azulcocha, ha sido preparada para el método de explotación Sub Level
Caving, por lo tanto el planeamiento de minado está en función a las preparaciones
ya existentes. Del Nv -40 a profundización, la estructura mineralizada no ha sido
explotada, por lo que es necesario re evaluar los métodos de explotación
adecuados para este tipo de cuerpo.
La evaluación geomecánica, en resumen, nos describe una zona de explotación
con calidad de roca de IV A a V, por lo que el sostenimiento deberá ser extremo en
ciertas zonas, mediante el uso de cimbras rígidas o deslizantes, todo en función del
comportamiento del macizo rocoso desde el inicio de la explotación el cual será
monitoreado permanente por el área de geomecánica.
Habiendo evaluado los costos de mineral para una producción de 500 Tpd (Primer
año) y 1000 Tpd (Segundo tercer y cuarto año), se procede a la evaluación
económica mediante el cálculo del VAN, el TIR, y el Tiempo de retorno de la
inversión. Sin embargo, en la presente tesis se utiliza un programa de simulación
llamado @RISK, con el fin de conocer la probabilidad de que obtengamos el VAN
calculado, y mediante el análisis de tornado, la injerencia de cada una de las
variables, las cuales son:
• Precio del zinc
• % Recuperación
• Costos de operación y planta 500 Tpd
• Costos de operación y planta 1000 Tpd.
28
1.1 ANTECEDENTES Y JUSTIFICACIÓN
En la actualidad, el negocio minero en el Perú, presenta dos grandes retos.
Por una parte, la caída del precio de los metales, el cual ha significado un
retraso en el inicio de operaciones de algunos proyectos mineros, reducción
de costos e incremento de tonelaje de producción, en aquellas minas ya en
operación. Por otra parte, los conflictos sociales asociados a los proyectos
mineros dejan en serio riesgo el inicio de operación de los denominados
Mega proyectos mineros.
Es por eso, que las decisiones que se tomen previos al inicio de explotación,
serán las directrices hacia el éxito de una operación, fundamentados en el
conocimiento geológico y geomecánico de yacimiento, cálculo de recursos y
reservas, leyes, determinación del método de explotación, costos, y la
evaluación técnica -económica que decidirá si un proyecto es rentable o no y
el tiempo de retorno de inversión.
La presente tesis se justifica en la necesidad de determinar la rentabilidad
del reinicio de operaciones de la mina Azulcocha, mediante el cálculo del
VAN, TIR, ROI, y analizar su sensibilidad en función de las variables
aleatorias como es el precio del zinc y variables determinísticas como los
costos de operación, planta (para 500 y 1000 tpd) y porcentaje de
recuperación metalúrgica.
1.2 PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA
La recolección de información geológica y geomecánica, nos lleva a decidir
el método de explotación adecuado para este tipo de yacimiento. Según el
criterio de selección clásico de Nicholas, el método más adecuado sería
29
Square Set, seguido por un Corte y Relleno ascendente, Sub Level Stoping,
y colocando al método de Sub Level Caving en un 7mo lugar.
Considerando el método de explotación Square Set, las desventajas serian
la cantidad de personal expuesta a caída de rocas, debido a la gran cantidad
de tajos que se tendrían que explotar para una producción de 500 tpd,
incrementando los costos en planilla. Estas desventajas hacen de este
método poco seguro y costoso más aún si se trata de un yacimiento de zinc
con leyes bajas.
El método de Corte y Relleno ascendente, significaría un alto costo de
infraestructura en interior mina, considerando que Azulcocha ha sido
preparada para un método de explotación masivo. Otra desventaja seria el
incremento del costo de inversión para la construcción de una planta de
relleno hidráulico y cementado, elevando los costos de operación.
El método de Sub Level Stoping, presenta dos desventajas. La mala calidad
de la roca encajonante y mineral. Aplicando el método grafico de estabilidad
de Mathews, su tiempo de auto sostenimiento es menor a 01 hora, tiempo
insuficiente para el relleno de los tajos (Colapso Inmediato). La otra
desventaja seria el costo de inversión para una planta de relleno cementado
y elevados costos de operación.
El método de explotación Sub Level Caving, presentaría el siguiente
inconveniente. Mediante el análisis geométrico, el buzamiento del cuerpo
Azulcocha es de 42 a 50°. Recordemos que teóricamente, para una
explotación con el método del hundimiento, el buzamiento debe ser mayor a
los 70° por el denominado flujo gravitacional. Sin embargo, experiencias
como la mina Rosaura, hace de esta desventaja un reto, que será asumido
30
por los ingenieros de Azulcocha, mediante un control estricto de la
perforación y voladura, evitando un aumento excesivo de la dilución y
controlando la granulometría del mineral.
1.3 DEFINICIÓN DE OBJETIVOS
• Determinar el método de explotación adecuado.
• Determinar los costos de operación y costo de mineral.
• Determinar el porcentaje de recuperación en planta.
• Realizar un análisis de sensibilidad del VAN considerando los costos de
operación, planta para 500 y 1000 tpd, como el porcentaje de
recuperación metalúrgica.
1.4 MARCO TEÓRICO
En el método Sub Level Caving se desarrollan galerías paralelas separadas
generalmente de 9 a 15 m. en la horizontal, conocidas como galerías de
producción (llamadas comúnmente también cruzados de producción XP).
Los subniveles se ubican a través del cuerpo mineralizado en intervalos
verticales que varían, en la mayoría de los casos, de 8 a 13 m. La
explotación queda de este modo diseñada según una configuración
geométrica simétrica.
Generalmente, el acceso a los subniveles es por medio de rampas
comunicadoras.
Los subniveles están comunicados además por medio de piques de
traspaso con un nivel de transporte principal que generalmente se ubica bajo
la base del cuerpo mineralizado.
31
Las galerías de producción correspondientes a un mismo subnivel se
conectan en uno de los extremos por una galería de separación o slot y en
el otro extremo una galería de comunicación, en esta última, sé en
encuentran los piques de traspaso.
El método Sub Level Caving se aplica generalmente en cuerpos
subverticales como vetas, brechas y diques. También puede ser aplicado en
cuerpos horizontales o subhorizontales que sean de gran potencia. La
configuración de los subniveles se puede adecuar a los distintos cuerpos y a
formas irregulares; se distinguen dos configuraciones principales: en
cuerpos anchos se usa una configuración transversal; cuando el cuerpo es
angosto esta configuración es impracticable, por lo que las galerías deben
girarse en la dirección del cuerpo adoptando una configuración longitudinal.
La operación consiste básicamente en la perforación de tiros en abanico
desde los subniveles hacia arriba, atravesando el pilar superior, la posterior
voladura de las perforaciones, el carguío y transporte secundario del mineral
tronado hasta los piques de traspaso y su posterior transporte desde los
buzones de descarga del nivel de transporte principal hacia su lugar de
destino.
32
Figura 1.1 Esquema de Sub Level Caving
AI comienzo de la explotación, se debe producir el hundimiento desde el
nivel superior, este se consigue generando un área de radio hidráulico
superior al que resiste la roca o induciendo el hundimiento por medio de
explosivos. Para conseguir un radio hidráulico adecuado, se puede construir
el subnivel superior similar al método de Caserones y Pilares y
posteriormente extraer los pilares.
A medida que se extrae el mineral, el estéril adyacente hunde, rellenando el
espacio creado y llegando a producir subsidencia en la superficie. De esta
forma, el mineral in situ se ve rodeado por tres caras de material hundido
(cara, frente y costado).
33
AI producirse la extracción en los frentes de las galerías de producción, se
produce el escurrimiento del mineral y del material quebrado; este
escurrimiento se comporta según lo que se conoce como flujo de material.
La extracción desde un frente de galería de producción, llamado también
punto de extracción, continua hasta que ingresa estéril en una cantidad tal
que la ley extraída ya no es económica, en este momento, se efectúa la
voladura en la corrida de abanico contigua y se repite el proceso.
La producción en este método proviene, tanto de los frentes de extracción,
como de las labores de desarrollo realizadas en mineral; generalmente,
entre un 15 a un 20% de la producción proviene del desarrollo de nuevos
subniveles.
Se ha podido demostrar que el ingreso de estéril va en aumento a medida
que progresa la extracción y aparece generalmente luego de extraer un 50%
del tonelaje total volado, sin embargo, existen numerosos factores que
pueden apresurar o retardar su aparición.
1.5 FORMULACIÓN DE LA HIPÓTESIS
“Planteamiento de un método de explotación masivo, que haga del reinicio
de operaciones de la mina Azulcocha una operación rentable, en función al
volumen de explotación, ley de Zinc, costos de mineral y precio del Zinc en
el mercado internacional”
1.6 METODOLOGÍA DEL TRABAJO DE LA TESIS
• Evaluación Geológica.
• Evaluación Geomecánica.
34
• Evaluación Económica.
• Determinación del Método de Minado.
• Análisis de Sensibilidad en el cálculo del VAN.
1.7 CRONOGRAMA DE TRABAJO
Tabla 1.1 Cronograma de trabajo
35
CAPITULO II
PROPIEDAD SUPERFICIAL, UBICACIÓN,
PERMISOS Y AUTORIZACIONES.
2.1 UBICACIÓN
La Mina Azulcocha se ubica en los Andes del Perú Central, en el distrito de
Tomas, perteneciente a la provincia de Yauyos, departamento de Lima.
Basado en el sistema UTM y usando como base el PSAD56, la propiedad
está dentro de las coordenadas 425,800 y 427,500 Este y 8’664,500 y
8’671,000 Norte. La altura sobre el nivel del mar varía de 4,200 a 4,600
msnm.
36
Figura 2.1 Ubicación Mina Azulcocha
2.2 CONCESIONES O UNIDADES ECONÓMICAS ADMINISTRATIVAS
MINERAS
La UEA Azulcocha cuenta con 15 concesiones en un total de 2,036.34 has,
las que se encuentran descritas en la tabla 2.2, Ubicación UEA Azulcocha
(Ingemmet).
Mina Azulcocha
37
Figura 2.2 Plano de Concesiones
Tabla 2.1. Lista de Concesiones Mina Azulcocha
N° AÑO NOMBRE PROYECTO HAS DISPONIBLES
01 2003 MARIAFE XXI AZULCOCHA MINA 107.1106
02 2003 MARIAFE XXII AZULCOCHA MINA 33.8551
03 2003 MARIAFE XXIII AZULCOCHA MINA 139.8005
04 2003 MARIAFE XXIV AZULCOCHA MINA 18.8253
05 2003 MARIAFE XXV AZULCOCHA MINA 23.6969
06 2003 MARIAFE XXVI AZULCOCHA MINA 168.3070
07 2004 MARIAFE XXVII AZULCOCHA MINA 33.4387
08 2004 MARIAFE XXVIII AZULCOCHA MINA 323.3399
09 2004 MARIAFE XXIX AZULCOCHA MINA 196.0444
10 2004 MARIAFE XXX AZULCOCHA MINA 400.0000
11 2004 MARIAFE XXXI AZULCOCHA MINA 283.6198
12 2005 MARIAFE XXXII AZULCOCHA MINA 100.0000
13 1998 SAN RAU PRIMERO
AZULCOCHA MINA 73.2075
Mina Azulcocha Lima / Junín – Tomas/Concepción
– Tomas/ San José de Quero
Mina Azulcocha Mina Azulcocha 2,036.34 Has. Total HAS 6,399.34 Has. (Relaves) c6,399.34 Has
38
14 2005 MARIAFE MR2 AZULCOCHA MINA 128.5743
15 2004 ZULOITA AZULCOCHA MINA 6.5218
2036.3418
2.3 TERRENO SUPERFICIAL
Azulcochamining cuenta con acuerdo con las comunidades dentro del área
donde se encuentra la UEA Azulcocha por medio de Contratos de
Arrendamiento hasta el año 2025. Dichos contratos contemplan participación
de los comuneros en la mano de obra del proyecto, apoyos sociales en
educación, salud o temas técnicos a favor de las comunidades.
2.3.1 Comunidad Campesina de Shicuy
La comunidad Campesina de Shicuy a arrendado a la empresa
Azulcochamining un total de 701 has de su terrenos denominado Jatun
Huasi 02, dicha área representa la intersección de las concesiones de la
UEA Azulcocha con el terreno de propiedad de dicha comunidad.
2.3.2 Comunidad Campesina de Tomas
La comunidad Campesina de Tomas a arrendado a la empresa
Azulcochamining un total de 1548.55 has de sus terrenos, dicha área
representa la intersección de las concesiones de la UEA Azulcocha con el
terreno de propiedad de dicha comunidad.
2.4 Medio ambiente, permisos y relaciones comunitarias
La U.E.A. Azulcocha cuenta con la aprobación de su Estudio de Impacto
Ambiental para la Explotación y Beneficio de 500 TM/día, con Resolución
Directorial Nº046-2009-MEM-AAM de febrero del 2009.
39
Durante el 2010 se realizó la Modificación del EIA para los componentes de
relavera y canteras, el cual ha sido aprobado mediante Resolución
Directorial Nº126-2011-MEM-AAM de abril del 2011.
Tabla 2.2 Relación de Estudios aprobados
AZULCOCHA MINING – REINICIO DE OPERACIONES
PROYECTO Entidad
Presentada Estado
Declaración de Impacto Ambiental DREM – JUNIN Aprobado
Declaración de Impacto Ambiental MINEM Aprobado
Estudio de Impacto Ambiental detallado MINEM Aprobado
Plan de cierre Pasivos Ambientales MINEM Aprobado
Estudio de Impacto Ambiental Sub – estación
Eléctrica DREM – JUNIN Aprobado
Plan de cierre de Minas MINEM Aprobado
2.5 PLAN DE MANEJO AMBIENTAL PMA
El Plan de Manejo Ambiental (PMA) describe las acciones y las medidas que
se tomarán para garantizar la seguridad y control ambiental que Azulcocha
propone aplicar para que las actividades del proyecto se lleven a cabo de
manera responsable y sostenible. El PMA estará sujeto a revisiones y
modificaciones, de acuerdo con las condiciones o circunstancias particulares
durante su implementación y a un proceso de mejora continua.
Se considera por tanto de primordial importancia la ejecución de diversas
medidas generales y específicas para cada etapa, para lo cual se deberá
40
tener presente la interrelación armónica entre las actividades del proyecto y
los aspectos ambientales y de interés humano, por lo que será necesario:
• Coordinar con las autoridades correspondientes respecto a las
recomendaciones planteadas y medidas a implementar.
• Ofrecer oportunidades de trabajo para la población de la zona, en
base a las actividades de construcción y operación, evitando crear
falsas expectativas.
• Ejecutar todos los trabajos, en cada una de sus diferentes etapas, de
conformidad con la normatividad vigente en el país.
• Implementar las medidas de mitigación cuando alguna actividad
tenga posibilidades de causar problemas al ambiente natural donde
viven las personas.
2.6 DECLARACIÓN DE POLÍTICA DE SALUD AMBIENTAL Y SEGURIDAD
Azulcocha está comprometida en mantener altos estándares en todos los
aspectos de sus operaciones, incluyendo la protección, ambiental, salud y
seguridad. La empresa se compromete a actuar responsablemente como
administrador de los recursos que están a su cargo, procurando el bienestar
de sus empleados y de las comunidades en las que opera.
En observancia de esta política, Azulcocha:
• Involucrara a directivos, trabajadores, contratistas y comunidades a
través de programas de capacitación y sensibilización que permitan
establecer una cultura de seguridad cuidado del medio ambiente e
incentivo al desarrollo sostenible en armonía con la naturaleza.
41
• Unir criterios, esfuerzos y constancia en las buenas prácticas de
seguridad e higiene minera y manejo medioambiental en condiciones
normales y/o de emergencia.
• Enseñar con el ejemplo las buenas prácticas relacionadas a la
prevención de enfermedades, lesiones y daños al medio ambiente.
• Mantener una política de comunicación abierta con empleados,
gobierno, comunidad y otras partes interesadas, respecto a las
actividades y/o políticas de salud, seguridad y medioambiente,
permitiéndoles conocer de las prácticas de monitoreo.
• Incluir sistemas de gestión ambiental, salud y seguridad que
permitan desempeños con altos estándares de calidad a nivel
internacional.
2.7 PLAN DE PARTICIPACIÓN CIUDADANA
El Plan de Relaciones Comunitarias contempla las principales medidas de
manejo Socio Económico. En tal sentido, se ha diseñado un plan acorde con
la realidad de la zona y que cumpla con el fin principal de mejorar la calidad
de vida de las comunidades campesinas de Shicuy y Tomas.
Para esto existe el compromiso expreso de la UEA Azulcocha del fiel
cumplimiento del mismo.
El desarrollo de este Plan, UEA Azulcocha, tiene un carácter participativo, es
decir, los lineamientos que se presentan deberán traducirse en acciones que
serán desarrollados en cooperación con los grupos de interés clave del
proyecto.
42
El Plan cuenta con una misión empresarial, en el aspecto de responsabilidad
social, además de crear y mantener un clima de armonía económica y
laboral, además se proyecta hacia las comunidades del entorno como
facilitador de su desarrollo socioeconómico comprometiéndose en el
desempeño responsable de todas sus actividades y que incluye la
preservación del medio ambiente y el desarrollo sostenible de las
comunidades vecinas.
Como objetivos generales de la empresa, se tienen:
• Manejar los impactos sociales de las labores mineras de forma que
se acompañe a la comunidad del área de influencia directa en el
proceso de adaptación a las nuevas circunstancias productivas de
manera exitosa.
• Establecer una relación basada en la reciprocidad y el respeto mutuo
con las poblaciones del área de influencia directa e indirecta.
• Crear los mecanismos de participación de los grupos de interés en
las decisiones sobre temas que repercuten directamente en su vida
cotidiana.
• Regulación oportuna de las actividades propias de la operación que
pudieran generar impactos sociales negativos en las poblaciones
vecinas.
• Implementación (elaboración, ejecución y monitoreo) de
procedimientos que permita una adecuada interrelación con las
poblaciones vecinas
• Contratación de mano de obra local.
43
• Responsabilidad de las empresas especializadas para con las
poblaciones vecinas, remuneraciones, clima laboral, implementos de
seguridad, etc.
• Adecuada interacción entre las diversas áreas de operación de la
empresa y las poblaciones vecinas (mantenimiento, medio ambiente,
seguridad, etc.).
• Contacto permanente con poblaciones vecinas para el adecuado
desarrollo de nuevos proyectos.
• Gestionar adecuada y oportunamente el cumplimiento de los
acuerdos y convenios marco suscrito con las poblaciones del entorno
-hacemos referencia al AID- (en función de los tiempos de los
permisos y autorizaciones establecidas con la comunidad para los
trabajos que son, en esencia, de carácter evaluativo).
• Selección de empresas consultoras y empresas especializadas para
la correcta ejecución de los proyectos comprometidos.
• Implementación de herramientas de gestión que permitan evaluar y
monitorear los avances de los acuerdos y convenios.
2.8 UBICACIÓN DE LAS INSTALACIONES
La ubicación de las instalaciones como son los campamentos, canchas de
relave, planta metalúrgica, canchas de desmonte, bocaminas, planta de
energía eléctrica, se encuentran dentro de las concesiones que
corresponden a Azulcocha Mining, como se puede observar en el siguiente
plano.
44
SILO
LAGUNA AZULCOCHA
Letrero
Postes Electrif.
Postes Electrif.
Postes Electrif.
Postes Electrif.
PozoConcreto.
PozoConcreto.
Letrero
Tranquera
Postes Electrif.
HOTEL 1
DD-HH
Tranquera
CANCHA DE RELAVE
RIO
TRINCHERA-03
TRINCHERA-02
TRINCHERA-01
PlataformaPlataforma
Plataforma
Plataforma
Salida a Yauricocha
Salida a Pachacayo
AfloramientoPlataforma Plataforma
Polvorin
Plataforma
Proyec. Nv. 80
Nv. -40
Nv. 00Nv. +40
Plataforma
PLANTA
425900-E 426000-E 426100-E 426200-E 426300-E 426400-E 426500-E 426600-E 426700-E 426800-E 426900-E 427000-E 427100-E 427200-E 427300-E 427400-E 427500-E 427600-E 427700-E 427800-E 427900-E 428000-E 428100-E 428200-E 428300-E 428400-E 428500-E 428600-E
8666000-N
8666100-N
8666200-N
8666300-N
8666400-N
8666500-N
8666600-N
8666700-N
8666800-N
8666900-N
8667000-N
8667100-N
8667200-N
8667300-N
8667400-N
8667500-N
8667600-N
8667700-N
8667800-N
8665700-N
8665800-N
8665900-N
COMEDOR 1HOTEL 2
GRIFO
MIPSA
MIPSA
COMEDOR 2
MIPSA
V = 6156m3
V = 5500M3
V = 2800m3
MARIAFE XXII
MARIAFE XLVII
MARIAFE XIII
PLANTA DE BENEFICIO
MARIAFE XXV
MARIAFE XXI
MARIAFE XXX
MA
RIA
FE
XX
IIIM
AR
IAF
E X
XIX
AFLORAMIENTO
CAMPAMENTO
Figura 2.4 Ubicación de instalaciones sobre concesiones mineras
45
CAPITULO III
ACCESIBILIDAD, CLIMA Y RECURSOS LOCALES
3.1 ACCESIBILIDAD
Es accesible desde Lima por 2 rutas: a) Lima-La Oroya-Pachacayo-Mina
Azulcocha, con un total de 260 km, b) Lima-Cañete-Lunahuaná-Yauricocha-
Mina Azulcocha, con un total de 370 km.
Desde Huancayo por una ruta: Huancayo-Quero-mina Azulcocha, con un
total de 70 km.
Tabla 3.1 Itinerario de Acceso a la mina Azulcocha.
DE A DISTANCIA (km) TIPO DE VÍA
Lima Oroya 175 Carretera Asfaltada
Oroya Pachacayo 45 Carretera Asfaltada
Pachacayo Mina 40 Carretera Afirmada
Total 260 Tiempo (Hrs) = 6.00
46
3.2 CLIMA
El clima es netamente frígido y seco, con una estación lluviosa de octubre a
marzo y otra seca con esporádicas nevadas de abril a setiembre. En la
temporada seca el clima soporta temperaturas bajo cero con vientos muy
fuertes. En general son poco probables temperaturas mayores a 15° C.
mientras las temperaturas son moderadas, el sol puede ser muy fuerte con
altas lecturas ultravioletas que son comunes durante el mediodía. Durante la
actividad lluviosa es común la presencia de tormentas eléctricas y las caídas
de humedad en forma de llueven. Las precipitaciones son a menudo cortas
en la duración, pero intensas en la naturaleza con las acumulaciones de
precipitación de hasta 1 pulgada por hora.
3.3 VEGETACIÓN
El terreno sobre el cual las concesiones son localizadas, la vegetación es
propia de alta montaña, mayormente ichu, no hay presencia de árboles ni
arbustos. Se caracterizado por la alta altitud pampa o Sanos rodeados por
colinas pronunciadas, además de pequeños lagos y charcas en el área,
asimismo el piso de valle es bastante empantanados. Por sobre los 4,600 m.
predomina la presencia de ichu como vegetación.
47
CAPITULO IV
MARCO GEOLOGICO Y MINERALIZACION
4.1 GEOLOGÍA REGIONAL
La Geología está comprendida generalmente por formaciones de edades
Mesozoico - Cenozoico, que han sufrido deformaciones estructurales por las
fases tectónicas de los Andes centrales. Presenta una serie de rocas
sedimentarias tomando como base a las calizas del Grupo Pucara y
estructuras de gran importancia como son los plegamientos, fallas de
sobrescurrimiento como es la llamada Falla Cochas Gran Bretaña, fallas
locales, estructuras mineralizantes como es el Yacimiento Azulcocha el cual
está emplazado en dirección Este - Oeste a lo largo de la Falla principal
Cochas Gran Bretaña.
En La región de Azulcocha, las rocas más antiguas corresponden a las
calizas del grupo Pucara del Triásico jurásico, seguido de las formaciones
Cercapuquio compuesto de areniscas y lutitas, la Formación Chaucha
llamada también Chunumayo, constituida por limolitas rojas, verdes,
48
areniscas y calizas del jurásico superior. En discordancia angular se
depositan las areniscas cuarzosas pertenecientes al grupo Goyllarisquizga,
seguidamente las calizas de la Formación Pariatambo y las molasas
compuesto de conglomerados y limolitas rojas así como calizas, calcitas y
travertinos amarillentos del grupo Casapalca depositados durante el
cretácico terciario inferior.
En el sector Oeste de la Mina Azulcocha, en el paraje Chuquipite aflora un
stock de composición granodioritica que intruye y metamorfiza a las calizas
del grupo Pucara, a este intrusivo se le atribuye una edad cretácica -
terciario inferior, de igual manera también se presentan diques de
composición andesítica a nivel regional.
4.2 ESTRATIGRAFÍA.
La columna estratigráfica de la región de Azulcocha y alrededores presenta
afloramientos que evidencian en la base, las calizas del Grupo Pucara, que
se caracteriza por ser un Metalotecto de gran importancia mineralógica en
los diferentes yacimientos de la cordillera central de los andes, destacando
así a la formación condorsinga del Jurásico Inferior que es la formación
comprometida con las mineralizaciones evidenciadas en la región, a esta
sobreyacen en discordancia angular las areniscas del grupo Goyllarisquizga
del cretácico inferior, seguidos por una serie de rocas sedimentarias de
formaciones terciarias y cuaternarias mayormente continentales y
volcánicos, que se encuentran generalmente discordantes que cubre a las
secuencias inferiores.
49
Tabla 4.1: Estratigrafía
4.3 GEOLOGÍA LOCAL
Las unidades litológicas expuestas en la mina Azulcocha comprenden
calizas de la Formación Condorsinga del Grupo Pucará del Jurásico Inferior,
areniscas del Grupo Goyllarisquizga (Cretáceo Inferior) y diques alterados
de composición andesítica. Las calizas de la Formación Condorsinga
sobreyacen por fallamiento inverso a las areniscas Goyllarisquizga.
Las calizas Condorsinga, del Grupo Pucará de color gris claro y aspecto
masivo afloran en el lado Sur de la falla inversa “Cochas Gran Bretaña”
formando un anticlinal apretado con plano axial buzando entre 50° a 60° al
SW. El anticlinal es cortado hacia el oeste de la mina por otra falla inversa,
subsidiaria de la principal y de rumbo S60°W. Hacia el sur de la Laguna
50
Azulcocha, la secuencia estratigráfica regional del Mesozoico sobreyace en
posición normal formando un monoclinal de buzamientos moderados en el
rango de 25° a 62° SW con intercalaciones ocasionales de areniscas
calcáreas y estratos delgados de lutitas rojas.
El block norte de la falla está formado principalmente por areniscas masivas
de color gris claro amarillento rojizo, interestratificaciones con horizontes de
lutitas y areniscas rojas.
Hacia el oeste de Azulcocha, en la zona de Pozocancha las areniscas y
lutitas del Cercapuquio Superior infrayacen por contacto de falla a las
areniscas del Grupo Goyllarisquizga. Toda esta secuencia clásica forma un
sinclinal de rumbo N-S y buzamiento suave en sus flancos. Hacia el norte
del campamento, el eje axial cambia de rumbo gradualmente a N45°W,
luego E-W y finalmente S80°W.
4.4 GEOLOGÍA ESTRUCTURAL
4.4.1 Plegamientos
Los ejes de plegamientos regionales N45º - 60º0, hacen en Azulcocha una
fuerte inflexión hacia el Oeste hasta alcanzar en las proximidades del stock.
Chuquipite un rumbo S65º0 – S80º0. Los esfuerzos intrusitos, típicos de una
inyección forzada, son evidentes en las cercanías de la Laguna Cantagallo,
Leoncocha y Huichaca.
En estos lugares, los estratos de las formaciones Cercapuquio,
Goyllarisquizga y Machay han sido arqueados hasta adquirir rumbos
paralelos al contacto intrusivo y prácticamente circundarlo. Los buzamientos
de los estratos son suaves y se apartan del intrusivo (en cantagallo 30ºE, en
51
Leoncocha 65ºS y en Huichaca 36ºSO), indicando que el contacto del stock
buza en esas direcciones.
4.4.2 Falla “Cochas-Gran Bretaña”
Los procesos orogénicos, que han dado lugar al plegamiento andino
muestran en la zona de Hda. Cochas Jatunhuasi si mejor expresión en una
falla de rumbo lateral-derecha de alto ángulo y de carácter regional.
Conocida como la Falla “Conchas – Gran Bretaña”, ha sido mapeada por la
Misión Francesa ORSTOM a lo largo de 120 kilómetros. Su rumbo regional
es variable; en sus extremos Norte y Sur N40ºW y en la parte central N60ºW
a E-W. El Rumbo, la falla es inversa, de buzamiento moderado (30º - 45º
SE) y sinuosa en la zona stock Chuquipite-mina Azulcocha. El análisis de
planos y secciones geológicas de la mina sugiere un esfuerzo comprensivo
intermitente que ha dado lugar al emplazamiento de diques andesíticos a lo
largo de fallas subsidiarios de rumbo y buzamiento similar, deposición del
cuerpo mineralizado Azulcocha, y fallamiento posterior.
En efecto, su intersección con la falla principal (N80ºE) por las variaciones
locales de rumbo y buzamiento corresponde a una zona inclinada 30º al
Este (Plunge), la cual coincide con el eje del cuerpo mineralizado.
La mineralización en la región de Azulcocha y alrededores consiste
principalmente de las asociaciones para genéticas típicas de baja y alta
temperaturas.
52
4.5 MINERALIZACIÓN DE BAJA TEMPERATURA DEL CUERPO
AZULCOCHA
En el cuerpo Azulcocha la esfalerita está asociada a oropimente, rejalgar,
rodocrosita, baritina y pirita como minerales de ganga formando un cuerpo
masivo e irregular de hasta 40 mts de ancho y 150-200 m de largo. Este
ensamble, de baja temperatura, parece haberse depositado por
reemplazamiento en fisuras y zonas de brechas que se desarrollaron
durante una fase previa de preparación estructural.
4.6 MINERALIZACIÓN DE ALTA TEMPERATURA (CONTACTO INTRUSIVO
CHUQUIPITE)
La mineralización de alta temperatura bordea al intrusivo Chuquipite como
una aureola discontinua e irregular de contacto metamórfico. El ensamble de
minerales esta vez, consiste de cantidades variables de esfalerita, calcopirita
y trazas de galena en agregados masivos de granates, actinolita / tremolita,
hematita especular / magnetita y epídota. Se observan venillas de calcita y
cuarzo, así como las trazas de sericita, en forma ocasional acompañando a
los minerales de ganga previamente mencionados.
Hacia el Oeste de la mina, Falla “Cochas-Gran Bretaña se bifurca dando
lugar a un ramal sur (S60ºW) subsidiario, el cual se proyecta en el rumbo
hasta alcanzar el contacto norte del stock Chuquipite. Esta falla, considerada
secundaria en estudios anteriores, desempeño un rol importante en la
preparación estructural de la zona mineralizada del cuerpo Azulcocha.
53
CAPITULO V
TIPO DE DEPÓSITO
5.1 DEPOSITO AZULCOCHA
El Cuerpo de Azulcocha es un complejo estructuralmente controlado por un
depósitos mineral de sulfuro de zinc / óxido de manganeso tipo
reemplazamiento en rocas carbonatadas o carbonate hosted replacement.
El trabajo de Muñoz y de otros expertos indica que hay fuerte correlación
entre Azulcocha y otros depósitos polimetálicos de mineral de Zn
relacionados al magmatismo terciario en el Centro del Perú. En la meseta
central las minas de Huarón y Colquijirca son ejemplos específicos de
depósitos que son controlados estructuralmente aunque con temperaturas
de mayor precipitación.
El Cuerpo tiene una forma elíptica con dimensiones máximas a 450 metros
con Rumbo (N84°E), un ancho de 50 a 60 metros y una longitud promedio
de 160 m en profundidad (dip: 42 º S). La diferencia entre los registros
antecedentes que reportan toneladas producidas de la mina, entre la
54
estimación de Randy Henkle sugiere un volumen resultante total del cuerpo
en el orden de los 2.5 millones de metros cúbico.
La estructura cymoidal bend en concordancia con el plano de la falla Cochas
- Gran Bretaña produjo la formación de fracturas a lo largo del plano de falla
dando lugar al incremento de la permeabilidad, la formación de carsts y de
brechas de colapso, los cuales son áreas muy favorables para la
mineralización durante el emplazamiento del Cuerpo. La naturaleza
relativamente no deformada del Cuerpo indica la formación de minerales
sobre todo después de la tectónica y ciertamente, después de la Falla
Cochas - Gran Bretaña con edad del mioceno superior (3 a 10 millones de
años).
Los minerales principales económicos de interés en el Cuerpo son la
esfalerita como sulfuro primario de zinc y óxidos de manganeso como
mineral secundario. Los óxidos de manganeso se formaron después de la
intemperie, La rodocrosita un carbonato de manganeso primaria que se
depositó conjuntamente con la esfalerita. En términos generales, la base del
cuerpo está enriquecida con el zinc y la zona del techo del cuerpo presenta
enriquecimiento de óxidos de manganeso. Sin embargo, hay muchas partes
dentro de las labores mineras, donde la mineralización está íntimamente
entremezclados.
55
CAPITULO VI
EXPLORACIÓN
Los trabajos de exploración se iniciaron en épocas del siglo pasado,
descubriéndose un yacimiento de manganeso, que luego fue explotado como
óxidos de manganeso.
Un reporte Técnico de Randy Henkle menciona un reporte disponible de actividades
de exploración en la región de Azulcocha por la Cía. Suero. El reporte de Suero fue
preparado antes que cierre la mina a mediados de 1980. Más de la mitad de
información de este reporte de recursos están basados por los laboreos de interior
mina. Se realizaron actividades de exploración en la Mina Azulcocha desarrollando
así campañas de muestreos de Canales en interior Mina y campañas de sondajes
desde superficie e interior mina.
6.1 MÉTODO DE MUESTREO
Para la colección de muestras de interior mina se ha utilizado el método de
canales y para sondajes diamantinos el método tradicional.
56
6.2 MUESTRAS DE INTERIOR MINA Y MUESTRAS DE SONDAJES
Tabla 6.1 Muestras en campaña de exploración.
6.3 RESULTADOS DE LOS MUESTREOS
Durante la exploración y colección de muestras se han podido reconocen la
predominancia de la esfalerita como mineral primario del cuerpo y la
presencia del óxido de manganeso como mineral secundario resultante de la
actividad micro tectónica de la zona.
6.4 CAMPAÑAS DE EXPLORACIÓN
6.4.1 Perforación y Preparación de Canales y Muestreo.
Ser Iniciaron los trabajos de rehabilitación subterránea en el 2006, los nivel 0
y -40 fueron rehabilitados. En el primer trimestre del 2008, los niveles
+115,+80, +40,00 y -40 de la mina fueron rehabilitados.
En el primer trimestre del 2007 la Cía. inicia programas de exploración en
las zonas de Azulcocha y Azulcocha Oeste.
En el cuarto trimestre del 2007 se realizaron perforaciones en interior mina y
en superficie. Se perforó 29 taladros en superficie con 2810.15 metros, y en
interior mina 45 taladros con 2241.3 metros.
Adicionalmente, se realizó canales y chimeneas de exploración
intersectadas con el cuerpo sobre los niveles +115, +40, 00 y -40 donde se
hicieron trabajos de muestreos sistemáticos en canales de 2 metros de
N° De Muestras Muestras Canales Interior
mina Muestreo Sondajes (DDH) 1023 4086
57
intervalo. Se ordenó el trabajo a realizar, primero se rehabilito las labores
existentes o el desarrollo para acceder al cuerpo, segundo se realizó la
preparación con chimeneas, galerías, etc. Luego se colocó sostenimiento a
las labores para realizar perforaciones en interior mina y para trabajar con
seguridad.
6.4.2 Geofísica.
El Primer programa de exploración fue a 40.7 kilómetros de línea magnética
conducida por Val D´Or Geophysica. Esta desviación muestra la presencia
al Este de cuatro cuerpos magnéticos con similar mineralización en interior
mina. Estas anomalías son localizadas en áreas con similar características
mineralógicas y geológicas en interior mina. Las áreas son definidas con
exploraciones futuras durante los años 2006 – 2007.
El segundo programa de exploración fue a 12.6 kilómetros de línea IP /
Desviaciones de Resistencia realizada por Geofísica Consultores.
Esta prueba identifico la presencia de una anomalía en la resistencia que es
similar que coincide con el cuerpo Azulcocha.
58
CAPITULO VII
PERFORACIÓN.
7.1 SONDAJES DDH.
Durante el periodo de operación de la Minera Gran Bretaña hicieron
campañas de sondajes DDH los cuales se podido registrar 21 sondajes solo
como material histórico, posteriormente Vena Perú S.A realizó campañas de
sondajes diamantinos tanto en superficie como interior mina de 5051.8
metros. Azulcochamining S.A durante el periodo de 2010- 2011 sobre los
niveles 0 y -40 realizaron 21 sondajes de exploración en interior mina de
1727.7 metros de perforación.
59
Tabla 7.1 Metraje de perforación.
CAMPAÑA DE PERFORACIONES DDH Periodo N° Sondajes
Superficie N° Sondajes Interior Mina
Total Sondajes
Metros Perforados
2006 – 2007 29 45 74 5051.8 2010 - 2011 0 21 21 1727.7
Total 1023 4086 95 6779.5
7.2 RESULTADOS RELEVANTES
Tabla 7.2 Relación de Taladros.
NOMBRE SONDAJE X Y Z AZIMUT DIP MAX
DEPTH ZN%
AZMDDHM06001 426775.9900 8666564.835 4348.875 209.489 -10 46.3 23.78
AZMDDHM06004 426778.8660 8666565.779 4348.432 146.178 -20 49 29.71 AZMDDHM06006 426713.2460 8666559.603 4349.720 208.011 -10 59 15.03
AZMDDHM06007 426714.4700 8666559.027 4349.560 164.882 -10 52.6 6.07
AZMDDHM06009 426860.3440 8666564.107 4348.796 219.875 -10 48 6.52
AZMDDHM07016 426871.4630 8666556.603 4348.668 164.926 -20 25 7.95 AZMDDHM07021 426713.4170 8666559.686 4349.342 191.492 -20 57 12.9
AZMDDHM07027 426861.1600 8666525.043 4309.181 179.664 -5 51.6 5.95
AZMDDHM07030 426861.1720 8666525.29 4309.744 180.273 20 35 6.06
AZMDDHM07039 426822.5190 8666534.294 4309.501 228.311 3 61.7 6.48 AZMDDHM07040 426822.5190 8666534.401 4309.861 228.311 20 64.9 23.3
AZMDDHM07043 426823.5220 8666534.131 4309.477 174.040 3 64.5 10.79
AZMDDHM07046 426918.9280 8666528.563 4309.837 178.500 20 50.4 23.97
AZMDDHM07050 426918.8150 8666528.959 4308.599 178.630 -10 67 11.33
AZMDDHM10001 426776.2400 8666564.999 4349.411 203.739 -
11.0561 60.55 21.41
AZMDDHM10003 426819.0240 8666561.12 4349.125 199.359 -
22.4319 78.6 13.61
AZMDDHM10004 426819.1553 8666561.076 4349.191 180.191 -
19.7564 58.9 9.99
AZMDDHM10005 426790.3570 8666534.378 4309.254 191.863 -
12.8675 72.45 28.29 AZMDDHS07048 427015.8830 8666498.712 4457.736 336.161 -80 132.7 15.57
60
CAPITULO VIII
PROCESO
La evaluación toma como base los parámetros de diseño extraídos de la
investigación metalúrgica del mineral. No fue posible realizar la “Prueba Piloto”, esto
implica que los ajustes al diseño experimental se realizarán directamente a nivel
industrial.
8.1 TOMA DE MUESTRA PARA ANÁLISIS METALÚRGICO
Se ha tomado muestras de mineral de la Mina Azulcocha, de los niveles de
producción, así como muestras del relave antiguo. El peso recibido y la
humedad de cada muestra se presentan en las tablas 8.9 y 8.10.
8.1.1 Mineral de Relave
Las muestras de relaves presentaban alto contenido de aglomeraciones
sólidas del mineral.
61
Tabla 8.1 Descripción de muestras de relaves.
Dónde:
• C1: Cancha N°1, Cancha N°2, Cancha N°3
• C2: Cancha N°4
• C3: Cancha N°5
8.1.2 Mineral Fresco
Las muestras del mineral fresco se encontraban los sacos a una
granulometría inferior a menos 2 pulgadas con contenido de finos.
Tabla 8.2 Descripción de muestras de mineral fresco.
CODIGO PESO (KG) % HUMEDAD
XC 823 29.95 6.44
XC 861 29.95 11.45
XC 905 29.90 3.64
DP 05 29.95 9.18
TOTAL 119.75
CODIGO PESO (KG) % HUMEDAD
C1 50.05 8.08
C2 51.95 3.57
C3 53.80 20.50
TOTAL 155.8
62
Para la determinación de humedad se utilizó toda la muestra de cada uno de
ellos y se llevó a la estufa de secado a 60 °C hasta peso constante.
Las muestras de mineral fresco fueron sometidos a un Chancado
controlado, tamizado y homogenizado con el fin de obtener una muestra al
100% -10 malla. Las muestras de relaves fueron desmenuzadas con un
rodillo de acero y homogenizados.
8.2 TEST METALÚRGICO
Se realizaron 12 Test metalúrgicos, entre los que destacan test con relave
puro (Figura 8.5), test con mineral fresco (Figura 8.6) y test con blending:
Mineral fresco 80%: Relave antiguo 20% (Figura 8.7), que nos permitió
elaborar los parámetros de diseño, importantes para el diseño de la planta.
63
Figura 8.1 Diagrama de Flujo Prueba metalúrgica N°08 con 100% Relaves
64
Figura 8.2 Diagrama de Flujo Prueba metalúrgica N°11 con 100% Mineral
Fresco.
65
Figura 8.3 Diagrama de Flujo Prueba metalúrgica N°12 con blending 80: 20
(Mineral Fresco y Relaves).
66
CAPITULO IX
ESTIMACION DE RECURSOS
9.1 MÉTODO DE ESTIMACIÓN.
Se realizó por secciones transversales – área de polígonos en secciones.
La estimación se realizó utilizando un total de 24 secciones de recursos
basados en la interpretación geológica de cuerpo Azulcocha, dichas
secciones están separadas cada 20 metros paralelas entre sí siguiendo la
dirección del Rumbo del cuerpo , cada sección es perpendicular a esta
dirección.
Para el cálculo de volumen se han utilizado los bloques recursos en planta
interpretados por Randy Henkle (área del polígono) por la longitud
proyectada de 10 metros a cada lado.
En cuanto a la estimación de las leyes del Zinc se utilizó el promedio
ponderado resultando del ancho de la muestra por la ley de la muestra, este
procedimiento se utilizó en todas las secciones interpretadas.
67
Se validó la información del método de estimación de recursos realizado por
Randy Henkle mencionando el siguiente procedimiento:
• Se digitalizó las secciones de recursos geológicos.
• Se utilizó un sistema computacional para medir las áreas de las
secciones.
• Se realizó un reporte del recurso estimado obteniéndose una
disminución una diferencia de 6 %, que está dentro del rango permitido.
68
Figura 9.1 Sección Vertical de Geología y Muestreo 1W
69
9.2 DESCRIPCIÓN DE CATEGORÍAS
Los tipos de recursos presentados en este informe se clasifican en:
9.2.1 Recursos Medidos:
Se considera como mineral en categoría de recurso medido a aquellos
bloques de mineral que están plenamente reconocidos a través de
muestreos sistemáticos en canal y cartografiado geológico, realizados en las
labores mineras como cruceros, galerías, chimeneas, etc. y perforación
diamantina.
Para la cubicación de la mina Azulcocha, se consideran recursos medidos a
aquellos bloques que se encuentran definidas por sondajes diamantinos y/o
labores mineras desarrolladas en estructura mineralizada.
9.2.2 Recursos Indicados:
En esta categoría se ubican los blocks de mineral inmediatamente seguidos
a los blocks considerados como recursos medidos. Las dimensiones de esta
categoría se mantienen con las longitudes, profundidades y/o alturas
similares a las definidas para la categoría de recurso medido.
Por su ubicación espacial en relación a los puntos de muestreo, esta
categoría presenta mayor incertidumbre en continuidad de potencias y leyes.
Las proyecciones geológicas de continuidad en leyes y potencias de
estructuras mineralizadas permiten extrapolar información en profundidad
y/o altura para la definición de reservas en categoría recurso indicado.
70
Los bloques definidos en esta categoría no son directamente definidos las
labores mineras; sin embargo, las dimensiones obtenidas corresponden a
extrapolaciones de los blocks en categoría de recurso medido.
9.2.3 Recursos Inferidos:
Los sectores con proyecciones geológicas favorables para la continuidad de
estructuras mineralizadas, según cartografiados geológicos en subterráneo
o en afloramientos de superficie y/o con evidencias de continuidad de
estructura y leyes en profundidad a través de sondajes son definidos en esta
categoría como recurso inferido.
Esta categoría es considerada con alto riesgo de definición de mineral que
pudiera ser económicamente explotable y fundamentalmente está definida
por parámetros de proyecciones y conceptos geológicos.
9.2.4 Hipotético:
Se considera en esta categoría al mineral estimado con un nivel de
confianza menor que el de recurso inferido, su estimación se basa
mayormente en el conocimiento geológico del yacimiento, es decir muchas
veces no depende de la exposición directa de la mineralización económica,
sino de indicaciones indirectas.
71
Tabla 9.1 Reporte de Recursos.
Mina Azulcocha
Reporte de Recursos Categoría Toneladas %Zn
Medidos 1,067,515.00 7.80 Indicados 969,938.00 7.00 Total 2,037,453.00 7.40
Categoría Toneladas %Zn Inferidos 463,544.00 6.2
Tabla 9.2 Estimación de Recursos de Zinc.
MINA AZULCOCHA ESTIMACIÓN DE RECURSOS (RESUMEN)
Clasificación Toneladas %Zn Medidos 1,073,271.00 7.8 Desarrollados -5,756.00 8.0 Ajuste de medidos 1,067,515.00 7.8 Indicados 981,622.00 7.0 Pruebas en Mina -11,684.00 8.0 Ajuste de indicados 969,938.00 7.0 Total Med. + Ind. 2,037,453.00 7.4 Inferidos 463,544.00 6.2 Hipotético 318,955.00 6.5 Total todas las categorías 2,819,952.00 7.1
72
El inventario de recursos de Zn ha sido realizado con un Cut Off de 5.07 %
lo que ha dado como resultado un total de 2, 037,453 tm. 7.4% Zn y 14.4%
Mn en calidad de medido e indicado.
Los recursos estimados son explotables en su totalidad por no presentar
problemas medioambientales, legales y se cuenta con todos los permisos
asumidos con el estado.
73
CAPITULO X
ESTIMACION DE RESERVAS
Se ha evaluado un Cut-Off bajo el escenario de menor producción, el cual
considera un costo de mineral de 55.87 $/Tm para un ritmo de explotación de
500tpd de mineral fresco el primer año de explotación, a partir del segundo año el
ritmo de producción aumentara a 1000 tpd de mineral fresco lo que permitirá reducir
el costo de mineral a 37.68 $/tm. Es por eso la importancia de culminar la
ampliación de planta de 500 a 1000 Tpd, debido al ahorro sustancial en el costo de
operación.
10.1 ESTIMACIÓN DE LEY DE CORTE DE ZINC
El resultado de la evaluación ha determinado que el Cut Off del proyecto
para la etapa de producción total será de 5.07 % de Zn, ya que por efecto
de dilución en 15% la ley final a procesar en planta será de 4.41% de Zn.
74
Formula de Ley de Corte (%/Tm)
Ley Conc Zn % * (CM+CG+CS+CRC+CMA+CTM+CGA+CV)
REC * PTmC.Zn
O
Ley Conc Zn % * (OPEX + CAPEX + COSTO DE VENTA)
REC * PTmC.Zn
• CM: Costo de Minado.
• CG: Costo de Geología.
• CS: Costo de Seguridad.
• CRC: Costo de Relaciones Comunitarias.
• CMA: Costo de Medio Ambiente.
• CTM: Costo de transporte de Mineral.
• CGA: Costo de Gastos generales y Administrativos.
• CV: Costo de Venta.
• Ley Conc. Zn%: Ley de Zinc en Concentrado.
• REC: Recuperación Metalúrgica.
• PTmC.Zn: Valor de TM de concentrado después de descuentos.
Todos estos costos se desarrollan en el capítulo XIV Análisis Económico
de la presente tesis. La evaluación económica se realiza en un intervalo de
04 años con el fin de determinar el tiempo de retorno de inversión. La
75
variación del precio del zinc en US$/Ton concentrado, ha presentado en los
últimos 06 meses, un decrecimiento de su valor. En la tabla 10.13, veremos
un histórico del precio del zinc desde junio del 2015 a diciembre del 2015,
como su evolución hasta diciembre del 2015, su histograma y los principales
datos estadísticos como la mediana, el promedio, el máximo y el mínimo
valor.
76
Tabla 10.1 Data histórica del Precio del Zinc
Fuente: www.indexmundi.com
FECHA PRECIO (US$/Tm) FECHA PRECIO (US$/Tm) FECHA PRECIO (US$/Tm)10/06/2015 2,168.50 10/08/2015 1,862.40 12/10/2015 1,833.85 11/06/2015 2,123.85 11/08/2015 1,831.85 13/10/2015 1,787.50 12/06/2015 2,013.75 12/08/2015 1,809.00 14/10/2015 1,793.90 16/06/2015 2,076.85 13/08/2015 1,820.75 15/10/2015 1,805.40 18/06/2015 2,084.40 14/08/2015 1,843.40 16/10/2015 1,781.90 19/06/2015 2,039.75 17/08/2015 1,808.85 19/10/2015 1,757.00 22/06/2015 2,027.40 18/08/2015 1,773.40 20/10/2015 1,737.55 23/06/2015 2,042.85 19/08/2015 1,780.00 21/10/2015 1,725.40 24/06/2015 2,051.25 20/08/2015 1,812.35 22/10/2015 1,714.65 25/06/2015 2,030.75 21/08/2015 1,771.50 23/10/2015 1,749.50 26/06/2015 2,020.75 24/08/2015 1,708.35 26/10/2015 1,724.30 29/06/2015 2,010.65 25/08/2015 1,744.35 27/10/2015 1,725.00 30/06/2015 1,995.00 26/08/2015 1,687.25 28/10/2015 1,724.00 01/07/2015 2,040.90 27/08/2015 1,725.85 29/10/2015 1,696.00 02/07/2015 2,015.40 28/08/2015 1,807.15 30/10/2015 1,679.00 03/07/2015 2,012.25 01/09/2015 1,804.35 02/11/2015 1,672.40 06/07/2015 1,991.90 02/09/2015 1,784.60 03/11/2015 1,653.75 07/07/2015 1,950.75 03/09/2015 1,812.35 04/11/2015 1,674.05 08/07/2015 1,980.60 04/09/2015 1,773.40 05/11/2015 1,635.30 09/07/2015 2,008.85 07/09/2015 1,875.35 06/11/2015 1,627.15 10/07/2015 2,001.65 08/09/2015 1,791.35 09/11/2015 1,639.40 13/07/2015 2,045.40 10/09/2015 1,807.40 10/11/2015 1,596.50 14/07/2015 2,014.81 11/09/2015 1,787.75 11/11/2015 1,567.65 15/07/2015 2,095.30 14/09/2015 1,763.85 12/11/2015 1,570.50 16/07/2015 2,050.65 15/09/2015 1,765.65 13/11/2015 1,585.90 17/07/2015 2,052.90 16/09/2015 1,728.50 16/11/2015 1,578.00 20/07/2015 2,027.25 17/09/2015 1,695.00 17/11/2015 1,553.00 21/07/2015 2,044.45 18/09/2015 1,672.90 18/11/2015 1,511.35 22/07/2015 1,995.40 21/09/2015 1,652.00 19/11/2015 1,486.90 23/07/2015 2,003.00 22/09/2015 1,619.40 20/11/2015 1,577.15 24/07/2015 1,958.50 23/09/2015 1,654.25 23/11/2015 1,504.65 27/07/2015 1,932.92 24/09/2015 1,660.60 24/11/2015 1,506.52 28/07/2015 1,957.00 25/09/2015 1,645.35 25/11/2015 1,553.30 29/07/2015 1,973.15 28/09/2015 1,586.50 26/11/2015 1,587.15 30/07/2015 1,947.00 29/09/2015 1,632.25 27/11/2015 1,541.00 31/07/2015 1,920.00 30/09/2015 1,656.90 30/11/2015 1,545.00 03/08/2015 1,899.85 01/10/2015 1,690.40 01/12/2015 1,530.85 04/08/2015 1,925.25 02/10/2015 1,655.40 02/12/2015 1,530.75 05/08/2015 1,887.50 05/10/2015 1,652.40 03/12/2015 1,505.45 06/08/2015 1,876.35 06/10/2015 1,636.25 04/12/2015 1,535.04 07/08/2015 1,846.75 07/10/2015 1,670.40 10/08/2015 1,862.40 08/10/2015 1,662.40 11/08/2015 1,831.85 09/10/2015 1,824.50
77
Figura 10.1 Evolución del precio del zinc
Figura 10.2 Histograma y frecuencias del Precio del Zinc
78
COTIZACIÓN: ENSAYES:
Zn: $1,793.49 US$/TM Zn: 58.00%.
As 0.900%
MN 0.980%60
Merma 0.50%Zn 49.590% X $1,793.49 $889.39
$889.39DEDUCCIONES US$ US$MAQUILA: (P.B.=1000 US$/TM) 280.00 280.00
ZN$MT 1793.49 -3000.00 0.000 $0.000ZN$MT 1793.49 -2500.00 0.000 $0.000ZN$MT 1793.49 -2000.00 0.000 $0.000ZN$MT 2000.00 -1793.49 206.51 $6.815
ZN$MT(-) $/MTX-0.033$/MT/1.000$/MT
PENALIDADES:MN 0.980% -1.500% 0.00% $0.000AS 0.900% -2.000% 0.00% $0.000AS 0.900% -1.200% 0.00% $0.000
TOTAL DE DEDUCCIONES 286.81TOTAL VALOR 602.58
%Zn*85%(DM 8.000%)
.$/MTX0.080$/MT/1.000$/MT$/MTX0.090$/MT/1.000$/MT$/MTX-0.033$/MT/1.000$/MT
x1.500$/MT/0.100%x10.000$/MT/0.100%x5.000$/MT/0.100%
Tabla 10.2 Información estadística del precio del Zinc
Promedio US$ 1,793.49 Máximo US$ 2,168.50 Mínimo US$ 1,486.90 Mediana US$ 1,780.95
Para el cálculo de la ley de corte, tomaremos como precio del Zinc, el valor
de US$ 1793.49 (El valor promedio). Las deducciones correspondientes a
penalidades por contenido de Arsénico y Manganeso, Ley de concentrado,
humedad, merma, maquila, se desarrollan en la tabla 10.15.
Tabla 10.3 Cotización a 1793.49$/Tm concentrado de Zinc (PTmC.Zn)
79
Año 01 Año 02 Año 03 Año 04OPEX $ 6,297,182.36 9,864,792.00 9,864,792.00 9,864,792.00 CAPEX $ 3,271,997.50 2,660,400.00 2,660,400.00 2,660,400.00 COSTO DE VENTA $ 498,334.39 1,031,422.79 1,050,035.98 1,040,657.24 TONELADAS PRODUCIDAS TM 180,000.00 360,000.00 360,000.00 360,000.00
COSTO POR TONELADA $/TM 40.29
El costo de minado de los 04 años (Incluyendo Capex, Opex y Costo de
venta) es el siguiente:
A una recuperación metalúrgica del 88%, y Ley de concentrado de 58%, la
ley de corte será la siguiente.
Ley de corte = 58% * 40.29
88 * 602.58
= 4.41%
Para otros precios, se detalla la ley de corte en la tabla 10.16.
Tabla 10.4 Relación Ley de corte y Precio del Zinc (US$/Ton)
Precio de Zinc (US$/Tn) Ley de corte % Ley de corte % con dilución
1,550.00 5.60% 6.44%1,600.00 5.31% 6.10%1,650.00 5.04% 5.80%1,700.00 4.80% 5.52%1,750.00 4.58% 5.27%1,793.49 4.41% 5.07%1,800.00 4.38% 5.04%1,850.00 4.20% 4.83%1,900.00 4.03% 4.63%1,950.00 3.87% 4.45%2,000.00 3.73% 4.29%
80
Figura 10.3 Ley de corte Vs Precio del zinc en el mercado.
El inventario de recursos con que cuenta el proyecto asciende a 2, 037,453
Tm. de mineral (con ley de zinc mayor a 5.0%) con ley de 7.4%Zn, el Cut Off
de explotación se ha definido a partir de parámetros de recuperación
metalúrgica, precio de los metales, comercialización del concentrado, costo
total de operación, etc, para una producción de 500tpd el 1er año y 1000 tpd
el 2do 3er y 4to año, el cual es en global 4.41% Zn antes de ser afectado por
la dilución propia del método de minado (Sub Level Caving), la que coloca el
Cut Off en 5.07 %Zn. La contabilidad en calidad de Reservas con un total de
1, 386,195 tm con ley de 6.63%Zn.
81
Tablas 10.5 A y 10.5 B: Cuadro Comparativo de Recursos y Reservas del proyecto.
Recursos
Niveles de Recursos
Medido Indicado Total Recursos
Tm Zn% Tm Zn% Tm Total recursos Zn%
115 245,189 6.52 286,052 6.38 531,241 6.44 40 87,973 6.14 115,620 6.52 203,593 6.36
0 308,908 8.54 242,799 6.44 551,707 7.62 -40 278,908 7.88 212,416 7.52 491,324 7.72 -60 146,447 9.12 113,052 9.66 259,499 9.36
1,067,425 7.79 969,939 7.04 2,037,364 7.43
Reservas
Niveles de Recursos
Medido Indicado Total Reservas
Tm Zn% Tm Zn% Tm Total recursos Zn%
115 9,981 5.81 105,551 4.94 115,532 5.02 95 8,367 6.47 155,570 5.13 163,937 5.20 40 3,753 7.52 38,860 6.48 42,613 6.57 26 5,326 7.69 52,093 6.2 57,419 6.34 13 13,626 8.44 140,942 6.24 154,568 6.43
0 17,137 9.47 170,790 7.64 187,927 7.81 -13 10,805 8.48 143,629 7.69 154,434 7.75 -27 12,514 7.28 118,035 7.67 130,549 7.63 -40 17,832 8.2 174,174 6.77 192,006 6.90 -53 13,014 7.22 174,196 6.31 187,210 6.37
112,355 7.85 1,273,840 6.57 1,386,195 6.63
La estimación de reservas de mina ha sido determinada a partir de una
primera etapa, que contempla una producción de 180,000 tm de mineral en
el año 01 (500tpd – 12 meses), 360,000 de mineral en los años 02, 03 y 04.
Tabla 10.6 Cuadro de explotación de reservas por Año.
Periodo Año 1 Año 2 Año 3 Año 4 Total Mineral Tm 180,000 360,000 360,000 360,000 1,260,000 Zn (%) 6.41 6.7 6.7 6.7 6.66
82
CAPITULO XI
METODO DE MINADO
11.1 HIDROGRAFÍA
La cuenca en donde se ubica el estudio pertenece a la Quebrada
Pozocancha, ubicada en la hoya hidrográfica del Mantaro. La cuenca se
localiza en la divisoria de la cuenca con el rio Cañete, en la cual se da inicio
al río Alis. El proyecto se encuentra en la zona hidrológica 3.6b, en que la
precipitación varía con la altura.
La cuenca tiene una extensión aproximada de 35.19 km2, posee un buen
sistema de drenaje, en el cual existen bofedales en las partes altas y en el
curso de las quebradas, los cuales alimentan en forma continua la quebrada
Pozocancha.
La cuenca tiene una forma rectangular, lo que permite que ante un evento
extraordinario, la respuesta de la cuenca sea lenta. Asimismo, el hecho de la
83
existencia de lagunas, reduce en mayor grado los eventos extraordinarios,
puesto que lamina las crecidas.
Para el sector comprendido entre 3,900 y 4,300 msnm. (Paramo muy
Húmedo Subalpino Tropical) las temperaturas son bajas y presentan un
promedio anual que varía entre 3.8°C y 6.0°C. Las temperaturas mínimas se
mantienen casi siempre bajo el punto de congelación.
La formación ecológica inmediata inferior es el Páramo Muy Húmedo
Subalpino. Este sector varía entre los 3,900 y 4,500 msnm de altitud y en
este el clima se caracteriza por ser muy húmedo y frígido (con temperaturas
por debajo de 0°C). Las precipitaciones anuales promedio oscilan entre los
584 mm y 1,255 ms. Según el diagrama de Holdridge, esta zona se ubica en
una provincia de humedad perhumeda.
11.2 ESTUDIO GEOMECÁNICO.
11.2.1 Caracterización de la masa rocosa
El registro de datos para la caracterización de la masa rocosa, fueron los
labores mineras rehabilitadas llevadas a cabo por la empresa Azulcocha.
Sobre estas labores se llevó a cabo un registro lineal extrayéndose muestras
de roca en bloques para enviar al laboratorio de Mecánica de Rocas.
Los parámetros de observación están adecuándolos a las normas sugeridas
por la Sociedad Internacional de Mecánica de Rocas (ISRM). Estos
parámetros fueron: tipo de roca, tipo de sistema de discontinuidad,
orientación, espaciado, persistencia, apertura, rugosidad, tipo de relleno,
espesor del relleno, intemperización y presencia de agua. Adicionalmente se
registraron datos sobre la resistencia de la roca y la frecuencia de
fracturamiento.
84
Con respecto a los aspectos litológicos, en la caja techo del Cuerpo,
predominan la caliza gris a negra con alto contenido de materia orgánica. En
la estructura mineralizada, predominan los sulfuros masivos, formados por
minerales de esfalerita, y plomo. En la caja piso, se presentan areniscas
cuarzosas intensamente fracturadas.
Para establecer las características de la distribución de discontinuidades, el
procesamiento de los datos de orientación se realizó mediante técnicas de
proyección estereográfica equiángular, utilizando el programa de computo
DIPS, Versión 5.0 (2001).
Los resultados de las características de distribución de los sistemas de
discontinuidades estructurales se muestran en las figuras 01 al 03. A partir
de esta información se concluye en lo siguiente:
• En la caja piso se presentan 4 sistemas de fracturas (3 principales y un
aleatorio), siendo los siguientes:
- N45° W/37° NE
- N17° W/43° SW
- N65° E/62° SE
- N17° E/81° NW
• En el mineral se presentan 4 sistemas de fracturas (3 principales y un
aleatorio) siendo la estratificación el aleatorio, estos son los siguientes:
- N75° E/70° NW
- N40° W/68° NE
- N09° W/74° SW
- N76° W/75° SW
85
• En la caja techo se presentan 5 sistemas de fracturas (3 principales y
dos aleatorio), siendo los siguientes:
- N08° E/77° SE
- N87° W/72° NE
- N40° W/34° NE
- N03° W/79° SW
- N 85° E / 66° S
Figura 11.1 Concentración de polos caja piso arenisca
86
Figura 11.2 Concentración de polos en mineral.
Figura 11.3. Concentración de polos en caja techo
87
Para establecer las características estructurales de la masa rocosa, nos
referimos al arreglo estructural de la masa rocosa en la caja techo, en el
mineral y en la caja piso.
Caja Piso
La arenisca cuarzosa presenta por lo general las siguientes características:
espaciamiento de 4 a 15 cm., persistencia mayor a 1 m, apertura de 0.1 a 3
mm, rugosidad liza a planar, relleno suave, mayormente de arcillas y óxidos,
y mediana alteración. El macizo presenta condiciones húmedas a mojadas.
Mineral
El mineral presenta una estructura triturada con presencia de arcilla. Por lo
general presenta las siguientes características: espaciamiento de 2 a 5 cm.,
persistencia mayor a 1 m., apertura de 0.1 a 3 mm., rugosidad liza a planar,
relleno blando, mayormente de arcillas y óxidos, y alta alteración. El macizo
presenta condiciones mojadas (goteo).
Caja Techo
La caliza negra presenta dos áreas bien marcadas dentro del yacimiento:
• Zona centro y Este: Esta zona es la más crítica del yacimiento ya que al
ser intersectada por lo general se presentan flujos de suelo, esto se
debe a que tiene agua acumulada. No es posible determinar las
características de las fracturas del macizo en dicha zona.
• Zona Oeste. Por lo general presenta las siguientes características:
espaciamiento de 10 a 25 cm., persistencia mayor a 1 m, apertura de 0.1
a 2 mm, rugosidad planar, relleno calcita a suave, mayormente de
arcillas y óxidos, y baja alteración. El macizo presenta condiciones
húmedas a mojadas.
88
11.2.2 Clasificación de la masa rocosa
Para clasificar geomecánicamente a la masa rocosa se utilizó la información
desarrollada precedentemente, aplicando los criterios de clasificación
geomecánica de Bieniawski (RMR - Valoración del Macizo Rocoso - 1989),
Barton y Colaboradores (Sistema Q - 1974) y Marinos & Hoek (GSI -
Geológical Strenght Index-2002).
Los valores del índice de calidad de la roca (RQD) fueron determinados por
medición directa de las labores mediante el registro lineal de
discontinuidades, utilizando la relación propuesta por Priest & Hudson
(1986), teniendo como parámetro de entrada principal la frecuencia de
fracturamiento por metro lineal. El criterio adoptado para clasificar a la masa
rocosa se presenta en la tabla 11.19.
Tabla 11.1 Criterio para la clasificación de la masa rocosa
Tipo de roca Rango RMR Rango Q Calidad según RMR
II > 60 > 6.0 Buena
IIIA 51 – 60 2.0 – 6.0 Regular A
IIIIB 41 – 50 0.65 – 2.0 Regular B
IVA 31 – 40 0.2 – 0.65 Mala A
IVB 21 – 30 0.07 – 0.2 Mala B
V < 20 <0.07 Muy Mala
A partir de estos resultados podemos concluir lo siguiente:
• En la caja techo intermedia se presentan calizas con una calidad regular
III-B, mientras que en la caja techo próxima a la estructura mineralizada,
encontramos calizas brechosas con una calidad mala IV-B.
89
• En la zona del mineral, encontramos una roca de características
expansivas, por ciertas zonas presenta humedad, con una calidad de
roca mala IV-B.
• En material presente en la falla, presenta una alta argilizacion, su
condición de agua subterránea es húmeda. Su calidad de roca es muy
mala V.
• En la caja Piso próxima, se presenta Arenisca fina, con baja cohesión, y
condición de agua subterránea húmeda, por lo que su calidad de roca es
mala IV – B.
• En la zona de la caja piso intermedia, se presenta una arenisca cuarzosa
fracturada, con una cohesión media y de condiciones de agua
subterránea secas, por lo que su calidad de roca es mala IV-A
• A medida que nos alejamos de la estructura mineralizada, nos
encontramos en una zona de transición hacia arenisca cuarzosa masiva,
con una alta cohesión y por ciertas zonas presenta humedad, por lo que
su calidad de roca es regular III – B - A.
11.2.3 Zonificación geomecánica de la masa rocosa
Para la aplicación racional de los diferentes métodos de cálculo de la
mecánica de rocas, es necesario que la masa rocosa bajo estudio esté
dividida en áreas de características estructurales y mecánicas similares,
debido a que el análisis de los resultados y los criterios de diseño serán
válidos solo dentro de masas rocosas que presenten propiedades físicas y
mecánicas similares.
90
Dentro de estas propiedades el arreglo o modelo estructural de la masa
rocosa y la calidad de la misma son consideraciones importantes a tomarse
en cuenta para la delimitación de los dominios estructurales. Para nuestro
caso, tiene mayor importancia la calidad de la roca que el modelo
estructural, dado que la masa rocosa circundante a la explotación
generalmente es de calidad Muy Mala. En estas condiciones, los
mecanismos de rotura o de inestabilidad de la roca, estarán mayormente
asociados a la calidad de la roca mala antes que al arreglo estructural de la
masa rocosa. De acuerdo a lo indicado, se ha llevado a cabo la zonificación
geomecánica de la estructura de la Mina Azulcocha, basada en toda la
información que se ha tenido disponible como producto de la presente tesis.
Tabla 11.2
Zonificación geomecánica del yacimiento Azulcocha
Ubicación Dominio
Estructural Clasificación
RMR Sistema Q GSI
Caja techo intermedia
(Caliza) DE – 7 35 – 40 0.36 – 0.64 IF/R
Caja techo próxima (Caliza
brechosa) DE – 6 25-30 0.12 – 0.21 IF/P
Mineral DE – 5 < 20 < 0.069 T/MP
Falla DE – 4 < 20 < 0.069 T/MP
Caja piso próxima
(Arenisca fina) DE- 3 20-30
0.069 –
0.21
IF/P-
MP
Caja piso intermedia
(Arenisca cuarzosa
fracturada)
DE – 2 30-40 0.21 – 0.64 IF/R-P
Caja piso lejana (Arenisca
masiva) DE – 1 45 – 50 1.11 – 1.94 F/R
91
Notamos que las zonas con calidad pobre de macizo rocoso están presentes
en el mineral, la zona de contacto y la caja piso próxima, (Dominios
estructurales 5,4 y 3 respectivamente). A medida que nos alejamos de la
zona de contacto, a unos 15 – 20 mts, encontramos una caja piso con un
dominio estructural 2, y a mayor distancia se presenta una caja piso con un
dominio estructural 1. Es por eso que el sostenimiento tanto en la zona
mineralizada como en zonas próximas a la estructura mineralizada, debe ser
pasivo, con uso de cimbras debido al método de explotación (Sub Level
Caving).
92
Nv 40Dominio estructural Material RMR Q Calidad de rocaDE - 1 Arenisca Cuarzosa Masiva 45 1.000 Regular III-BDE - 2 Arenisca cuarzosa fracturada 35 0.329 Mala IV-ADE - 3 Arenisca Fina 25 0.108 Mala IV-BDE - 4 Falla 15 0.036 Muy MalaDE - 5 Mineral 20 0.062 Muy MalaDE - 6 Caliza brechoza mineralizada 30 0.189 Mala IV-BDE - 7 Caliza 40 0.574 Mala IV-A
Figura 11.4 Zonificación geomecánica Nv – 40
93
Nv 0Dominio estructural Material RMR Q Calidad de rocaDE - 1 Arenisca Cuarzosa Masiva 45 1.000 Regular III-BDE - 2 Arenisca cuarzosa fracturada 35 0.329 Mala IV-ADE - 3 Arenisca Fina 25 0.108 Mala IV-BDE - 4 Falla 10 0.020 Muy MalaDE - 5 Mineral 10 0.020 Muy MalaDE - 6 Caliza brechoza mineralizada 30 0.189 Mala IV-BDE - 7 Caliza 40 0.574 Mala IV-A
Figura 11.5 Zonificación geomecánica Nv – 0
94
POR SECCIONDominio estructural Material RMR Q Calidad de rocaDE - 1 Arenisca Cuarzosa Masiva 45 1.000 Regular III-BDE - 2 Arenisca cuarzosa fracturada 35 0.329 Mala IV-ADE - 3 Arenisca Fina 25 0.108 Mala IV-BDE - 4 Falla 10 0.020 Muy MalaDE - 5 Mineral 10 0.020 Muy MalaDE - 6 Caliza brechoza mineralizada 30 0.189 Mala IV-BDE - 7 Caliza 40 0.574 Mala IV-A
Figura 11.6 Zonificación geomecánica en sección
95
11.2.4 Resistencia de la roca
Características Físicas y Mecánicas de la roca intacta
Uno de los parámetros más importantes del comportamiento mecánico de la
masa rocosa, es la resistencia compresiva no confinada de la roca intacta
(σc). Se intentó extraer muestras para ensayos de laboratorio de los testigos,
pero debido al intenso fracturamiento del macizo no fue posible obtener
muestras adecuadas; solo se obtuvieron muestras de las rocas en bloques,
los cuales tuvieron que ser embebidas en cemento para tratar de
mantenerlas intactas ya que en el transporte al laboratorio de Mecánica de
Rocas podrían romperse. En estas muestras se realizaron algunos ensayos
de laboratorio de mecánica de rocas.
Las diferentes características físicas y mecánicas de la roca intacta, el
macizo rocoso se observan en la tabla 11.21.
Resistencia de las discontinuidades
Desde el punto de vista de la estabilidad estructuralmente controlada, es
importante conocer las características de resistencia al corte de las
discontinuidades, puesto que estas constituyen superficies de debilidad de la
masa rocosa y por tanto planos potenciales de falla. La resistencia al corte
en este caso está regida por los parámetros de fricción y cohesión de los
criterios de falla Mohr-Coulomb.
La estabilidad estructuralmente controlada pasa a segundo plano, siendo de
mayor importancia la resistencia de la roca intacta y de la masa rocosa; sin
embargo, se ha estimado empíricamente los valores de ángulos residuales
96
de las fracturas en las rocas de la caja techo oeste (calizas), siendo de 25° a
28°.
11.2.5 Condiciones especiales de la masa rocosa
Estas condiciones están referidas a las características de expansión
(swelling rock) en presencia de agua y a las características de alta
deformabilidad (squeezing rock) de la masa rocosa que pudieran estar
presentes en el Cuerpo Mineralizado de la Mina Azulcocha.
Las características expansivas de la roca están asociadas a la presencia de
arcillas como la montmorrilloníta, que pueden estar contenidas en las
alteraciones argílicas, o en minerales de anhidrita. Por la información que se
dispone, se ha notado que hay cierto grado de alteración argílica en el
yacimiento, pero no hay anhidrita. Por tanto se anticipa que las rocas podrían
presentar alguna actividad expansiva, siendo recomendable que se orienten
investigaciones futuras al respecto.
Las rocas de alta deformabilidad, son aquellas que muestran deformaciones
en función del tiempo; aquí, los esfuerzos exceden a la resistencia de la
masa rocosa o el límite de fluencia, ocurriendo entonces que esta se
deforme plásticamente. Estas características podrían estar presentes en la
masa rocosa mineralizada y cajas inmediatas.
97
Tabla 11.3 Características físicas y mecánicas de la roca según dominio estructural.
DOMINIO ESTRUCTURAL ZONA RMR Q GSI
GRAVEDAD
ESPECIFICA (Mn/M3)
COHESION SIMPLE (MPa)
ANGULO DE
FRICCION(°)
COHESION (MPa)
MODULO DE
ELASTICIDAD (MPa)
MODULO DE
POISSON
RESISTENCIA A LA
TRACCION (MPa)
DE - 1 Arenisca cuarzosa masiva (caja piso lejana)
53 2.72 MF/R 0.0246 65.51 28.14 0.093 5340 0.21 4.62
DE - 2 Arenisca cuarzosa fracturada (Caja piso intermedia)
38 0.51 IF/R-P 0.0251 51 28.8 0.096 - - 10.82
DE - 3 Arenisca Fina (Caja piso próxima)
25 0.12 IF/MP 0.0247 24.29 29.94 0.078 2400 0.3 8.17
DE - 4 Falla 18 0.06 T/MP 0.023 12.2 8.52 0.046 188.7 0.21 0.005
DE - 5 Mineral 15 0.04 T/MP 0.034 36.79 23.72 0.115 1700 0.33 5.88
DE - 6 Caliza brechosa mineralizada (caja techo próxima)
20 0.07 IF/MP 0.023 5 4.48 0.037 950 0.33 -
DE - 7 Caliza (caja techo intermedia) 37 0.46 IF/R-P 0.023 25 26.65 0.457 6300 - -
98
Condiciones del agua subterránea
El agua juega un factor muy importante en la estabilidad del macizo rocoso,
y más si se trata de materiales de baja calidad geotécnica, por lo que es
primordial el estudio del agua subterránea determinando su origen y control.
En la mina Azulcocha se observa una gran influencia del agua subterránea
sobre la estabilidad del macizo rocoso, ya que se tienen zonas de intenso
goteo, observándose agua acumulada en la caja techo de la estructura. El
agua puede provenir de una o más de las siguientes fuentes:
• Por la infiltración del agua proveniente de las lluvias, las cuales filtran a
través de las estructuras principales llegando a las labores mineras.
• En la parte alta de la mina se encuentra la Laguna Azulcocha, la cual
podría alimentar en forma importante al acuífero intersectado por la mina.
Para poder cumplir con las recomendaciones dadas en el presente tesis se
requiere que el agua subterránea sea drenada en forma continua, para lo
cual se recomienda realizar un estudio Hidrogeológico, con la finalidad de
determinar la procedencia del agua y poder analizar como drenar dicha
agua. En primera instancia se recomienda Io siguiente:
• Realizar una rampa por debajo del Nivel - 40 con la finalidad de deprimir
el nivel freático a una cota inferior al actual y secar la zona de
explotación.
• Revisar los niveles superiores en busca de zonas con agua acumulada
en las labores, para poder desaguarlas
99
Esfuerzos
En la parte alta, la cual corresponde al método de explotación por Sub Level
Caving, la profundidad por debajo de la superficie es de 280 mts. En ambos
casos se estimara el esfuerzo vertical σv (Mpa) en función a la profundidad y
la densidad promedio de la roca (Mpa/m) (figura 11.18). Para el cálculo de
los esfuerzos horizontales, se estimara mediante la relación profundidad vs k
(Donde k es la relación entre el esfuerzo promedio horizontal y el esfuerzo
vertical) (figura 11.19). En la tabla 11.21 se detalla las variables y los
resultados obtenidos mediante los cálculos anteriormente descritos.
Figura 11.7 Relación esfuerzo vertical vs Profundidad (Fuente: BRADY, E.T.
BROWN, Rock Mechanics for underground mining)
100
Figura 11.8 Profundidad Mts vs k (k = σh/ σv) (Fuente: BRADY, E.T. BROWN, Rock Mechanics for underground mining)
Tabla 11.4 Cálculo de esfuerzo vertical y horizontal (Fuente Propia)
DENSIDAD (Mpa/Mt) 0.028 COTA SUPERFICIE
PROMEDIO Mt 4550
NIVEL COTA (Mt)
METODO DE EXPLOTACION
DIFERENCIA DE COTAS
(MTS)
ESFUERZO
VERTICAL (MPA)
K=σh/σv ESFUERZO
HORIZONTAL (MPA)
NIVEL + 115 4465 SUB LEVEL CAVING 85 2.38 1.48 3.51
NIVEL 0 4350 SUB LEVEL CAVING 200 5.60 0.80 4.48
NV - 40 4310 SUB LEVEL CAVING 240 6.72 0.72 4.82
NIVEL - 80 4270 SUB LEVEL CAVING 280 7.84 0.66 5.15
101
Factor de competencia de la roca.
Se denomina factor de competencia al cociente de la resistencia a la
compresión simple (UCS) y la tensión inducida por la carga litostática (σV).
Si:
- Factor de competencia > 2 la deformación será post excavación.
- Factor de competencia < 2 los esfuerzos producirán un sobre
esfuerzo inmediato después de ejecutadas las excavaciones,
requiriendo sostenimiento inmediato y permanente.
Tabla 11.5 Factor de competencia de la roca mina Azulcocha
ZONA NIVEL RESISTENCIA COMPRESIVA UNIAXIAL MPA
ESFUERZO VERTICAL
MPA
FACTOR DE COMPETENCIA
(UCS/σv) OBSERVACION
CAJA TECHO 115 50 2.38 21.01
Deformación será posterior a la excavación.
CAJA TECHO - 40 25 6.72 3.72
Deformación será posterior a la excavación.
MINERAL -40 5 6.72 0.74 Esfuerzos producirán un sobre esfuerzo.
MINERAL 0 5 5.60 0.89 Esfuerzos producirán un sobre esfuerzo.
CAJA PISO 115 100 2.38 42.02
Deformación será posterior a la excavación.
CAJA PISO -40 100 6.72 14.88
Deformación será posterior a la excavación.
102
11.2.6 Estabilidad estructuralmente controlada
La geometría tridimensional de las excavaciones en relación a la distribución
espacial de las discontinuidades (fallas, diaclasas, estratos, etc.), las cuales
constituyen planos de debilidad, influyen sobre las condiciones de
estabilidad. A este tipo de estabilidad se le denomina "estabilidad
estructuralmente controlada". Los planos de debilidad, al interceptarse,
podrían forman cuñas o bloques rocosos en el techo y paredes de la
excavación, presentando libertad para descolgarse, rotar o deslizar.
Por las características estructurales que presenta la masa rocosa del cuerpo
mineralizado y las cajas inmediatas (techo y piso), que pertenecen al
dominio estructural DE-V, la estabilidad estructuralmente controlada no tiene
mayor importancia, puesto que en este tipo de materiales, la estabilidad
estará regida mayormente por la calidad de la masa rocosa y por los
esfuerzos. Solo en las rocas del dominio estructural DE-IIIB y II, presentes
en la caja piso y caja techo oeste, respectivamente, la estabilidad de las
excavaciones podría estar influenciada por el arreglo estructural de la masa
rocosa. Para evaluar esta influencia, se ha realizado un análisis rápido de
estabilidad estructuralmente controlado, utilizando el programa de cómputo
UNWEDGE (Rocscience, 2002). Los resultados de este análisis, han
indicado la posibilidad de formación de cuñas, tanto en el techo como en las
paredes de las excavaciones, requiriendo por tanto la utilización de
sostenimiento, ya sea con pernos de roca o con shotcrete.
103
REPORTE GEOMECÁNICOProgresiva: Pto. 1 Fecha 15-jul-15Mina Azulcocha Profundidad 50 mNivel 115 4465 Estructura Caja PisoLabor Litologia Arenisca
Realizado: J.T.A. Rc / Sv 74.07SISTEMA RMR PARÁMETROS RANGO VALORResistencia a la compresión uniaxial 100 MPa 11RQD 50 % 8Espaciamiento de discontinuidades 6 - 20 cm. 8CONDICION DE DISCONTINUIDADES
Familia Buz./D. Buz f/m Persistencia 3 - 10 m 21 55 / 360 10 Abertura 0.1 a 1 mm 42 44 / 180 6 Rugosidad R 53 84 / 100 4 Relleno SD < 5 mm 34 Alteración Moderada 3
Agua subterránea Humedo 10Orientación -5
RMR89 = 49Condiciones secas RMR'89 = 59
SISTEMA QPARAMEROS VALORRQD % RQD 50 % 50Número de discontinuidades Jn 3 f 9Número de rugosidad Jr IC Irregular Corrugada 3Número de alteración Ja Granulado 2Número de agua subterránea Jw Humedo 0.9Factor de reducción de esfuerzos SRF E 5
Q = 1.50Q' = 8.33
RMR = 9 Ln Q + 44RMR = 9 Ln Q' + 44GSI = RMR'89 - 5 = 54
GSI = MF / R - BTABLA GEOMECANICA RMR = 49
Q = 1.50
Moderado
RANGO
Tabla 11.6 Mapeo Geomecánico Punto 01
Foto 01: Punto n°1. Correspondiente a la caja piso intermedia (Arenisca). Nivel 115
104
Figura 11.9 Evaluación Estructural del Punto N°1. Cuñas principales 8 y 6. Sostenimiento recomendado Shotcrete 2 pulgadas
más fila de 04 pernos helicoidales, longitud 7 pies y diámetro 19 mm, (04 cartuchos de resina + 03 cartuchos de cemento) Espaciamiento 1.5 m * 1.5m.
105
REPORTE GEOMECÁNICOProgresiva: Pto. 2 Fecha 15-jul-15Mina Azulcocha Profundidad 50 mNivel 115 4465 Estructura Caja PisoLabor Litologia Arenisca
Realizado: J.T.A. Rc / Sv 88.89SISTEMA RMR PARÁMETROS RANGO VALORResistencia a la compresión uniaxial 120 MPa 12RQD 65 % 11Espaciamiento de discontinuidades 6 - 20 cm. 9CONDICION DE DISCONTINUIDADES
Familia Buz./D. Buz f/m Persistencia 3 - 10 m 21 58 / 185 6 Abertura 0.1 a 1 mm 42 80 / 100 5 Rugosidad R 53 52 / 350 4 Relleno SD < 5 mm 34 Alteración Moderada 3
Agua subterránea Humedo 10Orientación -5
RMR89 = 54Condiciones secas RMR'89 = 64
SISTEMA QPARAMEROS VALORRQD % RQD 65 % 65Número de discontinuidades Jn 3 f 9Número de rugosidad Jr IC Irregular Corrugada 3Número de alteración Ja Granulado 2Número de agua subterránea Jw Humedo 0.9Factor de reducción de esfuerzos SRF E 5
Q = 1.95Q' = 10.83
RMR = 9 Ln Q + 44RMR = 9 Ln Q' + 44GSI = RMR'89 - 5 = 59
GSI = MF / R - BTABLA GEOMECANICA RMR = 54
Q = 1.95
Moderado
RANGO
Tabla 11.7 Mapeo Geomecánico Punto 02
Foto 02: Punto n°2. Correspondiente a la caja piso intermedia (Arenisca). Nivel 115
106
Figura 11.10 Evaluación Estructural del Punto 02.Cuñas principales 8 y 6. Sostenimiento recomendado: Shotcrete 2 pulgadas más fila de 04 pernos helicoidales de longitud 7 pies y diámetro 19 mm, (04 cartuchos de resina + 03 cartuchos de cemento) Espaciamiento 1.5 m * 1.5m.
107
REPORTE GEOMECÁNICOProgresiva: Pto. 3 Fecha 15-jul-15Mina Azulcocha Profundidad 215 mNivel 0 4350 Estructura MineralLabor Litologia Brecha mineralizada
Realizado: J.T.A. Rc / Sv 4.31SISTEMA RMR PARÁMETROS RANGO VALORResistencia a la compresión uniaxial 25 MPa 4RQD 10 % 1Espaciamiento de discontinuidades < 6 cm. 5CONDICION DE DISCONTINUIDADES
Familia Buz./D. Buz f/m Persistencia 3 - 10 m 21 Abertura 1 a 5 mm 12 Rugosidad LR 33 Relleno S < 5 mm 24 Alteración MA 1
Agua subterránea Humedo 10Orientación -10
RMR89 = 19Condiciones secas RMR'89 = 34
SISTEMA QPARAMEROS VALORRQD % RQD 10 % 10Número de discontinuidades Jn FI Fisuración Intensa 15Número de rugosidad Jr FO Fricción ondulada 1.5Número de alteración Ja Granulado 2Número de agua subterránea Jw Humedo 0.9Factor de reducción de esfuerzos SRF D 7.5
Q = 0.06Q' = 0.50
RMR = 9 Ln Q + 44RMR = 9 Ln Q' + 44GSI = RMR'89 - 5 = 29
GSI = T / PTABLA GEOMECANICA RMR = 19
Q = 0.06
Desfavorable
RANGO
Tabla 11.8 Mapeo Geomecánico Punto 03
En este caso, el sostenimiento será en función de su calidad de roca, mas
no por sus características estructurales (Cuadro de madera o cimbra de
acuerdo al método de explotación).
Foto 03: Punto n°3. Correspondiente al mineral (Brecha mineralizada). Nivel 0
108
REPORTE GEOMECÁNICOProgresiva: Pto. 4 Fecha 15-jul-15Mina Azulcocha Profundidad 215 mNivel 0 4350 Estructura MineralLabor Rpa 842 Litologia Brecha mineralizada
Realizado: J.T.A. Rc / Sv 0.86SISTEMA RMR PARÁMETROS RANGO VALORResistencia a la compresión uniaxial 5 MPa 1RQD 10 % 1Espaciamiento de discontinuidades < 6 cm. 5CONDICION DE DISCONTINUIDADES
Familia Buz./D. Buz f/m Persistencia 3 - 10 m 21 Abertura > 5 mm 02 Rugosidad S 13 Relleno S > 5 mm 04 Alteración Descompuesta 0
Agua subterránea Humedo 10Orientación -12
RMR89 = 8Condiciones secas RMR'89 = 25
SISTEMA QPARAMEROS VALORRQD % RQD 10 % 10Número de discontinuidades Jn T 20Número de rugosidad Jr EF Espejo de falla 0.5Número de alteración Ja Limoso 3Número de agua subterránea Jw Humedo 0.9Factor de reducción de esfuerzos SRF A 10
Q = 0.01Q' = 0.08
RMR = 9 Ln Q + 44RMR = 9 Ln Q' + 44GSI = RMR'89 - 5 = 20
GSI = T / MPTABLA GEOMECANICA RMR = 8
Q = 0.01
Muy Desfavorable
RANGO
Tabla 11.9 Mapeo Geomecánico Punto 04
En este caso, el sostenimiento será en función de su calidad de roca, mas
no por sus características estructurales (Cuadro de madera o cimbra de
acuerdo al método de explotación).
Foto 04: Punto n°4. Correspondiente al mineral (Brecha mineralizada). Nivel 0
109
REPORTE GEOMECÁNICOProgresiva: Pto. 5 Fecha 15-jul-15Mina Azulcocha Profundidad 215 mNivel 0 4350 Estructura Caja Piso IntermedioLabor XC 767 NW Litologia Arenisca fina
Realizado: J.T.A. Rc / Sv 17.23SISTEMA RMR PARÁMETROS RANGO VALORResistencia a la compresión uniaxial 100 MPa 11RQD 45 % 7Espaciamiento de discontinuidades 6 a 20 cm. 8CONDICION DE DISCONTINUIDADES
Familia Buz./D. Buz f/m Persistencia 3 - 10 m 21 57 / 150 7 Abertura 1 a 2 mm 32 53 / 060 7 Rugosidad R - LR 43 44 / 335 7 Relleno SD < 5 mm 34 Alteración Moderada 3
Agua subterránea Humedo 10Orientación -5
RMR89 = 46Condiciones secas RMR'89 = 56
SISTEMA QPARAMEROS VALORRQD % RQD 45 % 45Número de discontinuidades Jn 3 f 9Número de rugosidad Jr CS Corrugación suave 2Número de alteración Ja Granulado 2Número de agua subterránea Jw Humedo 0.9Factor de reducción de esfuerzos SRF F 2.5
Q = 1.80Q' = 5.00
RMR = 9 Ln Q + 44RMR = 9 Ln Q' + 44GSI = RMR'89 - 5 = 51
GSI = MF / RTABLA GEOMECANICA RMR = 46
Q = 1.80
Moderado
RANGO
Tabla 11.10 Mapeo Geomecánico Punto 05
Foto 05: Punto n°5. Correspondiente caja piso intermedia (Arenisca fina). Nivel 0
110
Figura 11.11 Evaluación estructural del punto 05. Sostenimiento recomendado: Pernos Helicoidales puntuales de 7 pies puntuales y diámetro 19 mm (04 cartuchos de resina más 03 cartuchos de cemento).
111
REPORTE GEOMECÁNICOProgresiva: Pto. 6 Fecha 15-jul-15Mina Azulcocha Profundidad 215 mNivel 0 4350 Estructura Caja Piso ProximaLabor XC 786 SW Litologia Arenisca fina
Realizado: J.T.A. Rc / Sv 8.61SISTEMA RMR PARÁMETROS RANGO VALORResistencia a la compresión uniaxial 50 MPa 6RQD 30 % 5Espaciamiento de discontinuidades 6 a 20 cm. 8CONDICION DE DISCONTINUIDADES
Familia Buz./D. Buz f/m Persistencia 3 - 10 m 21 83 / 285 9 Abertura 2 a 3 mm 22 57 / 150 8 Rugosidad LR 33 27 / 175 7 Relleno S < 5 mm 24 66 / 185 1 Alteración Mod a MA 2
Agua subterránea Humedo 10Orientación -5
RMR89 = 35Condiciones secas RMR'89 = 45
SISTEMA QPARAMEROS VALORRQD % RQD 30 % 30Número de discontinuidades Jn 3 + 1 12Número de rugosidad Jr FO Fricción ondulada 2Número de alteración Ja Limoso 3Número de agua subterránea Jw Humedo 0.9Factor de reducción de esfuerzos SRF G 5
Q = 0.30Q' = 1.67
RMR = 9 Ln Q + 44RMR = 9 Ln Q' + 44GSI = RMR'89 - 5 = 40
GSI = IF / R - PTABLA GEOMECANICA RMR = 35
Q = 0.30
Moderado
RANGO
Tabla 11.11 Mapeo Geomecánico Punto 06
En este caso, el sostenimiento será en función de su calidad de roca, mas
no por sus características estructurales (Cuadro de madera o cimbra de
acuerdo al método de explotación).
Foto 06: Punto n°6. Correspondiente caja piso próxima (Arenisca fina). Nivel 0
112
REPORTE GEOMECÁNICOProgresiva: Pto. 7 Fecha 15-jul-15Mina Azulcocha Profundidad 275 mNivel - 40 4310 Estructura Caja PisoLabor Rpa. 780 Litologia Arenisca fina
Realizado: J.T.A. Rc / Sv 13.47SISTEMA RMR PARÁMETROS RANGO VALORResistencia a la compresión uniaxial 100 MPa 11RQD 60 % 10Espaciamiento de discontinuidades 20 a 60 cm. 10CONDICION DE DISCONTINUIDADES
Familia Buz./D. Buz f/m Persistencia 10 a 20 m 11 87 / 115 7 Abertura 1 a 2 mm 32 66 / 355 6 Rugosidad R a LR 43 20 / 190 4 Relleno S < 5 mm 24 Alteración Lig a Mod 4
Agua subterránea Humedo 10Orientación -5
RMR89 = 50Condiciones secas RMR'89 = 60
SISTEMA QPARAMEROS VALORRQD % RQD 60 % 60Número de discontinuidades Jn 3 f 9Número de rugosidad Jr CS Corrugación suave 2Número de alteración Ja Limo arenoso 2.5Número de agua subterránea Jw Humedo 0.9Factor de reducción de esfuerzos SRF F 2.5
Q = 1.92Q' = 5.33
RMR = 9 Ln Q + 44RMR = 9 Ln Q' + 44GSI = RMR'89 - 5 = 55
GSI = F / B - RTABLA GEOMECANICA RMR = 50
Q = 1.92
Moderado
RANGO
Tabla 11.12 Mapeo Geomecánico Punto 07
Foto 07: Punto n°7. Correspondiente caja piso próxima (Arenisca fina). Nivel - 40
113
Figura 11.12 Evaluación estructural del punto 07. Sostenimiento recomendado: Instalar pernos helicoidales puntuales de 7 pies de longitud y diámetro 19 mm (04 cartuchos de resina más 03 cartuchos de resina).
114
REPORTE GEOMECÁNICOProgresiva: Pto. 8 Fecha 15-jul-15Mina Azulcocha Profundidad 275 mNivel - 40 4310 Estructura MineralLabor XC 921 S Litologia Brecha mineralizada
Realizado: J.T.A. Rc / Sv 1.35SISTEMA RMR PARÁMETROS RANGO VALORResistencia a la compresión uniaxial 10 MPa 2RQD 10 % 2Espaciamiento de discontinuidades < 6 cm. 5CONDICION DE DISCONTINUIDADES
Familia Buz./D. Buz f/m Persistencia 3 - 10 m 21 Abertura > 5 mm 02 Rugosidad EF 03 Relleno S > 5 mm 04 Alteración MA 1
Agua subterránea Humedo 10Orientación -12
RMR89 = 10Condiciones secas RMR'89 = 27
SISTEMA QPARAMEROS VALORRQD % RQD 10 % 10Número de discontinuidades Jn FI 15Número de rugosidad Jr EF 0.5Número de alteración Ja Limoso 3Número de agua subterránea Jw Humedo 0.9Factor de reducción de esfuerzos SRF N 5
Q = 0.02Q' = 0.11
RMR = 9 Ln Q + 44RMR = 9 Ln Q' + 44GSI = RMR'89 - 5 = 22
GSI = T / P - MPTABLA GEOMECANICA RMR = 10
Q = 0.02
Muy desfavorable
RANGO
Tabla 11.13 Mapeo Geomecánico Punto 08
En este caso, el sostenimiento será en función de su calidad de roca, mas
no por sus características estructurales (Cuadro de madera o cimbra de
acuerdo al método de explotación).
Foto 08: Punto n°8. Correspondiente mineral (Brecha mineralizada). Nivel - 40
115
REPORTE GEOMECÁNICOProgresiva: Pto. 9 Fecha 15-jul-15Mina Azulcocha Profundidad 275 mNivel - 40 4310 Estructura MineralLabor XC 905 S Litologia Brecha de Caliza Arenosa
Realizado: J.T.A. Rc / Sv 0.67SISTEMA RMR PARÁMETROS RANGO VALORResistencia a la compresión uniaxial 5 MPa 1RQD 10 % 1Espaciamiento de discontinuidades < 6 cm. 5CONDICION DE DISCONTINUIDADES
Familia Buz./D. Buz f/m Persistencia 3 - 10 m 21 Abertura 3 a 5 mm 12 Rugosidad EF 03 Relleno S < 5 mm 24 Alteración MA a D 1
Agua subterránea Humedo 10Orientación -12
RMR89 = 11Condiciones secas RMR'89 = 28
SISTEMA QPARAMEROS VALORRQD % RQD 10 % 10Número de discontinuidades Jn IF 15Número de rugosidad Jr EF 0.5Número de alteración Ja Limoso 3Número de agua subterránea Jw Humedo 0.9Factor de reducción de esfuerzos SRF N 5
Q = 0.02Q' = 0.11
RMR = 9 Ln Q + 44RMR = 9 Ln Q' + 44GSI = RMR'89 - 5 = 23
GSI = T / P -MPTABLA GEOMECANICA RMR = 11
Q = 0.02
Muy Desfavorable
RANGO
Tabla 11.14 Mapeo Geomecánico Punto 09
En este caso, el sostenimiento será en función de su calidad de roca, mas
no por sus características estructurales (Cuadro de madera o cimbra de
acuerdo al método de explotación).
Foto 09: Punto n°9. Correspondiente mineral (Brecha de caliza arenosa). Nivel - 40
116
11.2.7 Estabilidad controlada por esfuerzos
"Factor de competencia = (Resistencia compresiva uniaxial / Esfuerzo
vertical) para el mineral y las cajas piso es > a 2 por lo que la deformación
será posterior a la excavación, mientras que en la zona de a caliza de muy
mala calidad en valor es < 2, lo cual indica que estos esfuerzos producirán
un sobreesfuerzo inmediato después de ejecutadas las excavaciones,
requiriendo sostenimiento inmediato y permanente.
Los esfuerzos in-situ serán de magnitud moderada. Las magnitudes de los
esfuerzos inducidos por el minado, dependerán del esquema de las
excavaciones y de la secuencia de avance de las mismas.
Tomando en consideración, la estabilidad de una labor por calidad de roca,
control estructural y el control de esfuerzos, se detalla en la tabla 11.34, el
sostenimiento adecuado para cada caso, además se considera la sección y
el avance máximo para cada tipo de labor.
117
11.2.8 Clasificación geomecánica por zonas
Tabla 11.15 Clasificación geomecánica RMR/GSI/Q según zonas Mina Azulcocha.
Ubicación Dominio
Estructural Clasificación
RMR Sistema
Q GSI
Caja techo intermedia (Caliza)
DE – 7 35 – 40 0.36 –
0.64 IF/R
Caja techo próxima (Caliza brechosa)
DE – 6 25 - 30 0.12 –
0.21 IF/P
Mineral DE – 5 < 20 < 0.069 T/MP
Falla DE – 4 < 20 < 0.069 T/MP
Caja piso próxima (Arenisca fina)
DE- 3 20-30 0.069 –
0.21
IF/P-
MP
Caja piso intermedia (Arenisca cuarzosa fracturada)
DE – 2 30-40 0.21 –
0.64
IF/R-
P
Caja piso lejana (Arenisca masiva)
DE – 1 45 – 50 1.11 –
1.94 F/R
118
Tipo de roca Rango RMR Rango Q Calidad
según RMRSeccion
M2 Spam M.L Tiempo de autosoporte
Metodo de explotacion
Estabilidad por calidad de roca o
distribucion estructural
En mineral En caja techo proxima En caja piso intermedia En caja piso lejana
Calidad de roca No aplica No aplica Cimbras H4 e = 1 mts Shotcrete 2'' + P. Hel icoida l 1.5 x 1.5 m
Estructural No aplica No aplica Cimbras H4 e = 1 mts Perno puntual
Calidad de roca No aplica No aplica Cimbras H4 e = 1 mts Shotcrete 3'' + P. Hel icoida l 1.2 x 1.2 m
Estructural No aplica No aplica Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H4/H6 e = 1.2 mts
Calidad de roca No aplica Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts
Estructural No aplica Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts Shotcrete 2'' + Mal la + Shotcrete 1'
Calidad de roca Cimbras H4 e = 1 mt Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts
Estructural Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts
Calidad de roca Cimbras rigidas o des l i zantes e = 1mt Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts No apl ica
Estructural Cimbras rigidas H4 o H6 e = 1 mt Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts No apl ica
Calidad de roca Cimbras rididad H4/H6 o des l i zantes e = 1 mt Cimbras rididad H4/H6 o des l i zantes e= 1 mt Cimbras H6 e = 1.2 mts No apl ica
Cimbras rigidas H4 Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts No apl ica
II > 60 > 60 Buena Sub level caving 4.5 x 4.5 3 14 dias
IIIA 51 – 60 2.0 – 6.0 Regular A Sub level caving 4 x 4 3 7 dias
IIIIB 41 – 50 0.65 – 2.0 Regular B Sub level caving 2 a 34 x 4 2 dias
IVA 31 – 40 0.2 – 0.65 Mala A Sub level caving 3 x 3 1 1.5 - 10 hrs
IVB 21 – 30 0.07 – 0.2 Mala B Sub level caving 12.5 - 3 1 hora
V < 20 <0.07 Muy Mala Sub level caving 2.5 1 Inmediato
Tabla 11.16 Tipo de Sostenimiento de labores mina Azulcocha.
119
11.2.9 Monitoreo y controles
Monitoreo por puntos de convergencia
El monitoreo de puntos de convergencia nos permite correlacionar el registro
cronológico de las velocidades de deformación de la cimbra con los factores
influyentes tales como: calidad de roca, condición del agua subterránea y la
secuencia de minado. Eso nos permitirá conocer: el comportamiento típico,
tiempo de vida, máxima convergencia esperada y el tiempo en el cual ocurrirá
esto, para cada cimbra en la ubicación en la que se encuentre y con el
accesorio adicional que se instaló, adelantarnos a los sucesos, tomando
medidas preventivas para el control de las deformaciones en cimbras
recientemente instaladas. Permitirá conocer el beneficio del invert y la cimbra
intermedia en el tiempo de vida de las cimbras frente a las presiones laterales.
Pruebas de Pull Test
Permiten determinar la capacidad de carga de los pernos en función de la
longitud del perno, diámetro de perforación, calidad de la roca tiempo y proceso
de instalación. De no dar la capacidad de carga adecuada, habrá que evaluar si
es el tipo o dimensiones del perno apropiados para aquel terreno, si los
dispositivos de instalación están en buen estado, si existen problemas con la
instalación o si existe algún factor influyente que no permita que los pernos
lleguen a su capacidad de carga requerida en la operación minera
120
Tabla 11.17 Logueo geomecánico Taladro 01
AZ DD HM - 10001
0
RMR
Rango (Mpa) Valor Rango
(%) Valor Rango (cm) Valor Rango
(mm) Valor Rango Valor Rango Valor Rango Valor Rango Valor ∑ - 3
1 0.00 4.20 4.20 IF / R Arenisca 50 6 15 2 6 a 20 8 1 a 2 3 R 5 S < 5 2 Mod 3 H 10 36
2 4.20 9.80 5.60 T / P Arenisca brechosa 5 1 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 17 CAJA PISO PROXIMA
3 9.80 11.10 1.30 T / MP Falla < 1 0 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 9 11
4 11.10 12.10 1.00 T / P Brecha clastica 5 1 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 17
5 12.10 20.25 8.15 T / MP Mineral < 1 0 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 12
6 20.25 27.25 7.00 T / P Mineral 5 2 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 18
7 27.25 29.60 2.35 T / MP Mineral < 1 0 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 12
8 29.60 31.15 1.55 T / P Mineral 5 2 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 18
9 31.15 32.85 1.70 T / MP Mineral < 1 0 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 12
10 32.85 33.85 1.00 T / P Mineral 5 2 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 18
11 33.85 35.20 1.35 T / MP Mineral < 1 0 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 12
12 35.20 36.50 1.30 T / P Mineral 5 2 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 18
13 36.50 42.30 5.80 T / MP Mineral < 1 0 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 12
14 42.30 43.60 1.30 T / P Mineral 5 2 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 18
15 43.60 44.75 1.15 T / MP Brecha mineralizada < 1 0 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 12
16 44.75 49.50 4.75 T / P Mineral 5 2 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 18
17 49.50 50.90 1.40 T / P Brecha calcarea 5 1 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 17
18 50.90 57.80 6.90 IF / P Caliza brechosa 15 3 10 1 6 a 20 7 1 a 2 3 R 5 S < 5 2 MA 1 H 10 29
19 57.80 60.10 2.30 MF / R Caliza 50 6 40.00 6 6 a 20 8 1 4 R - LR 4 S < 5 2 Mod 3 H 10 40
Falla
Caja Piso, arenisca fina
Caja Piso Proxima, arenisca brechosa
Mineral, brecha mineralizada
Caja Techo Proxima, caliza brechosa
Caja Techo, caliza
MIN
ERAL
CAJA TECHO PROXIMA
FALLA AZULCOCHA
LOGUEO GEOMECÁNICO DE CORES DIAMÁNTINOS
Taladro: Distancia: 60.55 m
Ubicación: Az: 203° 44´20"
Elevación / Nivel: 4349.411 B°: -11° 03´22"Fecha: 15/07/2015
N° De Hasta Longitud GSI RocaAlteracón AguaResistencia Roca
Intacta RQD Espaciamiento Abertura Rugosidad Relleno
121
AZ DD HM - 10003
0
RMR
Rango (Mpa) Valor Rango
(%) Valor Rango (cm) Valor Rango
(mm) Valor Rango Valor Rango Valor Rango Valor Rango Valor ∑ - 3
1 0.00 0.20 0.20 IF / P Arenisca fina 15 3 10% 1 6 a 20 7 1 a 2 3 R 5 S < 5 2 MA 1 H 10 29
2 0.20 0.40 0.20 T / MP Falla < 1 1 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 13
3 0.40 3.25 2.85 IF / R Arenisca fina 35 5 20% 2 6 a 20 7 1 a 2 3 R - LR 4 S < 5 2 Mod 3 H 10 33
4 3 4 1 T / MP Falla < 1 0 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 12
5 3.75 6.00 2.25 IF / R Arenisca brechosa 30 4 10 2 6 a 20 6 1 a 2 3 LR 3 S < 5 2 Mod 3 H 10 30
6 6.00 7.60 1.60 T / P Arenisca brechosa 5 1 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 17
7 8 12 5 T / MP Falla < 1 0 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 12 FALLA AZULCOCHA
8 12 15 3 T / P Mineral 5 2 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 18
9 15 18 2 T / MP Mineral < 1 1 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 13
10 18 19 2 T / P Mineral 5 2 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 18
11 19 21 2 T / MP Mineral < 1 1 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 13
12 21 29 8 T / P Mineral 5 2 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 18
13 29 55 25 T / MP Mineral < 1 1 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 13
14 55 57 2 T / MP Brecha mineralizada < 1 1 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 13
15 56.70 60.10 3.40 MF / B Caliza 75 9 50% 8 20 a 60 10 1 4 LR 3 S < 5 2 Lig Mod 4 H 10 47
16 60 61 1 T / P Caliza brechosa 5 1 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 17
17 61.00 62.00 1.00 MF / R Caliza 50 6 40% 6 6 a 20 8 1 4 LR 3 S < 5 2 Mod 3 H 10 39
18 62 65 3 T / MP Caliza brechosa < 1 1 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 13
19 65 70 4 IF / P Brecha mineralizada 15 3 10 1 6 a 20 7 1 a 2 3 R 5 S < 5 2 MA 1 H 10 29
20 70 78 8 T / MP Mineral < 1 1 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 13
21 77.60 78.60 1.00 IF / P Caliza 15 3 10% 1 6 a 20 7 1 a 2 3 R - LR 4 S < 5 2 MA 1 H 10 28 C. T. PROXIMA
Falla
Caja Piso, arenisca fina
Caja Piso Proxima, arenisca brechosa
Mineral, brecha mineralizada
Caja Techo Proxima, caliza brechosa
Caja Techo, caliza
MINE
RAL
CAJA PISO PROXIMA
B°:Ubicación:
Roca
Elevación / Nivel:Fecha:
AlteracónAberturaN° De Hasta Longitud GSI
Taladro: 78.60 m
199° 21´34"
- 22° 25´55"
Resistencia Roca Intacta RQD
LOGUEO GEOMECÁNICO DE CORES DIAMÁNTINOS
Distancia:Az:
Espaciamiento
4349.125
Rugosidad Relleno Agua
15/07/2015
Tabla 11.18 Logueo geomecánico Taladro 03
122
AZ DD HM - 10005
-40
RMR
Rango (Mpa) Valor Rango
(%) Valor Rango (cm) Valor Rango
(mm) Valor Rango Valor Rango Valor Rango Valor Rango Valor ∑ - 3
1 0.00 0.60 0.60 MF / R Arenisca 50 6 50 8 6 a 20 8 1 4 R - LR 4 S < 5 2 Mod 3 H 10 42
2 1 1 0 T / MP Falla < 1 0 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 12
3 1.05 6.50 5.45 T / P Arenisca brechosa 5 1 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 17 C. PISO PROXIMA
4 7 16 9 T / MP Brecha de falla < 1 1 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 13 FALLA AZULCOCHA
5 16 26 11 T / P Mineral 5 1 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 17
6 26 28 2 T / MP Mineral < 1 1 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 13
7 28 31 3 T / P Mineral 5 1 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 17
8 31 34 3 IF / P Mineral 15 3 10 1 6 a 20 7 1 a 2 3 R 5 S < 5 2 MA 1 H 10 29
9 34 34 0 T / MP Falla < 1 0 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 12
10 34 39 4 IF / P Mineral 15 3 10 1 6 a 20 7 1 a 2 3 R 5 S < 5 2 MA 1 H 10 29
11 39 46 7 T / MP Mineral < 1 1 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 13
12 46 48 2 T / P Mineral 5 1 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 17
13 48 52 5 T / MP Mineral < 1 1 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 13
14 52 54 2 T / P Mineral 5 1 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 17
15 54 54 0 T / MP Falla < 1 0 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 12
16 54 57 3 T / P Brecha mineralizada 5 1 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 17
17 57 57 0 T / MP Falla < 1 0 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 12 FALLA
18 57.25 65.35 8.10 T / P Caliza brechosa 10 2 S/RQD 1 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 19 C. TECHO PROXIMA
19 65 66 1 T / MP Falla < 1 0 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 12
20 65.90 72.45 6.55 IF / R Caliza 50 6 15 2 6 a 20 8 1 a 2 3 LR - R 4 S < 5 2 Mod 3 H 10 35
Falla
Caja Piso, arenisca fina
Caja Piso Proxima, arenisca brechosa
Mineral, brecha mineralizada
Caja Techo Proxima, caliza brechosa
Caja Techo, caliza
LOGUEO GEOMECÁNICO DE CORES DIAMÁNTINOS
Taladro: Distancia: 68.00 m
MIN
ERAL
Ubicación: Az: 191° 51´45"
Elevación / Nivel: 4309.254 B°: - 12° 52´03"Fecha: 15/07/2015
N° De Hasta Longitud GSI Roca
Resistencia Roca Intacta AguaRQD Espaciamiento Abertura Rugosidad Relleno Alteracón
Tabla 11.19 Logueo Geomecánico Taladro 06
Tabla 11.20 Logueo Geomecánico Taladro 09
123
AZ DD HM - 10009
-40
RMR
Rango (Mpa) Valor Rango
(%) Valor Rango (cm) Valor Rango
(mm) Valor Rango Valor Rango Valor Rango Valor Rango Valor ∑ - 3
1 0.00 3.25 3.25 IF / R Caliza 35 5 15% 2 6 a 20 7 1 a 2 3 R - LR 4 S < 5 2 Mod 3 H 10 33
2 3 4 1 T / MP Falla < 1 1 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 13
3 4.25 7.60 3.35 IF / P Caliza 10 2 15% 2 6 a 20 7 1 a 2 3 R - LR 4 S < 5 2 MA 1 H 10 28
4 7.60 8.20 0.60 T / P - MP Brecha de falla < 5 1 < 10 1 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 18
5 8.20 10.85 2.65 F / B Caliza 75 9 65% 11 20 a 60 10 1 4 R - LR 4 S < 5 2 Lig Mod 4 H 10 51
6 10.85 13.25 2.40 IF / R Caliza 35 5 20% 2 6 a 20 7 1 a 2 3 R - LR 4 S < 5 2 Mod 3 H 10 33
7 13.25 16.30 3.05 MF / R Caliza 40 6 45% 7 6 a 20 8 1 a 2 3 R - LR 4 S < 5 2 Mod 3 H 10 40
8 16.30 17.30 1.00 T / P - MP Brecha de falla < 5 1 < 10 1 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 18
9 17.30 18.40 1.10 F / R Caliza 60 7 60% 10 20 a 60 10 1 4 R - LR 4 S < 5 2 Mod 3 H 10 47
10 18.40 22.55 4.15 IF / R Caliza 45 6 15% 1 6 a 20 7 1 a 2 3 R - LR 4 S < 5 2 Mod 3 H 10 33
11 22.55 24.90 2.35 F / R Caliza 50 6 60% 10 20 a 60 10 1 a 2 3 R - LR 4 S < 5 2 Mod 3 H 10 45
12 25 27 2 T / MP Falla < 1 1 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 13
13 26.70 31.60 4.90 MF / P Caliza arenosa 25 3 30% 4 6 a 20 8 1 4 R - LR 4 S < 5 2 MA 1 H 10 33
14 31.60 33.90 2.30 IF / R Caliza arenosa 35 5 20% 2 6 a 20 7 1 a 2 3 R - LR 4 S < 5 2 Mod 3 H 10 33
15 33.90 36.80 2.90 F / B Caliza arenosa 100 11 65% 11 20 a 60 10 1 4 R - LR 4 S < 5 2 Lig Mod 4 H 10 53
16 36.80 39.40 2.60 IF /P Caliza arenosa 25 3 20% 2 6 a 20 7 1 a 2 3 R - LR 4 S < 5 2 MA 1 H 10 29
17 39.40 43.20 3.80 MF / R Caliza arenosa 50 6 40% 6 6 a 20 8 1 4 R - LR 4 S < 5 2 Mod 3 H 10 40
18 43.20 47.60 4.40 IF /P Caliza arenosa 10 2 10% 1 6 a 20 7 1 a 2 3 R - LR 4 S < 5 2 MA 1 H 10 27
19 47.60 57.00 9.40 MF / R Caliza arenosa 50 6 50% 8 6 a 20 8 1 4 R - LR 4 S < 5 2 Mod 3 H 10 42
20 57.00 61.20 4.20 IF / P Caliza brechosa 10 2 10% 1 6 a 20 7 1 a 2 3 LR 3 S < 5 2 MA 1 H 10 26 C. TECHO PROXIMA
21 61 64 3 T / MP Falla < 1 1 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 13 FALLA
22 64 68 4 T / P Mineral brechoso 5 1 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 17
23 68 104 36 T / MP Mineral < 1 1 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 D 0 H 10 16
24 104 106 2 T / P - MP Mineral < 5 1 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 17
25 106 109 3 IF / P Brecha mineralizada 10 2 0 1 6 a 20 7 1 a 2 3 LR 3 S < 5 2 MA 1 H 9 25
26 109.20 116.75 7.55 IF / P Clastos de dique 15 3 10% 1 6 a 20 7 1 a 2 3 R 5 S < 5 2 MA 1 H 10 29
27 116.75 121.80 5.05 T/ P Arenisca brechosa 5 1 S/RQD 0 < 6 5 5 1 R 5 S > 5 1 MA 1 H 10 21
28 121.80 124.60 2.80 IF / R Arenisca fina 50 6 15% 2 6 a 20 8 1 a 2 3 R 5 S < 5 2 Mod 3 H 10 36
Caja Techo, caliza
Caja Techo Proxima, caliza brechosa
Mineral, brecha mineralizada
Caja Piso Proxima, arenisca brechosa
Caja Piso, arenisca fina
Falla
Resistencia Roca Intacta AguaRQD Espaciamiento Abertura Rugosidad Relleno Alteracón
N° De Hasta Longitud GSI Roca
Elevación / Nivel: 4310.028 B°: - 27° 61´06"Fecha: 15/07/2015
MINE
RAL
CAJA PISO PROXIMA
LOGUEO GEOMECÁNICO DE CORES DIAMÁNTINOSTaladro: Distancia: 124.60 m.
Ubicación: Az: 304° 28´31"
124
11.3 SELECCIÓN DEL MÉTODO DE MINADO
La primera aproximación a un método de selección cuantitativo se da en el
año de 1981cuando David E. Nicholas formula una aproximación numérica
para la selección de método extractivo con su trabajo “Selection Procedure –
A Numerical Approach” el cual formula el uso de una escala para la
ponderación de cada uno de los métodos extractivos.
Se realizó el mapeo geomecánico en zonas representativas. En la presente
tesis, se describen 2 estaciones en el nivel 115, 4 estaciones en el nivel 0 y
3 estaciones en el nivel -40. Asimismo, se realizó el logueo geomecánico de
los taladros DDHM 10001 y 10003 del nivel 0 y DDHM 10005 y 10009 del
nivel -40.
11.3.1 Características Geomecánicas de la Mina Azulcocha:
YACIMIENTO:
• Forma: Tabular
• Potencia: Intermedio (20 a 30 m)
• Orientación: Intermedio (45° a 50° de inclinación)
• Distribución de las leyes: Gradacional
MINERAL:
• Competencia de roca: Baja < 5 (Rc/Sv)
• Espaciamiento de fracturas: Muy cercanas (>> 16 f/m)
• Resistencia de estructuras: Baja (relleno suave)
CAJA TECHO:
• Competencia de roca: Mediana 8 a 15 (Rc/Sv)
125
• Espaciamiento de fracturas: Poco espaciadas (10 a 15 f/m)
• Resistencia de estructuras: Baja (relleno suave)
CAJA PISO:
• Competencia de roca: Mediana 8 a 15 (Rc/Sv)
• Espaciamiento de fracturas: Poco espaciadas (10 a 15 f/m)
• Resistencia de estructuras: Mediana (relleno semiduro, rugoso)
La data obtenida nos da una idea del comportamiento geomecánico de la
mina, al mismo tiempo que nos permite aplicar el Método Cuántico de
Nicholas con las siguientes conclusiones:
11.3.2 Aplicación del método cuántico de Nicholas para la
determinación del método de minado de acuerdo a las características
geomecánicas.
Para la Mina Azulcocha:
Masivo Tabular/platy Irregular Baja potencia Intermedia Potente Muy potente Horizontal Intermedio Vertical Uniforme Gradacional Errático
Rajo Abierto 3 2 3 2 3 4 4 3 3 4 3 3 3
Block Caving 4 2 0 -49 0 2 4 3 2 4 4 2 0
Sublevel Stoping 2 2 1 1 2 4 3 2 1 4 3 3 1
Sublevel Caving 3 4 1 -49 0 4 3 1 1 4 4 2 0
Longwall mining -49 4 -49 4 0 -49 -49 4 0 -49 4 2 0
Room and Pillar 0 4 2 4 2 -49 -49 4 1 0 3 3 3
Shrinkage Stoping 2 2 1 1 1 2 4 2 1 4 3 2 1
Cut and Fill Stoping 0 4 2 4 4 0 0 0 3 4 3 3 3
Top Slicing 3 3 0 -49 0 3 4 4 1 2 4 2 0
Square Set 0 2 4 4 4 4 1 2 3 3 3 3 3
Forma general yacimiento Potencia del yacimiento OrientaciónYACIMIENTOMetodo explotación
Distribución de las leyes
Baja Mediana Alta muy cercanas poco espac. Espaciadas muy espaciadas Baja Mediana Alta
Rajo Abierto 3 4 4 2 3 4 4 2 3 4
Block Caving 4 1 1 4 4 3 0 4 3 0
Sublevel Stoping -49 3 4 0 0 1 4 0 2 4
Sublevel Caving 0 3 3 0 2 4 4 0 2 2
Longwall mining 4 1 0 4 4 0 0 4 3 0
Room and Pillar 0 3 4 0 1 2 4 0 2 4
Shrinkage Stoping 1 3 4 0 1 3 4 0 2 4
Cut and Fill Stoping 3 2 2 3 3 2 2 3 3 2
Top Slicing 2 3 3 1 1 2 4 1 2 4
Square Set 4 1 1 4 4 2 1 4 3 2
MINERAL Competencia Roca Intacta Espaciamiento Fracturas Resistencia estructuras
126
Baja Mediana Alta muy cercanas poco espac. Espaciadas muy espaciadas Baja Mediana Alta
Rajo Abierto 3 4 4 2 3 4 4 2 3 4
Block Caving 4 2 1 3 4 3 0 4 2 0
Sublevel Stoping -49 3 4 -49 0 1 4 0 2 4
Sublevel Caving 3 2 1 3 4 3 1 4 2 0Longwall mining 4 2 0 4 4 3 0 4 2 0
Room and Pillar 0 3 4 0 1 2 4 0 2 4
Shrinkage Stoping 4 2 1 4 4 3 0 4 2 0
Cut and Fill Stoping 3 2 2 3 3 2 2 4 3 2
Top Slicing 4 2 1 3 3 3 0 4 2 0
Square Set 3 2 2 3 3 2 2 4 3 2
CAJA TECHO Competencia Roca Intacta Espaciamiento Fracturas Resistencia estructuras
Baja Mediana Alta muy cercanas poco espac. Espaciadas muy espaciadas baja mediana alta
Rajo Abierto 3 4 4 2 3 4 4 2 3 4
Block Caving 2 3 3 1 3 3 3 1 3 3
Sublevel Stoping 0 2 4 0 0 2 4 0 1 4
Sublevel Caving 0 2 4 0 1 3 4 0 2 4
Longwall mining 2 3 3 1 2 4 3 1 3 3
Room and Pillar 0 2 4 0 1 3 3 0 3 3
Shrinkage Stoping 2 3 3 2 3 3 2 2 2 3
Cut and Fill Stoping 4 2 2 4 4 2 2 4 4 2
Top Slicing 2 3 3 1 3 3 3 1 2 3
Square Set 4 2 2 4 4 2 2 4 4 2
CAJA PISO Competencia Roca Intacta Espaciamiento Fracturas Resistencia estructuras
Geometria del Yacimiento 1
Condiciones geomecanicas del mineral 0.75
Condiciones geomecánicas de la caja techo 0.6
Condiciones geomecánicas de la caja piso 0.38
Factores de peso
127
Geometria Masivo Yacimiento masivo
Tabular 2 dimensiones mayor a su potencia
Irregular Cuerpo irregular
Potencia (m) min max
Angosto 0 10
Intermedio 10 30
Ancho 30 100
Muy ancho 100 1000
Manteo (inclinacion ) min max
Horizontal 0 20
Intermedio 20 55
Vertical 55 90
Dist. LeyesUniforme
Gradacional
Diseminado
Roca Intacta (Rc/Sv) min max
Baja 0 8
Mediana 8 15
Alta 15 1000
Espaciamiento estructuras (f/m)muy cercanas 16 1000
poco espac. 10 16
Espaciadas 3 10
muy espaciadas 0 3
Condición estructurasBaja sin relleno y/o relleno suave
Mediana relleno semiduro/rugosas
Alta relleno mineral > competente que roca intacta
Yacimiento
Caracteristicas Geomecanicas
128
Reemplazando los valores en la tabulación de Nicholas se determina que el
mejor método desde el punto de vista Geomecánico es el Square Set
(cuadros sobre cuadros), seguido del Corte y Relleno ascendente.
El Sub Level Caving lo ubica como séptima opción, por lo tanto, si se quiere
aplicar el SLC en Azulcocha se deberá realizar innovaciones al método.
Costos promedio de operación según método de minado $/tm
ORDEN METODO DE MINADO ABREVIACION US$/TM
1 Block o Panel Caving BC 2.5 a 8
2 Room and Pillar R&P 04 a 10
3 Sub Level Stoping SLS 5 a 10
4 Sub Level Caving SLC 6 a 10
5 Under Cut and fill Stoping C&F 15 a 35
6 Vertical Crater Retreat VCR 20 a 25
7 Top Slicing TS 25 a 35 8 Shrinkage Stoping SHS 30 a 40
Metodo Yacimiento Mineral Caja techo Caja Piso TotalRajo Abierto 11 5.25 5.4 3.8 25.45 3°Block Caving 6 9 6 3.42 24.42 4°Sublevel Stoping 8 -36.75 1.8 1.14 -25.81
Sublevel Caving 7 0 6 1.9 14.9 7°Longwall mining 6 9 6 3.04 24.04 5°Room and Pillar 10 0 2.4 2.28 14.68
Shrinkage Stoping 6 0.75 6 3.04 15.79
Cut and Fill Stoping 14 6.75 5.4 3.8 29.95 2°Top Slicing 6 3 5.4 3.04 17.44
Square Set 12 9 5.4 3.8 30.2 1°
129
11.4 RATIOS DE PRODUCCIÓN
El proyecto contempla una producción de 15,000tpm el 1er año, para lo cual
contara con laboreo de 30 días mensuales en 2 turnos. El promedio de
tonelaje de cada block es de 5000tm, lo que será explorado diariamente a
un ritmo de 250tm/guardia, para garantizar la producción será necesario la
preparación de los cruceros por donde se extraerá el mineral, estos crucero
tendrán una sección de 3m x 3m, con un factor de carga de 0.37 kg/tm., los
tajeos de explotación contaran con la perforación de 7 taladros con una
longitud promedio de 13m, los que se dispararan con un factor de carga de
0.045 kg/tm.
Tabla 11.21 Relación de radios de producción.
PARAMETROS DE PRODUCCION Productividad 22 ton/h – g Factor de avance 15 m/h-g Factor de carga explotación 0.05 kg/ton Factor de carga Avances 9.93 kg/mp Relación de las labores de preparación 1.0 m/320 Tn extraídas Producción de labores de preparación 8.80% Sobre Dilución 15% Recuperación 67% Mineral roto por panel ™ 479.7 Duración Promedio del block (Días) 10
130
OBJETIVO TM MES 15000 30000 TM DIA 500 1000
Altura Block m 13 13 Longitud Block m 1.5 1.5 Ancho máximo de minado m 8.2 8.2 Altura de labor m 3 3 Longitud de perforación pies 43 43 Avance efectivo de disparo m 12255 12255 Tonelaje roto por disparo TM/disp. 479.7 479.7 Frentes por Tajo 1 1 Tonelaje tajo / guardia TM/guardia 479.7 479.7
Numero de disparos disparo/guardia 1 1
Peso especifico TM/m3 3 3 Mes días 30 30 Día turnos 2 2
MALLA DE PERFORACIÓN Espaciamiento m 1.5 1.5 Burden m 1 1 Rendimiento de perforación tal/guardia 8 8 Mineral roto TM/disp. 479.7 479.7 Mineral roto por taladro TM/tal 68.53 68.53 N° de taladros por disparo Tal/disp. 7 7 Taladros Vacíos Sin carga 0 0 Factor de Carga Kg/Tm 0.05 0.05 Tiempo de perf- por frente horas 3.5 3.5 Tiempo de Voladura por frente horas 1 1 Tiempo de limpieza por frente horas 10 10 Tiempo de sost. Por disparo horas 2 2 Tiempo de fraguado shotcrete horas 0 0 Altura de corte/tajo mensual m 0 0 N° Cortes/ tajo mensual 0 0 Vida Block días 10 10 Tonelaje block (90%Rec) TM/Block 4797 4797 Mineral a extraer por guardia TM 250 500
131
PROYECCION DE LA PRODUCCION TONELAJE PROGRAMADO POR MES TM/MES 15000 30000 N° de blocks en operación C/U 3 3 Vida del block Días 10 10 Ratio de preparación TM/ Mt. Prep. 320 320 Metraje en preparación m 47 70 Metraje en desarrollo m/mes 45 90 m/día 1.5 3
11.5 OPERACIÓN MINA
El plan de operaciones 2015 contempla el desarrollo de 2,897.9 m. de
labores que permitirán desarrollar y preparar la mina Azulcocha.
El planeamiento de la mina Azulcocha está proyectado para una producción
de 500 ton/día de mineral, con lo cual para el año 2,015 se alcanzará una
producción mensual de 15,000 ton/mes y 315,000 ton/año en promedio de
los 04 años de operación.
132
Considerando las diluciones mínimas (15%) de la explotación se ha
programado una ley promedio de explotación de 6.67 %Zn. Las
características del laboreo del Nv. +115, -13,-30 Y -40 según el zoneamiento
geomecánico realizado, ha indicado que las condiciones de la caja piso son
CICLO DE MINADO PREPARACION
Foto 10 Perforación y voladura
Foto 11 Instalación Cimbras
Foto 12 Colocación de tapón
Foto 13 Colocación de arriostre
133
mejores que las de la caja techo por lo que se debe de ubicarla rampa, las
chimeneas de ventilación, los by pases y las galerías o cruceros de
producción en la caja piso, a una distancia no menor de 20 m. del contacto
arenisca-mineral.
A través de las rampas se prepararán los cruceros de accesos a la
mineralización, en los cuáles se ubicarán los cruceros transversales a la
mineralización cada 9 metros para así atravesar la potencia de esta. La
sección de las rampas 4.0 x 4.0 m2 y cruceros será de 3.0 x 3.0 m2
respectivamente para permitir la maniobrabilidad de los equipos pesados.
Es necesario tener en cuenta que la mayoría de estas labores se irán
perdiendo por la influencia del avance del minado, por lo que estas deben
ser cuidadosamente planificadas, por lo que si se planea realizar labores
permanentes de profundización se recomienda realizar un estudio específico
para este fin.
Por las condiciones geomecánicas de la caja piso y la zona mineralizada en
esta zona alta de la mina hacen que el método más adecuado para el
minado sea el Hundimiento por Subniveles, por su bajo costo operativo y
alto volumen de producción, además de los nuevos métodos de extracción
del mineral que reducen la dilución del mineral en este método de minado.
11.5.1 Detalle de infraestructura By pass y Draw point Los diseños de los By Pass son paralelo a la estructura Mineralizada y por
ende Paralelo a la falla Gran Bretaña con sección de 3 x 3 m2.
134
Para iniciar los trabajos en los By Pass debemos de definir el azimut del
cuerpo mineralizado, de acuerdo al diseño geomecánico deben de estar con
una luz de 12 metros.
El objetivo de esta labor es tener acceso a los equipos y personal para el
ingreso hacia los draw point,
Los Draw Point son labores perpendiculares al cuerpo cuya sección es de 3
x 3 m2, las cuales van a delimitar a la estructura mineralizada en función a
estos datos vamos completando las trazas mineralizada con el objetivo de
realizar los diseño para la perforación de taladros largo
De acuerdo a los cálculos geomecánicos los Draw point debe de estar
distanciado de eje a eje esta entre 8 a 12 metros.
Galerías
El objetivo de las Galerías es explorar las estructuras mineralizadas y tener
una mejor certeza así como permitir las perforaciones de taladros largos
La calidad del macizo rocoso de la estructura mineralizada es de mala a
muy mala, las cuales los sostenimiento en caso de hundimiento debe de ser
con cimbras
La sección para que tenga facilidad los equipos de limpieza y para las
perforaciones de taladros largos es de 3 x 3 m2.
Echadero de mineral
El echadero se iniciara desde el Nivel 115 hasta el Nivel -40. Se ubicara en
la parte central del block de mineral con el objetivo de hacer más eficiente la
limpieza del mineral.
135
La capacidad del echadero está definido ´por la longitud de la chimenea
corresponde con la capacidad de acarreo se realiza mediante scoop desde
el nivel 115 posteriormente el ciclo de transporte de mineral se realiza con
camiones de bajo Perfil desde el nivel -40 hacia la cancha de mineral
Chimenea de servicio ventilación
Ubicada a Los extremo y centro de los tajos en el nivel 115 hacia superficie
y servirá para dotar de la adecuada ventilación a la zona de explotación.
Chimenea slot
La cara libre o slot principal se ubicará en los extremos de cada tajo donde
comenzará la explotación, cuya dimensión será de 2.5 x 2.5 y a partir de
esta chimenea empezamos la explotación correspondiente
11.6 DISEÑO DE EXPLOTACIÓN MÉTODO DE MINADO SUB LEVEL CAVING
11.6.1 Diseño de labores y sostenimiento. Para el diseño de nuestras labores, tomaremos en consideración los puntos
descritos en el capítulo de evaluación geomecánica. En la siguiente tabla
describimos las dimensiones de minado y su avance máximo según el tipo
de roca.
136
Tabla 11.22 Dimensiones de minado según calidad de roca.
CASO ZONA NIVEL RMR
Q BARTO
N
TIPO DE
ROCA
CALIDAD DE ROCA
ESR ANCHO O ALTURA
MAX (Mts)
AVANCE
MAXIMO (Mts)
01 Mineral (brecha) 0 19 0.06 V Muy mala 1.6 2.4 1.04
02 Caja piso intermedia 0 46 1.8 IIIB Regular
B 1.6 4.16 4.05 03 Caja piso próxima 0 35 0.3 IVA Mala A 1.6 2.52 1.98
04 Caja piso -40 50 1.92 IIIB Regular B 1.6 4.98 4.15
05 Mineral (brecha) -40 11 0.02 V Muy mala 1.6 0.85 0.67
06 Caja techo -40 20 0.17 V Muy mala 3 2.39 2.96
07 Caja techo próxima -40 25 0.31 IVB Mala B 3 3.00 3.75
08 Caja techo intermedia -40 45 3.24 IIIB Regular
B 3 7.45 9.61
• Todo Draw-point y/o galería, ubicadas en zonas donde su RMR sea
menor a 30 (Tipo IB y V, mala B y muy mala respectivamente), sus
aberturas máximas son estimadas a 2.5 mts, con un avance lineal por
disparo de 1mt. Su tiempo de auto soporte es inmediato.
Caso 01 RMR 19, tiempo de auto soporte 45 min
Caso 07 RMR 25 tiempo de auto soporte 1.5 horas
• Aquellas labores, donde su RMR fluctúe entre 31 y 40 (Tipo IVA, mala
A), su aberturas máximas están entre 3 a 3.5 mts, con un avance
estimado entre 1.0 a 1.5 mts. Su tiempo de auto soporte está entre 1.5
horas a 10 horas.
137
Caso 03 RMR 35, tiempo de auto soporte 10 horas
• Para labores ubicadas en zonas donde el RMR fluctué entre 40 y 50,
sus aberturas pueden ser de 4.0 mts, con un avance de hasta 3 mts, y
un tiempo de auto soporte de 1 a 2 días.
Caso 04 RMR 45, tiempo de auto soporte 4 días.
Caso 08 RMR 50, tiempo de auto soporte 8 días.
Como se ha detallado en capítulos anteriores, la calidad del macizo rocoso
en mina Azulcocha, varía entre regular IIIB y Muy mala V, haciendo del
sostenimiento, la operación unitaria más importante, dentro del ciclo de
minado. El sostenimiento debe ser inmediato, no dando a lugar que ocurra
un colapso de la labor.
Las alternativas de sostenimiento estarán en función de los siguientes
parámetros.
• Tipo de labor permanente o temporal.
• Ubicación de la labor.
• Características de calidad de roca en el terreno.
• Características estructurales.
• Tiempo de vida de la labor
En la zona de minado, el sostenimiento se basara en el uso de cimbras
rígidas y deslizantes. El área de geomecánica determinara el tipo de cimbra
a usar, en función al tipo de esfuerzos y tipo de material que se presente.
138
Para terrenos elásticos, el uso de cimbras rígidas es una buena opción de
sostenimiento. Para terrenos plásticos, el uso de cimbras deslizantes es la
mejor opción de sostenimiento. En caso se presenten esfuerzos horizontales
que tiendan a cerrar la geometría de la labor, al sostenimiento con cimbras
se le adicionara el uso de inverts rígidos o deslizantes, con el fin de
prolongar el tiempo de vida de las cimbras.
El método de análisis de monitoreo de puntos de convergencia nos permite
correlacionar el registro cronológico de las velocidades de deformación de la
cimbra con los factores influyentes tales como: calidad de roca, condición
del agua subterránea y la secuencia de minado. Eso nos permitirá conocer:
el comportamiento típico, tiempo de vida, máxima convergencia esperada y
el tiempo en el cual ocurrirá esto, para cada cimbra en la ubicación en la que
se encuentre y con el accesorio adicional que se instaló. Así podremos
adelantarnos a los sucesos, tomando medidas preventivas para el control de
las deformaciones en cimbras recientemente instaladas. A su vez nos
permitirá conocer el beneficio del invert y la cimbra intermedia en el tiempo
de vida de las cimbras frente a las presiones laterales.
Los tipos de cimbra a usar se ven en la tabla 11.41.
Tabla 11.23 Cimbras a usar en la U.M Azulcocha
TIPO N° DE PIEZAS MEDIDAS
6H20 2 3 x 3 / 2.5 x 2.5 4H13 2 3 x 3 / 2.5 x 2.5
THN 21 2 3 x 3 / 2.5 x 2.5 THN 29 2 3 x 3 / 2.5 x 2.5
139
El tipo de cimbra rígida 4H13 perfiles “Wide flange” (patín ancho) o perfil “W"
de 4”x 4” y 13 lb/pie, espaciadas de 0.5 a 1 m, las mismas que corresponden
a cimbras ligeras para excavaciones de 3 m de abierto. En caso de altas
presiones del terreno, estas cimbras podrían construirse a sección completa,
colocando una solera (invert) entre las patas (Según las condiciones del
terreno). En los casos que las cimbras indicadas no fueran suficientes, por
las altas presiones de la roca, pueden utilizarse cimbras medianas como las
del tipo 6H20.
Las cimbras THN-21, perfil Toussaint y Heinzmann de 21 kg/m, se
componen de dos o tres secciones. Para los arcos de 2 secciones, ambas
mitades deslizan uno respecto a la otra. En el caso de 3 secciones, la
sección superior se desliza entre los elementos laterales. Aproximadamente
cada 12 días, los elementos tensores se aflojan y los arcos se deslizan y
convergen; de esta manera, los esfuerzos se aminoran en ellos y se
eliminan las deformaciones.
El sostenimiento utilizado en el frente en labores alejadas a la zona de
minado como las rampas, estará en función tanto de sus características
estructurales como su calidad de roca. En Roca tipo IIIB, el sostenimiento
podría ser una capa de shotcrete 3’’ más pernos helicoidales de 19 mm,
espaciados 1.5 mts. En rocas tipo IV A, el sostenimiento podría ser dos
opciones: La primera seria el lanzado de una capa de shotcrete 2’’ – Malla –
Shotcrete 1’’, o colocar cimbras 4H13 o 6H20. La decisión se basara en los
factores influyentes que se presenten, si el peso mayor como factor
influyente es el fracturamiento, la combinación shotcrete malla shotcrete
140
sería suficiente, si el peso mayor como factor influente es la presencia de
una alta concentración de esfuerzos alrededor de la excavación, el
sostenimiento será mediante arcos metálicos (Cimbra).
141
Tipo de roca Rango RMR Rango Q Calidad
según RMRSeccion
M2 Spam M.L Tiempo de autosoporte
Metodo de explotacion
Estabilidad por calidad de roca o
distribucion estructural
En mineral En caja techo proxima En caja piso intermedia En caja piso lejana
Calidad de roca No aplica No aplica Cimbras H4 e = 1 mts Shotcrete 2'' + P. Hel icoida l 1.5 x 1.5 m
Estructural No aplica No aplica Cimbras H4 e = 1 mts Perno puntual
Calidad de roca No aplica No aplica Cimbras H4 e = 1 mts Shotcrete 3'' + P. Hel icoida l 1.2 x 1.2 m
Estructural No aplica No aplica Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H4/H6 e = 1.2 mts
Calidad de roca No aplica Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts
Estructural No aplica Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts Shotcrete 2'' + Mal la + Shotcrete 1'
Calidad de roca Cimbras H4 e = 1 mt Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts
Estructural Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts
Calidad de roca Cimbras rigidas o des l i zantes e = 1mt Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts No apl ica
Estructural Cimbras rigidas H4 o H6 e = 1 mt Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts No apl ica
Calidad de roca Cimbras rididad H4/H6 o des l i zantes e = 1 mt Cimbras rididad H4/H6 o des l i zantes e= 1 mt Cimbras H6 e = 1.2 mts No apl ica
Cimbras rigidas H4 Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts No apl ica
II > 60 > 60 Buena Sub level caving 4.5 x 4.5 3 14 dias
IIIA 51 – 60 2.0 – 6.0 Regular A Sub level caving 4 x 4 3 7 dias
IIIIB 41 – 50 0.65 – 2.0 Regular B Sub level caving 2 a 34 x 4 2 dias
IVA 31 – 40 0.2 – 0.65 Mala A Sub level caving 3 x 3 1 1.5 - 10 hrs
IVB 21 – 30 0.07 – 0.2 Mala B Sub level caving 12.5 - 3 1 hora
V < 20 <0.07 Muy Mala Sub level caving 2.5 1 Inmediato
Tabla 11.24 Sostenimiento de labores Sub Level Caving
142
GRADO DE RESISTENCIA TIPO DE ROCA O SUELO m Kg/m3 quc Kg/cm2 Factor f
1400 - 1600 - 0.5
0.3
1700 - 1900 - 0.8
1600 - 1800 - 0.6
2000 - 1.5
1700 - 2000 - 1
2400 - 2600 300 3
2200 - 2600 200 - 150 2 - 1.5
2300 500 5
2400 - 2800 400 4
10
2500 800 8
2400 600 6
Suelos granulares
Suelos plasticos
2800 - 3000 2000 20
2600 - 2700 1500 15
2500 - 2600 1000
Medio
Moderadamente bajo
Moderadamente bajo
Bajo
Bajo
Suelos Suelos con vegetacion, turba, arenas humedas
Arenas y gravas
Limos y arcillas blandos
Muy alto
Muy alto
Alto
Alto
Moderadamente alto
Moderadamente alto
Medio Lutitas, calizas y areniscas de baja resistencia, conglomerado no muy duros
Lutitas pizarras arcillosas, margas
Lutitas blandas, calizas muy fracturas, yesos, areniscas en bloques, gravas cementadasGravas lutitas y pizarras fragmentadas, depositos de talud duros, arcillas duras
Arcilla firme, suelos arcillosos
Loes, formaciones de arena y grava, suelos areno-arcillosos o limo-arcillosos
Granitos masivos. Cuarcitas o basaltos sanos y en general rocas duras sanas y muy resistentes
Granitos practicamente masivos, porfidos, pizarras, arenisca y calizas sanas
Granitos y formaciones similares, areniscas y calizas practicamente sanas conglomeradas muy resistente, limolitas resistenteCalizas en general, granitos meteorizados, limolitas, areniscas relativamente resistentes, marmoles pirita
Areniscas normales
Pizarras
11.6.2 Criterio de selección de cimbras.
Mediante la Metodología de Protodyakonov (1976) muy usada en los países
del este de Europa, podemos determinar la cimbra adecuada en función al
esfuerzo horizontal. Para esto, Protodyakonov clasifica los terrenos
asignándoles un factor “f” llamado coeficiente de resistencia, a partir del cual
y de las dimensiones del túnel, definen las cargas de cálculo para
dimensionar el sostenimiento
Tabla 11.25: Coeficiente de resistencia de Protodyakonov
143
Protodyakonov determina el valor de “f” en función de la resistencia a la
compresión simple, el ángulo de fricción interna y la cohesión.
Para rocas: F = σc/10
Para suelos: F = tg φ + C/σc
Dónde:
σc = Resistencia compresión simple (Mpa)
φ = Angulo de rozamiento interno
C = Cohesión a largo plazo (Mpa).
La distribución de cargas sobre el túnel para el dimensionamiento del
sostenimiento se hace suponiendo:
Presión uniforme vertical sobre la bóveda
Pv = γ.h
Presión uniforme lateral.
Ph = γ. (h + 0.5.m) tg2 (45º+ φ/2)
Dónde:
b = Anchura de la labor
m = Altura del túnel
f = Coeficiente de resistencia
γ = Peso específico de la roca
φ= Angulo de rozamiento interno
B = b + 2m.tg (45 - φ/2)
h = B/2f
144
Para el Sub Level Caving, el uso de cimbras se generalizar tanto para los
draw point, galerías y cruceros debido a la energía de impacto que
provocara el hundimiento sobre las labores.
11.6.3 Sostenimiento de tajos
Figura 11.13 Tiempo de autosoporte del tajo con avance 20 mts,
RMR < 40
145
Tabla 11.26 Sostenimiento y tiempo de autosoporte.
11.7 DIMENSIONAMIENTO DE LABORES.
11.7.1 Ancho efectivo de extracción
Mientras más incrementamos el ancho de la apertura más aumenta el ancho
del elipsoide de extracción y por lo tanto el volumen de la zona de
extracción.
También se incrementa el volumen de material sin diluir que se puede
extraer ya que el embudo de salida alcanzara la apertura más tarde.
Una correcta extracción de mineral no solo depende de un ancho grande de
extracción, sino también de un adecuado grosor de la zona de salida.
Esta figura indica el ancho efectivo de extracción como un porcentaje del
ancho de la galería en función a la forma del techo.
MÉTODO DE EXPLOTACI
ÓN
DIMENSIÓN DEL TAJO
TIEMPO DE AUTO
SOPORTE SOSTENIMIENTO
Sub Level Caving 11 x 5 x 20 Colapso
inmediato
Con el material que fluye x gravedad desde superficie por el mismo tajo (Auto sostenimiento)
146
Figura 11.14 Ancho efectivo de extracción en función de la forma del
techo de la galería, expresado en % del ancho de la galería.
11.7.2 Calculo de la W’ del elipsoide
Figura 11.15 Cálculo del ancho del elipsoide en función del tamaño de
fragmentación
21
6.5
147
Está en función del ancho de nuestra labor. Siendo la altura de la elipse de
extracción de 21 mts entonces le corresponde un ancho teórico de
extracción W’ de extracción de 6.1 mts
Una aproximación del ancho total W y de la potencia del elipsoide de
extracción para una altura dada ht se puede calcular por las siguientes
formas empíricas.
Wt = W’ + a -1.8
Siendo ‘’a’’ el ancho de extracción del techo de draw point
Las galerías de producción en el SLC deben estar localizadas bajo cierto
patrón conforme al flujo gravitacional.
Las galerías de extracción deberían estar ubicadas en la zona donde el
elipsoide de extracción tiene su ancho máximo Wt. Esto ocurre a 2Ht/3.
Esta altura indica aproximadamente la distancia Hs entre subniveles.
Después de la extracción, un pilar con forma triangular queda en la parte
superior cubierto por una zona pasiva con mineral remanente que puede ser
parcialmente recuperado desde el nivel inferior Por lo tanto la altura de
extracción está definida por la distancia entre el piso del nivel inferior y el
punto A.
Necesitamos determinar el ancho del elipsoide de desprendimiento WL en
una sección horizontal justo al nivel donde el elipsoide extracción tiene su
ancho máximo Wt Asumiendo que las relaciones y principios del flujo
gravitacional son aplicadas al SLC, el ancho total del elipsoide de extracción
es un 60 a 65% del ancho del elipsoide de desprendimiento.
148
Si Hs < 18 mts………………. Sd ≤ Wt / 0.6
Si Hs > 18 mts………………..Sd ≤ Wt / 0.65
En SLC convencionales se tiene la siguiente relación Sd ≤ Hs
Lo que significa que la geometría básica tiene la forma de un cuadrado o se
desvía ligeramente de ella.
Una guía aproximada para el espesor de una tajada tronada en el frente de
un subnivel es:
B (Burden) ≤ Dt/2
Para nuestro caso de Sub Level Caving en mina Azulcocha:
Wd = 3, Hd = 3, altura del elipsoide prevista = 21 mts
Calculo del ancho efectivo de extracción en función de la forma del techo:
a = Wd * 0.7 = 3 x 0.7 = 2.1
El ancho teórico w’ del elipsoide para una altura Ht = 24:
W’ = 6.1
Ancho del elipsoide de extracción:
W ≤ 6.1 +2.1 -1.8 = 6.4
Dt ≤ 7/2 = 3.2
Espaciamiento del burden:
b = 3.2 / 2 = 1.60 mts
La altura Hs es
2Ht/3 -1 = 13
Ya que Ht = 21 > 18 entonces el espaciamiento horizontal será
Sd ≤ Wt/0.65 = 6.4/0.65 = 10
149
Figura 11.16 Diseño final del elipsoide de extracción
11.8 SIMULACIÓN GEOMECÁNICA.
Para una mayor taza de producción es recomendable que se vaya a la
práctica del minado por "bloques", lo cual permitirá minar en varios niveles
en simultáneo, con ello, se tendría mayores ventajas, entre otras: mejores
condiciones da estabilidad, adecuado blendíng y mejor productividad. Para
el SLC transversal el minado recomendable es en retirada desde uno de los
extremos. En el SLC, el minado debe proceder simultáneamente en 4 o 5
niveles.
Dentro de cada subnivel a su vez debe de existir una secuencia de minado,
debido al bajo buzamiento de la estructura no se puede vaciar todo el
mineral, ya que la dilución aumentaría considerablemente. En las figuras 10
al 19 se propone una secuencia de minado, la que tiene como base principal
150
el extraer en mineral en forma continua entre los sub-paneles del subnivel.
Esta sección corresponde a la zona este de la mina, en al que la caja techo
tiene mejores condiciones de estabilidad
Figura 11.17 Secuencia de minado en el subnivel. Sección este de la estructura
Figura 11.18 Secuencia de minado en el subnivel. Se extrae el primer nivel. Los colores rojos indican fallas en el macizo. Sección este de la
estructura.
151
Figura 11.19 Secuencia de minado en el subnivel. Se extrae el segundo nivel. Las cajas empiezan a colapsar. Sección este de la estructura.
Figura 11.20 Secuencia de minado en el subnivel. Se extrae el tercer nivel. Las cajas siguen colapsando. Sección este de la estructura.
152
Figura 11.21 Secuencia de minado en el subnivel. Se extrae el cuarto nivel. Las cajas comienzan a colapsar, afectando la parte baja. Sección
al este.
Figura 11.22 Secuencia de minado del Nv. Cero a -40. Sección centro y oeste.
153
Figura 11.23 Secuencia de minado del Nv. Cero a -40. Sección centro y
oeste.
Figura 11.24 Secuencia de minado primer y segundo corte. Se observa que el techo y piso están fuera del mínimo factor de seguridad. Sección
centro y oeste.
154
Figura 11.25 Secuencia de minado tercer corte. Se observa que la caja techo comienza a colapsar. Sección centro y oeste
Figura 11.26 Secuencia de minado cuarto corte. Se observa que la caja techo continua en colapso. Sección centro y oeste.
155
11.9 INFLUENCIA DE LA SUBSIDENCIA
Inevitablemente este método de minado genera subsidencia, para calcular
los ángulos a (grietas de compresión) y β (grietas de tracción). (Ver tabla
11.45), utilizamos los gráficos de las figuras 11.37 y 11.38, siendo los
resultados presentados en la tabla 11.45
Tabla 11.27 Ángulos de compresión y tracción para mina Azulcocha
UBICACIÓN α(grietas de compresión)
β(grietas de tracción)
CAJA TECHO 50.5° 34°
CAJA PISO 56.5° 39°
LATERALES 80° 68°
Figura 11.27 Angulo de subsidencia α (grietas de compresión) β (grietas de
tracción
156
Figura 11.28 Cálculo del ángulo α (grietas de compresión)
Figura 11.29 Cálculo del ángulo β (grietas de tracción)
157
Si consideramos estos ángulos de subsidencia, el minado del Cuerpo Mina
Azulcocha por el método de SLC comprometerá a las labores superiores
debiendo hacerse un estudio adicional para determinar qué zonas serán
comprometidas en superficie
11.10 DESCRIPCIÓN DEL MÉTODO DE MINADO SUB LEVEL CAVING
Figura 11.30 Descripción Grafica Sub Level Caving mejorado
El hundimiento por subniveles es un método de minado masivo basado en la
utilización del flujo gravitacional del mineral fragmentado mediante
perforación de taladros largo y voladura, el hundimiento de la roca estéril
principalmente de la caja techo.
En relación a las características de hundibilidad del terreno: la masa rocosa
del dominio estructural DE-IV (A y B) presenta buena hundibilidad, con
fragmentos muy pequeños y con muy poca necesidad de voladura
secundaria;
158
Ventajas:
1° Seguridad: Todas las actividades mineras son ejecutadas en aberturas
relativamente pequeñas, proporcionando buenas condiciones para
prevenir los accidentes, de esta manera se constituye en uno de los
métodos de minado más seguros. Las dimensiones de las galerías de
extracción son de 3.0 m de ancho por 3 m de altura. La seguridad y
estabilidad de tales galerías puede ser fácilmente lograda con voladuras
controladas o por combinación de las mismas con el sostenimiento
(shotcrete).
En rocas menos competentes, la estabilidad puede ser lograda por la
combinación de voladura controlada y el sostenimiento mediante
pernos, malla y shotcrete.
En rocas incompetentes, la estabilidad debe lograrse con arcos
metálicos y planchas acanaladas.
2° Mecanización: Las operaciones mineras puede comprender 4 grupos de
operaciones unitarias:
1) Desarrollo de las galerías o cruceros y su sostenimiento,
2) perforación en abanico,
3) voladura de producción (fragmentación),
4) flujo de mineral, carguío y transporte.
159
CICLO DE MINADO EXPLOTACION
Foto 16 Voladura de taladros largos Foto 17 Chuteo de mineral
Foto 18 Limpieza de mineral Foto 19 Extracción
Foto 20 Control de dilución y recuperación.
Foto 21 Colocado de tapón
Foto 14 Perforación y voladura de bolsillos.
Foto 15 Perforación de taladros largos
160
Las secciones de las labores mineras permiten el uso de equipo
trackless. Para los trabajos de explotación, desarrollo y en los trabajos
de preparación, exploración se empleara jackleg para la perforación y el
acarreo será mediante Scoop de 3.5 yd3.
3° Flexibilidad: La estandarización y especialización de las actividades
mineras y equipos, en niveles separados (nivel inferior o nivel en
desarrollo, nivel superior o nivel de producción), junto con el sistema de
transporte trackless, crea un alto grado de flexibilidad. Esto permite un
rápido inicio del minado.
4° Organización del trabajo: Permite una buena concentración, organización
y condiciones de trabajo. Normalmente, en el nivel inferior, son llevadas
a cabo varias fases de desarrollo. Los niveles superiores están en
varias fases de extracción. Por consiguiente, el trabajo puede ser
fácilmente organizado en un sistema que excluya las interferencias en
las actividades de minado. En resumen, la seguridad del minado (en
aberturas de pequeñas dimensiones), la buena flexibilidad, la
organización del trabajo y la alta mecanización con equipos mineros
modernos, proporcionan muy buenas condiciones de trabajo.
161
Secuencia de minado
Desventajas:
• Hay una dilución relativamente alta 30% del mineral por el hundimiento
del desmonte, especialmente cuando se requiere alta recuperación.
Debido al buzamiento de que presenta la estructura de 45 a 50 grados
• Todo el mineral debe ser fragmentado mediante perforación y voladura,
a fin de obtener un "material grueso" adecuado para ser extraído
mediante flujo gravitacional.
162
• Pueden ocurrir diversos tipos de pérdidas de mineral, por ejemplo,
cuando se ha alcanzado el límite de extracción, el mineral remanente
altamente diluido representa una pérdida de mineral; o en las zonas
pasivas del nivel de extracción, localizado entre las zonas activas del
flujo gravitacional, se pierde algo de mineral. En general estas pérdidas
pueden ser grandes, cuando el buzamiento del cuerpo mineral es cada
vez menor.
• Se requiere una cantidad relativamente grande de desarrollos: galerías
de transporte, generalmente ubicadas en la caja piso, en desmonte, en
cada nivel; galerías de subniveles, que conectan el minado activo en el
cuerpo con las galerías de transporte, estas galerías están parcialmente
en desmonte y parcialmente en mineral, y a medida que el buzamiento
del cuerpo sea menor, aumenta la longitud de estas galerías; también se
requiere ore pass y un nivel de transporte principal, ubicado en
desmonte. En adición se requieren uno o dos sistemas de rampas para
proporcionar acceso a los equipos trackless a los varios subniveles.
Todas estas labores tienen un alto costo, particularmente cuando se
utiliza el sostenimiento intensivo en rocas de mala calidad.
• El minado genera hundimiento progresivo de la roca sobreyacente,
resultando en subsidencia y daños a la superficie
• Para maximizar la recuperación del mineral, minimizar la dilución y lograr
alta eficiencia en el minado, es muy importante obtener buena
información sobre los parámetros del flujo gravitacional para el mineral
fragmentado mediante perforación y voladura y para el desmonte que se
hundirá. Para el estudio de factibilidad puede ser suficiente utilizar los
163
datos de otras operaciones mineras que utilicen el método de minado de
hundimiento por subniveles, en similares condiciones y circunstancias.
Para el diseño y planeamiento detallado de la mina, se requieren datos
más exactos, incluyendo estudios analíticos y experimentales, que
podrían comprender hasta ensayos in-situ a escala real si fuera
necesario
11.11 PARÁMETROS DEL MÉTODO DE MINADO
11.11.1 Esquemas transversal y longitudinal
Para cuerpos mineralizados anchos, el esquema transversal es el más
indicado, pero cuando la potencia del cuerpo mineralizado está debajo de 08
m, el esquema transversal es impráctico debido al tipo de roca que presenta
Azulcocha, en este caso el esquema longitudinal es el más adecuado
Construyendo galerías de producción a lo largo del rumbo de la estructura,
pudiendo ser una sola galería o varias según el ancho de la estructura, pero
esto es aplicable cuando el mineral es de calidad regular, caso que no se
tiene en Azulcocha.
Por lo general, no siempre, la recuperación es mejor con el esquema
transversal que con el esquema longitudinal, debido que en este último hay
una tendencia de quedarse el mineral en cuerpos mineralizados de
geometría irregular. El cuerpo en Mina Azulcocha es de forma regular
tabloide, por lo que la dilución sería menor.
En el esquema transversal, la galería de transporte o denominada también
By pass, es ubicada en el desmonte, preferentemente en la caja piso, más o
menos entre 10 a 25 m del contacto con el mineral. Aquí, ésta tendrá
164
mínimo daño por la voladura. En el esquema longitudinal, las galerías de
producción tienen que estar también en desmonte, donde estarán situados
los Ore Pass a intervalos convenientes.
Figura 11.31 Dimensiones geométricas del Sub Level Caving
11.11.2 Altura de subniveles
En teoría la altura entre los subniveles tiene que ser tanto como sea posible.
En la práctica muchos factores gobiernan su dimensionamiento. Uno de
estos factores es el buzamiento de cuerpo, Cuando el buzamiento es
vertical, no hay restricciones, pero si el buzamiento es bajo, la altura tiene
que ser reducida para evitar el jale del desmonte de la caja techo.
Otro factor es la habilidad para perforar, cargar, y romper la roca para una
fragmentación satisfactoria y el costo de hacer esto. La desviación de los
165
taladros y los costos se incrementan rápidamente con la longitud del taladro.
Si el mineral es débil, puede ser difícil mantener los taladros abiertos para su
carguío. Si el mineral no es bien fragmentado, la recuperación y dilución
serán seriamente afectadas.
Alturas entre subniveles de 9 a 13 m son bastante comunes con longitud
máxima de taladros de 15 a 18 m., existen muchos ejemplos con este
dimensionamiento sin embargo para aplicar alturas mayores se deben de
realizar pruebas de campo en forma progresiva.
11.11.3 Espaciamiento de las galerías de producción y ancho de pilares
Hay distintas relaciones para establecer estos parámetros. La excentricidad
del hundimiento puede ser estimada a partir de ensayos sobre modelos con
los cuales se determinará el espaciamiento de las galerías y ancho de los
pilares.
El espaciamiento centro a centro de las galerías de producción varía de 8 m
a 12 m, lo común es 11 m. Con estas medidas, el ancho del pilar ubicado
entre las galerías es de 5.5 m a 8 m, dependiendo del tamaño de la sección
de las galerías de producción.
Para el esquema longitudinal, la dimensión más común del ancho del pilar
entre las galerías es de 6 m.
11.11.4 Tamaño y forma de la galería de producción
Esto tiene mucha importancia para el flujo del mineral. La galería tiene que
ser tan ancha como sea posible, dando buen sostenimiento al techo y al
frente. Para un flujo óptimo el techo de la galería debe ser plano, de esta
manera el mineral fluirá en todo el ancho del techo. Si la galería fuera
166
arqueada, el flujo de mineral solo se produciría en el centro del techo, y no
en los costados, en este caso el desmonte será jalado hacia abajo en el
centro, antes que todo el mineral haya sido recuperado. Si por razones de
sostenimiento los techos fueran arqueados, entonces las galerías deberán
estar lo más cercanas posibles.
Las dimensiones utilizadas en las galería de producción son: ancho de 3.0 m
x 3.0 m, altura
11.11.5 Perforación y voladura en abanico
Las prácticas actuales comprenden, perforar tanto como sea posible,
taladros en abanico para conformarse a la elipsoide de movimiento. Los
taladros deben ser cuidadosamente alineados y perforados, para lo cual
deberán adoptarse las medidas necesarias. Asimismo el carguío y la
voladura deben ser realizados cuidadosamente.
11.12 PERFORACIÓN
Para iniciar el proceso de perforación de los taladros de producción, se
deben
167
Tener en consideración:
• Perforabilidad y geología estructural del macizo rocoso
• Tamaño de fragmentación requerida
• Diámetro del taladro y longitud del taladro
• Orientación y espaciamiento entre taladros
• Desviación de perforación
Dichos factores determinan el tipo de máquina perforadora así como el
diseño de la malla de perforación de los taladros largos.
Es importante el control del % de desviación de los taladros que debe estar
en un rango de 2 % como máximo. El mineral es deleznable, La
fragmentación del mineral proyectado es que el 80 % del mineral roto se
encuentre por debajo de 7 pulg. Para nuestro caso vamos a trabajar con un
Equipo Mucki Long Hole
168
Características de los tajos en mina Azulcocha
• Longitud de Perforación 13 mts
• Diámetro taladro 64 mm
• Dirección perforación vertical y en abanico
• Espaciamiento malla 1.5 mts
• Burden malla 2.0 mts
• Fragmentación mineral (P80) 17.8 mm
• Desviación taladros 2 %
• Disponibilidad Mecánica 85%
• Utilidad Efectiva 75%
• Días trabajados/mes 30
• Longitud del barreno 1.5
• Taladros perforados/gdia 8
169
• Taladros perforados/día 16
• Metros perforados/día 208
• Tm por día 518
• Producción mensual 15000
Rendimientos promedio de los aceros de perforación son:
• Shank adapter con 11,000 metros en promedio
• Barras MF con 11,000 metros en promedio.
• Broca de botones con 7,500 metros en promedio
• Adaptador piloto con 13,000 metros en promedio.
• Broca escariadora con 13,000 metros en promedio
En la perforación del cuerpo mineralizado, los taladros de producción se
realizaron en forma ascendente, los taladros que van al centro del cuerpo
mineralizado se perforan con 0° en el clinómetro (verticalmente) y los
taladros del contorno del cuerpo mineralizado, se perforaron según la
inclinación del cuerpo para aprovechar la óptima recuperación de mineral.
Las longitudes de los taladros de todos los subniveles varían, estos son
Perforados hasta llegar a la caja y de esta manera se controla la dilución en
la perforación.
Para obtener una adecuada perforación hay que tener en cuenta lo
siguiente:
• Correcta limpieza de las áreas a perforar y señalización.
• Colocación de puntos a perforar y las correspondientes elevaciones y
direcciones por el Departamento de Topografía
170
• Precisión de perforación (Control de la perforación).
• Correcta inclinación de los taladros.
• Cumplir con las longitudes de perforación requerida.
Marcado del taladro después de la perforación. Todos estos puntos deben
ser chequeados con una hoja de control de perforación en el cual se indican
los taladros, los pies perforados, indicando los pies de mineral y los pies de
estéril, las fallas, fracturas, fisuras. Angulo de inclinación, numero de barras
a perforar.
11.12.1 Perforación avances horizontales y chimeneas
La perforación para las labores Horizontales tanto en la preparación,
exploración y desarrollo lo vamos a realizar con maquina jackleg debido a
que el zoneamiento en la parte central del yacimiento se tiene un tipo de
roca de IV A a V que es muy mal y el avance es de 1 metro por disparo, en
los extremo el tipo de roca es de IV que es mala cuyo avance por disparo
es de un metro y por lo tanto los sostenimiento tiene que ser inmediato
Perforación convencional de bolsillos (Preparación Hundimiento)
La perforación convencional de los bolsillos se realiza lateralmente para
producir aberturas de profundidad de hasta 2,0 metros (bolsillos) a ambos
lados del draw point, esta perforación se realizará con máquinas de
perforación manual tipo Jackleg y barrenos de perforación de 4' 6' y 8 '. Para
la voladura se utilizará el ANFO para la comuna explosiva y dinamita como
iniciador. Luego de la voladura se procede a limpiar el material roto y se
vuelve a cerrar los bolsillos (entablado) para recién proceder a la perforación
de taladros largos. Los objetivos de la abertura de bolsillos son crear una
171
zona por donde fluya el mineral después de la rotura de taladros largos; así
mismo permitir una mayor área de influencia que permita un flujo de mineral
continuo.
Figura 11.32 Malla de perforación para roca suave sección 3 x 3 mts
172
Figura 11.33 Malla de perforación para roca tipo III sección 4 x 4 mts
11.13 VOLADURA
La selección de los explosivos apropiados para la voladura, está relacionado
a:
• Tipo de fragmentación de mineral requerido
• Diámetro de taladro de perforación
• Burden y espaciamiento de malla de perforación
• Condiciones geológicas presentes
• Dureza del mineral
Para el carguío de los taladros se utiliza una cargadora JET-ANOL que
inyecta
Neumáticamente el ANFO a través de una manguera antiestática y rígida
hasta el fondo del taladro con el objetivo de mejorar el confinamiento del
173
ANFO y de esta forma aprovechar la máxima potencia y energía del
explosivo.
Agente de voladura y accesorios utilizados para el carguío
• Anfo
• Booster 1/3 libra
• Fulminante no eléctrico MS de 20 mts. (De diferentes retardos)
• Cordón Detonante (3P)
• Guía de seguridad (Carmex)
• Mecha rápida.
Voladura taladro largo
174
Voladura convencional en avances horizontales
La voladura convencional es utilizada para los frentes de preparación,
desarrollos y además para la apertura de bolsillos en la etapa de
explotación, se utilizan Emulsor 1 x7x1000, Emulnor 1 x 7 x 3000 Emulnor 1
x 7 x 5000, y guías de seguridad de 7 pies. La perforación de taladros se
realiza con máquinas neumáticas tipo Jackleg.
175
11.14 CARGUÍO
El carguío se realiza tapando los taladros que hayan comunicado con un
saco de yute el cual permitirá que la energía del explosivo no se libere,
luego se procede a introducir el cebo el cual es un booster de 1/3 lb, por la
parte inferior o superior, se carga el taladro con el anfo a una presión de 65
PSI, de tal manera que el ANFO pueda confinarse, después de haber
cargado la longitud requerida de anfo en el taladro, se procede a colocar el
segundo cebo siguiendo el mismo procedimiento como se observa en los
gráficos de carguío dejando un espacio sin cargar que es rellenado con un
taco de arcilla de 1.50 metros a 2.0 metros. Se continúa haciendo pruebas
para hacer más eficiente este carguío con la cantidad de cebos adecuados y
cantidad de carga adecuada con el uso de equipos que detectan las ondas
de detonación de cada taladro y dan un mejor uso de los explosivos y
accesorios.
176
Figura 11.34 Carguío de taladros largos
11.15 ACARREO DE MINERAL
El Acarreo de mineral será solo de 500 tpd el 1er año, siendo los años
siguientes de 1000 tpd (Parámetro usado para el cálculo de scoops). Se
tiene una distancia de 150 mts hasta la cámara de carguío, donde equipos
de bajo perfil dumper de 16 Tms estarán evacuando el mineral hacia la
planta concentradora.
177
Para la selección de scoops, se optó por 03 opciones, de 2.5, 3.0 y 3.5 Yd3.
Los tiempos de carga, descarga, ida y vuelta fueron tomados por
experiencia en otras unidades similares.
Tabla 11.28 Calculo del Número de Scoops para una distancia de acarreo de 150 mts
Producción 1000 tpd (Fuente Propia)
Observamos en la tabla 11.46, que para las características cinemáticas de
los scoops, factores de llenado y porcentaje de utilización, tenemos las
opciones de 03 scoops de 2.5 Yd3, 03 scoops de 3.0 Yd3 o 02 scoop de 3.5
Yd3. Sus rendimientos en Ton/Hr, están detalladas en la siguiente tabla.
Capacidad Yd 3 2.50 3.00 3.50Capacidad M 3 1.91 2.29 2.68Tiempo carga Min 1.50 1.50 1.50Tiempo descarga Min 0.67 0.67 0.67Tiempo ida Min 1.80 1.80 1.29Tiempo de regreso Min 1.20 1.20 1.00Distancia Metros 150.00 150.00 150.00Velocidad lleno Km/hr 5.00 5.00 7.00Velocidad vacio Km/hr 7.50 7.50 9.00Ciclo Min 5.17 5.17 4.46Numero de ciclos /Hr 11.61 11.61 13.47Densidad Ton/m3 3.00 3.00 3.00Factor de llenado Adimensional 0.85 0.85 0.85Factor de esponjamiento 0.35 0.35 0.35Carga Ton/ciclo 3.61 4.33 5.05Rendimiento efectivo Ton/hr 41.90 50.28 68.06Horas requeridas (Hrs) 23.87 19.89 14.69Rendimiento carga Ton/hr 30.17 36.20 49.01Produccion Dia Ton 1000.00 1000.00 1000.00#Equipos (Unid) 3.00 3.00 2.00Utilizacion Adimensional 0.90 0.90 0.90Factor operacional Adimensional 0.80 0.80 0.80
REN
DIM
IEN
TO D
E SC
OO
PS (2
.5, 3
.0 Y
3.5
Yar
das C
ubic
as (Y
d 3)
178
Tabla 11.29 Rendimiento de Scoops (Tn/Hr) (Fuente Propia)
Figura 11.35 Rendimiento Scoop Vs Distancia de Acarreo
Distancia m Rend. Ton / Hr. (2.5 Yd3) Rend. Ton / Hr. (3.0 Yd3) Rend. Ton / Hr. (3.5 Yd3)110 49.57 59.48 78.85120 47.40 56.88 75.85130 45.41 54.50 73.06140 43.59 52.30 70.47150 41.90 50.28 68.06160 40.34 48.41 65.81170 38.89 46.67 63.71180 37.54 45.05 61.73
179
Tabla 11.30 Ciclo de Scoop (Min) (Fuente Propia)
Figura 11.36 Ciclo del Scoop Vs Distancia
Scoop 2.5 Yd3 Scoop 3.0 Yd 3 Scoop 3.5 Yd 3110.00 4.37 4.37 3.85120.00 4.57 4.57 4.00130.00 4.77 4.77 4.15140.00 4.97 4.97 4.30150.00 5.17 5.17 4.46160.00 5.37 5.37 4.61170.00 5.57 5.57 4.76180.00 5.77 5.77 4.91190.00 5.97 5.97 5.07200.00 6.17 6.17 5.22210.00 6.37 6.37 5.37
Ciclo de Scoop (Min)Distancia Mts
180
Tabla 11.31 Tiempo requerido (Hrs)
Figura 11.37 Tiempo requerido Vs distancia.
Scoop 2.5 Yd3 Scoop 3.0 Yd 3 Scoop 3.5 Yd 3110.00 20.17 16.81 12.68120.00 21.10 17.58 13.18130.00 22.02 18.35 13.69140.00 22.94 19.12 14.19150.00 23.87 19.89 14.69160.00 24.79 20.66 15.19170.00 25.71 21.43 15.70180.00 26.64 22.20 16.20190.00 27.56 22.97 16.70200.00 28.48 23.74 17.20210.00 29.41 24.50 17.71
Distancia MtsTiempo Requerido (Hrs)
181
Tabla 11.32 Costo de Scoop (US$) (Fuente Propia)
Figura 11.38 Costos de Acarreo vs Distancia de Acarreo.
Scoop 2.5 Yd3 Scoop 3.0 Yd 3 Scoop 3.5 Yd 3110.00 856.74 779.47 770.25120.00 895.95 815.14 800.77130.00 935.16 850.82 831.28140.00 974.37 886.49 861.80150.00 1013.58 922.17 892.32160.00 1052.79 957.84 922.83170.00 1092.00 993.51 953.35180.00 1131.21 1029.19 983.86190.00 1170.42 1064.86 1014.38200.00 1209.63 1100.53 1044.90210.00 1248.84 1136.21 1075.41
Distancia MtsCostos de Scoop (US$)
182
Tabla 11.33 Calculo de costos de Scoop en (US$/Hr) y (US$/Tn)
UNIDADCosto Operación Equipo de Carguio 3.50 3.00 2.50Combustible US$/Hr 18.41 18.41 17.39Lubricantes US$/Hr 1.88 1.88 1.88Neumaticos US$/Hr 5.24 4.74 4.74Filtros US$/Hr 4.58 4.58 4.58Grasas US$/Hr 0.27 0.27 0.27Mantenimiento/Reparacion US$/Hr 15.45 11.31 9.83Sub total Costo operación US$/Hr 45.83 41.19 38.69
Valor Equipo CIF US$ 310000.00 280000.00 265500.00Vida util Horas 21000.00 21000.00 21000.00Valor inversion US$/Hr 14.76 13.33 12.64Intereses US$/Hr 0.15 0.13 0.13Costos de adquisicion US$/Hr 14.91 13.47 12.77
ResumenSubtotal Costo operativo US$/Hr 45.83 32.90 29.70Total costo operación Equipo US$/Hr 60.73 46.37 42.47Rendimiento equipo carguio Ton/Hr 68.06 50.28 41.90Total costo equipo US$/Ton 0.89 0.92 1.01
OperadoresCosto por operador US$/Mes 980.00 980.00 980.00Produccion Ton/mes 30000.00 30000.00 30000.00Mano de obra US$/Ton 0.03 0.03 0.03
Total Costo operación Cargador Frontal US$/Ton 0.92 0.95 1.05
CAPACIDAD DE SCOOP YD3
183
Tabla 11.34 Calculo del costo anual uniforme equivalente CAUE (US$) (Fuente Propia)
SCOOP 3.5 YD3Año 0 1 2 3 4produccion TM 180,000.00 180,000.00 180,000.00 180,000.00Costo Operación US$ 166,496.82 166,496.82 166,496.82 166,496.82Depreciacion US$ 46,500.00 46,500.00 46,500.00 46,500.00Flujo de costos antes de impuestos US$ 212,996.82 212,996.82 212,996.82 212,996.82Impuesto US$ 31,949.52 31,949.52 31,949.52 31,949.52Flujo costos despues de impuestos US$ 244,946.35 244,946.35 244,946.35 244,946.35Inversion por equipo US$ 310,000.00 0.00 0.00 0.00 0.00Flujo costos US$ 620,000.00 244,946.35 244,946.35 244,946.35 244,946.35Taza de descuento US$ 15%Numero de periodos 4 CAUE US$Van US$ 1,319,316.52 462,110.86
SCOOP 3.0 YD3Año 0 1 2 3 4produccion TM 180000.00 180000.00 180000.00 180000.00Costo Operación US$ 171,869.75 171,869.75 171,869.75 171,869.75Depreciacion US$ 42,000.00 42,000.00 42,000.00 42,000.00Flujo de costos antes de impuestos US$ 213,869.75 213,869.75 213,869.75 213,869.75Impuesto US$ 32,080.46 32,080.46 32,080.46 32,080.46Flujo costos despues de impuestos US$ 245,950.21 245,950.21 245,950.21 245,950.21Inversion por equipo US$ 280,000.00 0.00 0.00 0.00 0.00Flujo costos US$ 840,000.00 245,950.21 245,950.21 245,950.21 245,950.21Taza de descuento US$ 15%Numero de periodos 4 CAUE US$Van US$ 1,542,182.54 540,173.11
SCOOP 2.5 YD3Año 0 1 2 3 4produccion TM 180,000.00 180,000.00 180,000.00 180,000.00Costo Operación US$ 188,324.85 188,324.85 188,324.85 188,324.85Depreciacion US$ 39,825.00 39,825.00 39,825.00 39,825.00Flujo de costos antes de impuestos US$ 228,149.85 228,149.85 228,149.85 228,149.85Impuesto US$ 34,222.48 34,222.48 34,222.48 34,222.48Flujo costos despues de impuestos US$ 262,372.32 262,372.32 262,372.32 262,372.32Inversion por equipo US$ 265,500.00 0.00 0.00 0.00 0.00Flujo costos US$ 796,500.00 262,372.32 262,372.32 262,372.32 262,372.32Taza de descuento US$ 15%Numero de periodos 4 CAUE US$Van US$ 1,545,567.31 541,358.68
PERIODO
PERIODO
PERIODO
184
Figura 11.39 CAUE vs Capacidad del scoop en Yd3. (Fuente Propia)
Los costos de scoop para una distancia de 150 mts y una producción diaria
de 1000 Tpd, son de 60.63, 46.37 y 42.47 US$/Hr y de 0.92, 0.95 y 1.05
US$/Ton para los equipos de 3.5, 3.0 y 2.5 Yd3 respectivamente. El cálculo
del costo anual uniforme equivalente CAUE será quien determine la opción
que represente un menor costo de acarreo y que permita cumplir el tonelaje
requerido en la operación con el menor número de equipos a adquirir.
Mediante el cálculo del costo anual uniforme equivalente, los resultados nos
indican que el costo menor seria mediante la adquisición de 02 scoop de 3.5
Yd3, (US$/ 462,110.86) en comparación con la compra de 03 scoops de 2.5
y 3.0 Yd3 (US$/ 541,358.68 y US$/ 540,173.11) respectivamente, a una tasa
anual de 15% durante 04 periodos anuales de operación. El modo de
adquisición será el siguiente: el primero año se adquirirá el 1er scoop de 3.5
Yd3, y a finales del 1er año, ya se debe adquirir el segundo equipo, para que
entre en operación el 2do año, y cumpla la producción de 1000 tpd
185
11.16 REHABILITACIÓN DE LABORES
Azulcocha, es una mina que estuvo en explotación hasta mediados del
2012. Durante todo este periodo de inactividad, hay zonas tanto en el nivel
115, 0 y -40, en donde el sostenimiento ha sido críticamente afectado hasta
llegar al colapso. Los factores influyentes son los siguientes:
• Tensiones verticales que causaron pandeo y colapso de cuadros de
madera en los cruceros.
• Zona de derrumbes.
• Labores antiguas sin rellenar.
• Presencia de agua subterránea.
• Mala calidad de la roca.
• Zonas de realce del techo de la labor.
Los factores de operación fueron:
• Mal criterio en la selección del método de sostenimiento
• Sostenimiento inconcluso o ineficiente.
El área de geomecánica determino las zonas en donde se realizaran
trabajos de rehabilitación, las cuales consta de rehabilitación (cambio de
cimbras, intercalar cuadros), sostenimiento (shotcrete malla shotcrete en las
intersecciones, instalación de cimbras, cuadros de madera, pernos
puntuales) y completar sostenimiento (topeo de cimbras).
186
CAPITULO XII
RECUPERACION METALURGICA
Los resultados Metalúrgicos presentados son proyectados para obtener como
objetivo en la operación de la planta concentradora, valores que se van a ir
confirmando conforme se ajusten los parámetros metalúrgicos a nivel industrial,
respecto a los obtenidos a nivel de laboratorio.
12.1 RECUPERACIÓN PROYECTADA.
Las recuperaciones esperadas para arsénico en el concentrado de As-Pb,
es de 61.85%. Mientras que para el zinc, producto principal, la recuperación
esperada es de 87.81 % con un grado de concentrado de 58,00 %. Esto es,
cuando se trate mineral 100% fresco. Cuando se trate blending, mineral
fresco: Relave, la recuperación de, en el concentrado de As-Pb, será de
56,09%, mientras que para el Zinc, se mantienen las recuperaciones y
grados, esto es 86.95% de recuperación y 58% para el grado de
187
concentración. El porcentaje de humedad del concentrado será de 7% ya
que se cuenta con un sistema de filtrado por medio de placas.
Tabla 12.1: Balance Metalúrgico para Relave, Mineral fresco y Blending 80:20.
(Fuente Propia)
PRODUCTO T.M.S. % Peso % As % Zn % Mn. TM As TM Zn TM Mn As Zn Mn RatioCabeza 1000.00 100.00 2.00 2.92 10.90 20.000 29.200 109.000Conc. Pb/As 26.83 2.68 35.00 5.00 3.00 9.391 1.342 0.805 46.95 4.59 0.74 37.27Conc. Zn. 31.82 3.18 0.80 55.00 2.00 0.255 17.504 0.636 1.27 59.94 0.58 31.42Relave 941.34 94.13 1.10 1.10 11.00 10.355 10.355 103.548 51.77 35.46 95.00Cab.Calc. 1000.000 100.00 2.00 2.92 10.50 20.0 29.2 105.0 100.00 100.00 96.32
As% Zn% Mn%46.95 59.94 95.00
PRODUCTO T.M.S. % Peso % As % Zn % Mn. TM As TM Zn TM Mn As Zn Mn RatioCabeza 1000.00 100.00 3.00 9.00 3.50 30.000 90.000 35.000Conc. Pb/As 77.89 7.79 24.00 4.00 1.50 18.694 3.116 1.168 62.31 3.46 3.34 12.84Conc. Zn. 136.25 13.63 0.80 58.00 1.00 1.090 79.026 1.363 3.63 87.81 3.89 7.34Relave 785.86 78.59 1.30 1.00 4.20 10.216 7.859 33.006 34.05 8.73 94.30Cab.Calc. 1000.000 100.00 3.00 9.00 3.55 30.0 90.0 35.5 100.00 100.00 101.53
As% Zn% Mn%62.31 87.81 94.30
PRODUCTO T.M.S. % Peso % As % Zn % Mn. TM As TM Zn TM Mn As Zn Mn RatioCabeza 1000.00 100.00 3.00 7.80 5.00 30.000 78.000 50.000Conc. Pb/As 67.31 6.73 25.00 3.00 1.50 16.828 2.019 1.010 56.09 2.59 2.02 14.86Conc. Zn. 116.94 11.69 0.80 58.00 1.00 0.935 67.823 1.169 3.12 86.95 2.34 8.55Relave 815.75 81.58 1.50 1.00 5.90 12.236 8.158 48.129 40.79 10.46 96.26Cab.Calc. 1000.000 100.00 3.00 7.80 5.03 30.0 78.0 50.3 100.00 100.00 100.62
As% Zn% Mn%56.09 86.95 96.26
Recuperaciones
Recuperaciones
Recuperaciones
BALANCE METALURGICO PROPUESTO PARA RELAVE SEGÚN TEST METALURGICOSPLANTA CONCENTRADORA AZULCOCHA
PLANTA CONCENTRADORA AZULCOCHABALANCE METALURGICO PROPUESTO PARA MINERAL FRESCO SEGÚN TEST METALURGICOS
PLANTA CONCENTRADORA AZULCOCHABALANCE METALURGICO PROPUESTO PARA BLENDING MINERAL FRESCO + RELAVE 80:20 SEGÚN TEST METALURGICO
188
CAPITULO XIII
COSTOS DE MINERAL
13.1 COSTOS DE CAPITAL.
Los costos de capital, se han divido para una producción de 500 tpd para el
año 01, y una producción de 1000 tpd Para los años 02, 03 y 04.
En las tablas 13.54 y 13. 55, se describen estos costos. En resumen los
costos de capital para el año 01 con una producción de 500 tpd son de US$
272,667.00 mensual, y los costos de capital para los años 02,03 y casi, con
una producción de 1000 tpd son de US$ 221,700.00 mensual.
189
13.1 Costo de Capital
Tabla 13.1 Costos de capital Azulcocha año 01, producción de 500 tpd (Fuente Propia)
Tabla 13.2 Costos de capital Azulcocha año 02 – 03 - 04, producción de 1000 tpd (Fuente Propia)
GEOLOGIA 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50MEDIO AMBIENTE 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00OPERACION MINA 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00Area de permisos, licencias y autorizaciones 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33Concesiones y negociaciones de Terreno 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46Seguridad y salud ocupacional 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50Gastos Administrativos 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00Ampliacion de Planta Concentradora 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00Seguridad Interna 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00Compromisos sociales 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67
COSTO INVERSION CAPEX (US$) 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46
CAPEX U$$/.
GEOLOGIA 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00MEDIO AMBIENTE 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00OPERACION MINA 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00Area de permisos, licencias y autorizaciones 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00Concesiones y negociaciones de Terreno 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00Seguridad y salud ocupacional 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00Gastos Administrativos 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00Ampliacion de Planta Concentradora 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00Seguridad Interna 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00Compromisos sociales 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00
COSTO INVERSION CAPEX (US$) 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00
CAPEX U$$/.
190
13.2 COSTO DE MINERAL
En resumen, el costo de mineral para una producción de 500 tpd es 55.87
$/Tm, y para 1000 Tpd, el costo de mineral es de 37.68 $/Tm.
Tabla 13.3 Costos de mineral para 500 y 1000 tpd (Fuente Propia)
Mina $/Tm 500 tpd $/Tm 1000 tpdPerforacion 154,974.49 0.86 248,418.21 0.69Voladura 162,000.00 0.90 263,944.35 0.73Acarreo 172,800.00 0.96 331,200.00 0.92Sostenimiento 954,000.00 5.30 1,437,857.00 3.99Ventilacion 39,260.20 0.22 55,894.10 0.16Transporte 150,841.84 0.84 191,839.80 0.53Servicios Auxiliares 142,576.53 0.79 191,839.80 0.53Geologia 115,714.29 0.64 172,524.11 0.48Ingenieria 88,200.00 0.49 133,524.79 0.37Superintendencia de Mina 450,000.00 2.50 655,200.00 1.82Movilizacion 8,500.00 0.05 8,500.00 0.02Gastos generales 574,000.00 3.19 479,900.00 1.33Energia Mina 402,107.00 2.23 303,160.00 0.84Planta ConcentradoraTrituracion 169,160.00 0.94 228,800.00 0.64Molienda 244,669.00 1.36 364,000.00 1.01Flotacion de Arsenico - Plomo 265,535.00 1.48 399,600.00 1.11Flotacion de Zinc 738,943.00 4.11 1,242,934.01 3.45Sistema de Relaves 77,412.00 0.43 128,000.00 0.36Espesamiento y filtrado conc. Zinc 11,160.00 0.06 75,800.00 0.21Planta Tratamiento de agua 225,900.00 1.26 239,600.00 0.67Manipuleo y despacho de concentrados 19,801.00 0.11 71,200.00 0.20Almacen 32,734.00 0.18 36,000.00 0.10Medio Ambiente - Planta 36,000.00 0.20 63,200.00 0.18Energia Planta 792,080.00 4.40 1,223,200.00 3.40Superintendencia Concentradora 324,346.00 1.80 399,846.01 1.11Laboratorio metalurgico 55,810.50 0.31 107,391.63 0.30Laboratorio Quimico 90,628.46 0.50 158,016.78 0.44Mantenimiento de taller y planta 354,264.35 1.97 768,730.26 2.14Superintendencia de Geologia 336,548.44 1.87 398,205.12 1.11Superintendencia de Mantenimiento 329,817.48 1.83 423,721.27 1.18Superintendencia de Administracion 471,167.82 2.62 569,429.82 1.58Superintendencia de Seguridad y Salud Ocupacional 168,099.22 0.93 202,161.82 0.56Jefatura de Medio Ambiente y RRCC 167,965.94 0.93 196,326.59 0.55Propiedades y Conceciones 193,851.90 1.08 105,344.52 0.29Energia Infraestructura General 145,388.93 0.81 179,370.39 0.50Administracion Lima 888,684.44 4.94 469,161.77 1.30Comercializacion 502,200.00 2.79 1,040,400.00 2.89
Costo operativo 55.87 37.68
Total U$, por 500 tpd Año 01
Total $/Tm Total U$, por 1000 tpd Año 02,03,04
Total $/TmResumen de Detalles de costos operativos
191
Tabla 13.47 Resumen Capex & Opex Por un periodo de 04 años.
Figura 13.1 Costos de operación mina por actividad.
500
MES 1 US$ MES 2 US$ MES 3 US$ MES 4 US$ MES 5 US$ MES 6 US$ MES 7 US$ MES 8 US$ MES 9 US$ MES 10 US$ MES 11 US$ MES 12 US$TOTAL ANUAL
U$$/.CAPEX AÑO 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 3,271,997.50
OPEX AÑO 524,768.30 524,818.30 524,818.30 524,818.30 524,818.30 524,818.30 524,818.30 524,818.30 524,231.09 524,818.30 524,818.30 524,818.30 6,297,182.36
TOTAL GASTOS 797,434.76 797,484.76 797,484.76 797,484.76 797,484.76 797,484.76 797,484.76 797,484.76 796,897.55 797,484.76 797,484.76 797,484.76 9,569,179.86
1,000
MES 1 US$ MES 2 US$ MES 3 US$ MES 4 US$ MES 5 US$ MES 6 US$ MES 7 US$ MES 8 US$ MES 9 US$ MES 10 US$ MES 11 US$ MES 12 US$TOTAL ANUAL
U$$/.CAPEX AÑO 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 2,660,400.00
OPEX AÑO 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 9,864,792.00
TOTAL GASTOS 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 12,525,192.00
1,000
MES 1 US$ MES 2 US$ MES 3 US$ MES 4 US$ MES 5 US$ MES 6 US$ MES 7 US$ MES 8 US$ MES 9 US$ MES 10 US$ MES 11 US$ MES 12 US$TOTAL ANUAL
U$$/.CAPEX AÑO 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 2,660,400.00
OPEX AÑO 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 9,864,792.00
TOTAL GASTOS 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 12,525,192.00
1,000
MES 1 US$ MES 2 US$ MES 3 US$ MES 4 US$ MES 5 US$ MES 6 US$ MES 7 US$ MES 8 US$ MES 9 US$ MES 10 US$ MES 11 US$ MES 12 US$TOTAL ANUAL
U$$/.CAPEX AÑO 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 2,660,400.00
OPEX AÑO 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 9,864,792.00
TOTAL GASTOS 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 12,525,192.00 AÑO 04
AÑO 02
OPEX_CAPEX PARA OPERACIÓN MINA PRODUCCION MINA DIARIA TMS
AÑO 03
OPEX_CAPEX PARA OPERACIÓN MINA PRODUCCION MINA DIARIA TMS
OPEX_CAPEX PARA OPERACIÓN MINA PRODUCCION MINA DIARIA TMS
AÑO 01
OPEX_CAPEX PARA OPERACIÓN MINA PRODUCCION MINA DIARIA TMS
0.001.002.003.004.005.006.00
Perf
orac
ion
Vola
dura
Acar
reo
Sost
enim
ient
o
Vent
ilaci
on
Tran
spor
te
Serv
icio
sAu
xilia
res
Geo
logi
a
Inge
nier
ia
Supe
rinte
nden
cia
de
Min
aUS$/Tm Costos operacion mina por Actividad
500 tpd
1000 tpd
192
Figura 13.2 Costos de operación mina acumulado.
Figura 13.53 Costos de operación mina total.
0.00
2.00
4.00
6.00
8.00
10.00
12.00
14.00
500 tpd 1000 tpd
5.303.99
2.50
1.82
0.96
0.92
0.90
0.73
0.86
0.69
0.84
0.53
0.79
0.53
0.64
0.48
0.49
0.37
0.22
0.16
US$/Tm
Comparativo Acumulado 500 tpd y 1000 tpd
Ventilacion
Ingenieria
Geologia
Servicios Auxiliares
Transporte
Perforacion
Voladura
Acarreo
Superintendencia de Mina
Sostenimiento
13.50
10.23
0.00
2.00
4.00
6.00
8.00
10.00
12.00
14.00
500 tpd 1000 tpd
US$/Tm
Costos de Operacion Mina
500 tpd
1000 tpd
193
CAPITULO XIV
ANÁLISIS ECONÓMICO
14.1 INVERSIÓN A REALIZAR
La planta metalúrgica de Azulcocha, es una planta diseñada para procesar
500 tpd. El planeamiento indica que a partir del 2do año, la producción se
incrementaría en un 100%, es decir a 1000 tpd, lo cual implica una inversión
para el aumento de capacidad de planta de 500 tpd a 1000 tpd. El monto de
inversión para la ampliación de planta es de US$ 3, 509,570.00.
En la actualidad, la presa de relaves cuenta con la construcción de la etapa
1 A donde la cresta alcanzará la cota de 4,228 msnm, el volumen de
material de préstamo para la conformación del dique en esta etapa será de
60,852.08 y el volumen de almacenamiento de relaves esperado en esta
etapa es de 252,315.03. Para una producción de 1000 tpd, se procederá a la
construcción de la etapa 1 B donde la cresta alcanzará la cota de 4,233
msnm, el volumen de material de préstamo para la conformación del dique
194
en esta etapa será de 44,947.74 m3 y el volumen de almacenamiento de
relaves esperado es de 471,914 m3. El monto de inversión para la
construcción de la etapa 1B es de US$ 870,000.00.
En operaciones mina, se necesitaría una inversión en la compra de 02
scoops de 3.5 Yd3. Adquiriendo 01 scoop el 1er año y el segundo scoop
para el segundo año de operación. El monto de inversión para la adquisición
de 02 scoops es de US$ 620,000.00.
Tabla 14.1 Montos de inversión según Sección. (Fuente Propia)
El total de inversión será de US$ 5.0M.
14.2 FLUJO DE CAJA
En el flujo de caja, se considerando un precio de Zinc de US$ 1793.49, una
recuperación de 88%, y una ley de concentrado del 58%. Los programas de
producción se pueden ver en los Anexos.
Lo que se espera de este cálculo, es conocer el tiempo de retorno de la
inversión, el valor presente neto, con una tasa anual del 15%, equivalente a
una tasa mensual de 1.17 %, con un financiamiento de US$ 5,000,000.00
(Ver tabla 14.58)
SECCION CANTIDAD EQUIPO COSTO DE MATERIAL US$ TRASLADO Y MONTAJE US$ TOTAL US$ (INC. IGV)CHANCADO 01 CHANCADORA DE QUIJADAS 24" x 36" 48,200.00 7,230.00 55,430.00 CHANCADO 01 CHANCADORA CONICA, SIMONS 4 1/4' STD 110,000.00 16,500.00 126,500.00 CHANCADO 01 TOLVA DE FINOS METALICA CILINDRICA CAP. 1500 TMS 49,200.00 7,380.00 56,580.00 MOLIENDA Y CLASIFICACION 02 BOMBA CENTRIFUGA HORIZONTAL 6" x 4" 47,200.00 7,080.00 108,560.00 MOLIENDA Y CLASIFICACION 02 ZARANDA DE ALTA FRECUENCIA DERRICK DE 5 PISOS 247,800.00 37,170.00 569,940.00 MOLIENDA Y CLASIFICACION 01 NIDO DE 06 CICLONES D-6 36,500.00 5,475.00 41,975.00 MOLIENDA Y CLASIFICACION 01 MOLINO DE BOLAS COMESA 6'Φ X 6' 482,000.00 72,300.00 554,300.00 MOLIENDA Y CLASIFICACION 01 CAJON DISTRIBUIDOR PARA ZAF 17,800.00 2,670.00 20,470.00 FLOTACION DE COBRE 04 BOMBA CENTRIFUGA HORIZONTAL 5" x 4" 29,500.00 4,425.00 135,700.00 FLOTACION DE COBRE 05 CELDA OK - 10 84,960.00 12,744.00 488,520.00 FLOTACION DE COBRE 05 BANCO DE 04 CELDAS DR-100 77,260.00 11,589.00 444,245.00 FLOTACION DE COBRE 03 BOMBA CENTRIFUGA 6" x 4" 39,000.00 5,850.00 134,550.00 ESPESAMIENTO Y FILTRADO DE CONCENTRADO 03 FILTROS DE DISCOS DE 9' 'Φ X 9d CONC. COBRE 138,000.00 20,700.00 476,100.00 ESPESAMIENTO Y FILTRADO DE CONCENTRADO 03 BOMBA DE VACIO 3000 CFM 86,000.00 12,900.00 296,700.00 OPERACIÓN MINA 02 SCOOP 3.5 YD3, POTENCIA 195 HP 281818.19 28181.81 620,000.00 CONSTRUCCION DE LA ETAPA 1B PRESA DE RELAVE - - - - 870,000.00
TOTAL DE INVERSION 4,999,570.00
195
MES 01 MES 2 MES 03 MES 04 MES 05 MES 06 MES 07 MES 08 MES 09 MES 10 MES 11 MES 12LEY ZN (%) 5.53 5.51 5.99 5.58 6.13 6.82 7.00 7.00 7.00 7.00 7.00 7.00LEY AS (%) 1.97 1.15 0.86 0.73 0.94 0.78 0.49 0.60 0.35 0.44 0.38 0.33LEY Mn (%) 4.70 8.23 8.37 6.60 5.60 12.51 2.20 6.76 10.42 9.54 5.01 3.78PRODUCCION POR DIA (TMS/DIA) 500.00 500.00 500.00 500.00 500.00 500.00 500.00 500.00 500.00 500.00 500.00 500.00#DIAS 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30Produccion Mensual Planta TMS 15000 15000 15000 15000 15000 15000 15000 15000 15000 15000 15000 15000%Zn Conc Zn 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00%As Conc Zn 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90%Mn Conc Zn 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98Produccion de Concentrado (Tn conc. Zn) %Recup Metalurgica 88% 1073.53 1085.16 1201.72 1109.75 1232.35 1394.90 1442.20 1439.89 1444.82 1443.05 1444.37 1445.40
ADMINISTRACION 16842.46 16842.46 16842.46 16842.46 16842.46 16842.46 16842.46 16842.46 16968.99 16842.46 16842.46 16842.46GEOLOGIA 10940.26 10990.26 10990.26 10990.26 10990.26 10990.26 10990.26 10990.26 11009.38 10990.26 10990.26 10990.26LABORATORIO 9000.00 9000.00 9000.00 9000.00 9000.00 9000.00 9000.00 9000.00 9000.00 9000.00 9000.00 9000.00MANTENIMIENTO 21937.27 21937.27 21937.27 21937.27 21937.27 21937.27 21937.27 21937.27 21194.09 21937.27 21937.27 21937.27OPERACION MINA = (13.5 US$/TM) 202500.00 202500.00 202500.00 202500.00 202500.00 202500.00 202500.00 202500.00 202500.00 202500.00 202500.00 202500.00PLANEAMIENTO 12214.63 12214.63 12214.63 12214.63 12214.63 12214.63 12214.63 12214.63 12214.63 12214.63 12214.63 12214.63PLANTA = 16.32 US$/TM 244800.00 244800.00 244800.00 244800.00 244800.00 244800.00 244800.00 244800.00 244800.00 244800.00 244800.00 244800.00SEGURIDAD 6533.67 6533.67 6533.67 6533.67 6533.67 6533.67 6533.67 6533.67 6544.00 6533.67 6533.67 6533.67
OPEX (US$) 524,768.30 524,818.30 524,818.30 524,818.30 524,818.30 524,818.30 524,818.30 524,818.30 524,231.09 524,818.30 524,818.30 524,818.30
Numero de viajes al mes 2 2 2 2 2 3 3 3 3 3 3 3Numero de Camiones al mes 31 31 34 32 35 40 41 41 41 41 41 41Capacidad del Camion (Ton) 35 35 35 35 35 35 35 35 35 35 35 35TM Conc. Zn transportado al Mes (TM/Mes) 1073.53 1085.16 1201.72 1109.75 1232.35 1394.90 1442.20 1439.89 1444.82 1443.05 1444.37 1445.40Costo de transporte por tonelada de Conc. Zn. 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30Costo total de transporte US$/Mes 32205.98 32554.78 36051.71 33292.48 36970.61 41847.06 43266.01 43196.68 43344.69 43291.48 43330.99 43361.87Costo de muestreo por camion (H&F) US$ 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8Costo de muestreo (H&F) US$/Mes 245.38 248.04 274.68 253.66 281.68 318.83 329.65 329.12 330.25 329.84 330.14 330.38Costo de analisis por viaje US$ 852 852 852 852 852 852 852 852 852 852 852 852Costo de analisis US$/Mes 1704.00 1704.00 1704.00 1704.00 1704.00 2556.00 2556.00 2556.00 2556.00 2556.00 2556.00 2556.00Costo total de Comercializacion US$/MES 34155.36 34506.81 38030.38 35250.14 38956.29 44721.90 46151.66 46081.80 46230.94 46177.32 46217.13 46248.25Costo por tonelada (US$/Ton Conc Zn.) 2.28 2.30 2.54 2.35 2.60 2.98 3.08 3.07 3.08 3.08 3.08 3.08
GEOLOGIA 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50MEDIO AMBIENTE 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00OPERACION MINA 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00Area de permisos, licencias y autorizaciones 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33Concesiones y negociaciones de Terreno 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46Seguridad y salud ocupacional 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50Gastos Administrativos 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00Ampliacion de Planta Concentradora 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00Seguridad Interna 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00Compromisos sociales 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67
COSTO INVERSION CAPEX (US$) 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46GASTOS OPEX+CAPEX+COMERCIALIZACION 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09
EVALUACION FINANCIERA AÑO 01I ) VENTAS DE CONCENTRADO ZN
III) COSTOS DE COMERCIALIZACION CONCENTRADO ZN.
OPEX U$$/.
CAPEX U$$/.
VALORIZACION (US$) 643,651.61 650,622.38 720,510.13 665,365.77 738,874.81 836,333.05 864,691.41 863,305.81 866,263.83 865,200.33 865,990.00 866,607.17
Tabla 14.2 Flujo de caja Año 01. (Fuente Propia)
196
Tabla 14.3 Flujo de caja Año 02. (Fuente Propia)
MES MES 13 MES 14 MES 15 MES 16 MES 17 MES 18 MES 19 MES 20 MES 21 MES 22 MES 23 MES 24LEY ZN (%) 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67LEY AS (%) 1.94 1.94 1.94 1.94 1.94 1.94 1.94 1.94 1.94 1.94 1.94 1.94LEY Mn (%) 7.80 7.80 7.80 7.80 7.80 7.80 7.80 7.80 7.80 7.80 7.80 7.80PRODUCCION POR DIA (TMS/DIA) 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00#DIAS 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30Produccion Mensual Planta TMS 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000%Zn Conc Zn 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00%As Conc Zn 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90%Mn Conc Zn 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98Produccion de Concentrado (Tn conc. Zn) %Recup Metalurgica 88% 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29
ADMINISTRACION 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00GEOLOGIA 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00LABORATORIO 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00MANTENIMIENTO 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00OPERACION MINA = (10.23 US$/TM) 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00PLANEAMIENTO 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00PLANTA = 12.42 US$/TM 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00SEGURIDAD 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00
OPEX (US$) 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00
Numero de viajes al mes 6 6 6 6 6 6 6 6 6 6 6 6Numero de Camiones al mes 76 76 76 76 76 76 76 76 76 76 76 76Capacidad del Camion (Ton) 35 35 35 35 35 35 35 35 35 35 35 35TM Conc. Zn transportado al Mes (TM/Mes) 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29Costo de transporte por tonelada de Conc. Zn. 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30Costo total de transporte US$/Mes 80228.63 80228.63 80228.63 80228.63 80228.63 80228.63 80228.63 80228.63 80228.63 80228.63 80228.63 80228.63Costo de muestreo por camion (H&F) US$ 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8Costo de muestreo (H&F) US$/Mes 611.27 611.27 611.27 611.27 611.27 611.27 611.27 611.27 611.27 611.27 611.27 611.27Costo de analisis por viaje US$ 852 852 852 852 852 852 852 852 852 852 852 852Costo de analisis US$/Mes 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00Costo total de Comercializacion US$/MES 85951.90 85951.90 85951.90 85951.90 85951.90 85951.90 85951.90 85951.90 85951.90 85951.90 85951.90 85951.90Costo por tonelada (US$/Ton Conc Zn.) 2.87 2.87 2.87 2.87 2.87 2.87 2.87 2.87 2.87 2.87 2.87 2.87
GEOLOGIA 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00MEDIO AMBIENTE 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00OPERACION MINA 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00Area de permisos, licencias y autorizaciones 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00Concesiones y negociaciones de Terreno 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00Seguridad y salud ocupacional 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00Gastos Administrativos 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00Ampliacion de Planta Concentradora 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00Seguridad Interna 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00Compromisos sociales 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00
COSTO INVERSION CAPEX (US$) 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00GASTOS OPEX+CAPEX+COMERCIALIZACION 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44
EVALUACION FINANCIERA AÑO 02I ) VENTAS DE CONCENTRADO ZN
1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62
III) COSTOS DE COMERCIALIZACION CONCENTRADO ZN.
OPEX U$$/.
CAPEX U$$/.
VALORIZACION (US$) 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62
197
Tabla 14.4 Flujo de caja Año 03. (Fuente Propia)
MES 25 MES 26 MES 27 MES 28 MES 29 MES 30 MES 31 MES 32 MES 33 MES 34 MES 35 MES 36LEY ZN (%) 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67LEY AS (%) 0.65 0.65 0.65 0.65 0.65 0.65 0.65 0.65 0.65 0.65 0.65 0.65LEY Mn (%) 12.00 12.00 12.00 12.00 12.00 12.00 12.00 12.00 12.00 12.00 12.00 12.00PRODUCCION POR DIA (TMS/DIA) 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00#DIAS 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30Produccion Mensual Planta TMS 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000%Zn Conc Zn 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00%As Conc Zn 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90%Mn Conc Zn 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98Produccion de Concentrado (Tn conc. Zn) %Recup Metalurgica 88% 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60
ADMINISTRACION 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00GEOLOGIA 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00LABORATORIO 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00MANTENIMIENTO 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00OPERACION MINA = (10.23 US$/TM) 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00PLANEAMIENTO 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00PLANTA = 12.42 US$/TM 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00SEGURIDAD 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00
OPEX (US$) 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00
Numero de viajes al mes 6 6 6 6 6 6 6 6 6 6 6 6Numero de Camiones al mes 78 78 78 78 78 78 78 78 78 78 78 78Capacidad del Camion (Ton) 35 35 35 35 35 35 35 35 35 35 35 35TM Conc. Zn transportado al Mes (TM/Mes) 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60Costo de transporte por tonelada de Conc. Zn. 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30Costo total de transporte US$/Mes 81768.00 81768.00 81768.00 81768.00 81768.00 81768.00 81768.00 81768.00 81768.00 81768.00 81768.00 81768.00Costo de muestreo por camion (H&F) US$ 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8Costo de muestreo (H&F) US$/Mes 622.99 622.99 622.99 622.99 622.99 622.99 622.99 622.99 622.99 622.99 622.99 622.99Costo de analisis por viaje US$ 852 852 852 852 852 852 852 852 852 852 852 852Costo de analisis US$/Mes 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00Costo total de Comercializacion US$/MES 87503.00 87503.00 87503.00 87503.00 87503.00 87503.00 87503.00 87503.00 87503.00 87503.00 87503.00 87503.00Costo por tonelada (US$/Ton Conc Zn.) 2.92 2.92 2.92 2.92 2.92 2.92 2.92 2.92 2.92 2.92 2.92 2.92
GEOLOGIA 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00MEDIO AMBIENTE 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00OPERACION MINA 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00Area de permisos, licencias y autorizaciones 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00Concesiones y negociaciones de Terreno 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00Seguridad y salud ocupacional 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00Gastos Administrativos 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00Ampliacion de Planta Concentradora 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00Seguridad Interna 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00Compromisos sociales 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00
COSTO INVERSION CAPEX (US$) 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00GASTOS OPEX+CAPEX+COMERCIALIZACION 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44
EVALUACION FINANCIERA AÑO 03I ) VENTAS DE CONCENTRADO ZN
1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65
III) COSTOS DE COMERCIALIZACION CONCENTRADO ZN.
OPEX U$$/.
CAPEX U$$/.
VALORIZACION (US$) 1,634,171.65 1,634,171.65
198
Tabla 14.5 Flujo de caja Año 04. (Fuente Propia)
MES 37 MES 38 MES 39 MES 40 MES 41 MES 42 MES 43 MES 44 MES 45 MES 46 MES 47 MES 48LEY ZN (%) 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67LEY AS (%) 1.30 1.30 1.30 1.30 1.30 1.30 1.30 1.30 1.30 1.30 1.30 1.30LEY Mn (%) 4.10 4.10 4.10 4.10 4.10 4.10 4.10 4.10 4.10 4.10 4.10 4.10PRODUCCION POR DIA (TMS/DIA) 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00#DIAS 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30Produccion Mensual Planta TMS 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000%Zn Conc Zn 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00%As Conc Zn 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90%Mn Conc Zn 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98Produccion de Concentrado (Tn conc. Zn) %Recup Metalurgica 88% 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75
ADMINISTRACION 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00GEOLOGIA 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00LABORATORIO 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00MANTENIMIENTO 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00OPERACION MINA = (10.23 US$/TM) 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00PLANEAMIENTO 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00PLANTA = 12.42 US$/TM 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00SEGURIDAD 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00
OPEX (US$) 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00
Numero de viajes al mes 6 6 6 6 6 6 6 6 6 6 6 6Numero de Camiones al mes 77 77 77 77 77 77 77 77 77 77 77 77Capacidad del Camion (Ton) 35 35 35 35 35 35 35 35 35 35 35 35TM Conc. Zn transportado al Mes (TM/Mes) 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75Costo de transporte por tonelada de Conc. Zn. 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30Costo total de transporte US$/Mes 80992.35 80992.35 80992.35 80992.35 80992.35 80992.35 80992.35 80992.35 80992.35 80992.35 80992.35 80992.35Costo de muestreo por camion (H&F) US$ 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8Costo de muestreo (H&F) US$/Mes 617.08 617.08 617.08 617.08 617.08 617.08 617.08 617.08 617.08 617.08 617.08 617.08Costo de analisis por viaje US$ 852 852 852 852 852 852 852 852 852 852 852 852Costo de analisis US$/Mes 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00Costo total de Comercializacion US$/MES 86721.44 86721.44 86721.44 86721.44 86721.44 86721.44 86721.44 86721.44 86721.44 86721.44 86721.44 86721.44Costo por tonelada (US$/Ton Conc Zn.) 2.89 2.89 2.89 2.89 2.89 2.89 2.89 2.89 2.89 2.89 2.89 2.89
GEOLOGIA 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00MEDIO AMBIENTE 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00OPERACION MINA 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00Area de permisos, licencias y autorizaciones 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00Concesiones y negociaciones de Terreno 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00Seguridad y salud ocupacional 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00Gastos Administrativos 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00Ampliacion de Planta Concentradora 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00Seguridad Interna 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00Compromisos sociales 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00
COSTO INVERSION CAPEX (US$) 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00GASTOS OPEX+CAPEX+COMERCIALIZACION 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44
EVALUACION FINANCIERA AÑO 04I ) VENTAS DE CONCENTRADO ZN
III) COSTOS DE COMERCIALIZACION CONCENTRADO ZN.
OPEX U$$/.
CAPEX U$$/.
VALORIZACION (US$) 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.891,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89
199
Tabla 14.6 Resumen Ingresos Egresos por 48 meses
Figura 14.1 Ingresos vs Egresos para 500 y 1000 tpd
AÑO 01 MES 01 MES 02 MES 03 MES 04 MES 05 MES 06 MES 07 MES 08 MES 09 MES 10 MES 11 MES 12INGRESOS US$ 643,651.61 650,622.38 720,510.13 665,365.77 738,874.81 836,333.05 864,691.41 863,305.81 866,263.83 865,200.33 865,990.00 866,607.17EGRESOS US$ 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09
AÑO 02 MES 13 MES 14 MES 15 MES 16 MES 17 MES 18 MES 19 MES 20 MES 21 MES 22 MES 23 MES 24INGRESOS US$ 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62EGRESOS US$ 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44
AÑO 03 MES 25 MES 26 MES 27 MES 28 MES 29 MES 30 MES 31 MES 32 MES 33 MES 34 MES 35 MES 36INGRESOS US$ 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65EGRESOS US$ 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44
AÑO 04 MES 37 MES 38 MES 39 MES 40 MES 41 MES 42 MES 43 MES 44 MES 45 MES 46 MES 47 MES 48INGRESOS US$ 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89EGRESOS US$ 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44
200
1793.49
PERIODO INGRESOS EGRESOS NETO0 $5,000,000.00 $5,000,000.00 $5,000,000.00 $5,000,000.00 $5,000,000.001 $643,651.61 $837,912.09 $194,260.48 $5,194,260.48 $192,011.09 $5,192,011.092 $650,622.38 $837,912.09 $187,289.71 $5,381,550.19 $182,977.47 $5,374,988.553 $720,510.13 $837,912.09 $117,401.96 $5,498,952.15 $113,370.71 $5,488,359.274 $665,365.77 $837,912.09 $172,546.32 $5,671,498.47 $164,692.22 $5,653,051.495 $738,874.81 $837,912.09 $99,037.28 $5,770,535.74 $93,434.64 $5,746,486.136 $836,333.05 $837,912.09 $1,579.04 $5,772,114.78 $1,472.46 $5,747,958.597 $864,691.41 $837,912.09 $26,779.32 $5,745,335.46 $24,682.69 $5,723,275.908 $863,305.81 $837,912.09 $25,393.73 $5,719,941.73 $23,134.56 $5,700,141.349 $866,263.83 $837,912.09 $28,351.75 $5,691,589.98 $25,530.33 $5,674,611.01
10 $865,200.33 $837,912.09 $27,288.24 $5,664,301.74 $24,288.13 $5,650,322.88
11 $865,990.00 $837,912.09 $28,077.91 $5,636,223.83 $24,701.60 $5,625,621.2812 $866,607.17 $837,912.09 $28,695.08 $5,607,528.75 $24,952.25 $5,600,669.0313 $1,603,406.62 $1,130,491.44 $472,915.17 $5,134,613.58 $406,468.84 $5,194,200.2014 $1,603,406.62 $1,130,491.44 $472,915.17 $4,661,698.40 $401,762.22 $4,792,437.9715 $1,603,406.62 $1,130,491.44 $472,915.17 $4,188,783.23 $397,110.11 $4,395,327.8616 $1,603,406.62 $1,130,491.44 $472,915.17 $3,715,868.06 $392,511.87 $4,002,815.9917 $1,603,406.62 $1,130,491.44 $472,915.17 $3,242,952.89 $387,966.87 $3,614,849.1218 $1,603,406.62 $1,130,491.44 $472,915.17 $2,770,037.72 $383,474.50 $3,231,374.6319 $1,603,406.62 $1,130,491.44 $472,915.17 $2,297,122.54 $379,034.14 $2,852,340.4820 $1,603,406.62 $1,130,491.44 $472,915.17 $1,824,207.37 $374,645.21 $2,477,695.28
21 $1,603,406.62 $1,130,491.44 $472,915.17 $1,351,292.20 $370,307.09 $2,107,388.1922 $1,603,406.62 $1,130,491.44 $472,915.17 $878,377.03 $366,019.20 $1,741,368.9823 $1,603,406.62 $1,130,491.44 $472,915.17 $405,461.86 $361,780.97 $1,379,588.0124 $1,603,406.62 $1,130,491.44 $472,915.17 $67,453.32 $357,591.81 $1,021,996.2025 $1,634,171.65 $1,130,491.44 $503,680.20 $571,133.52 $376,444.58 $645,551.6226 $1,634,171.65 $1,130,491.44 $503,680.20 $1,074,813.72 $372,085.63 $273,465.9927 $1,634,171.65 $1,130,491.44 $503,680.20 $1,578,493.92 $367,777.15 $94,311.1628 $1,634,171.65 $1,130,491.44 $503,680.20 $2,082,174.13 $363,518.56 $457,829.7129 $1,634,171.65 $1,130,491.44 $503,680.20 $2,585,854.33 $359,309.28 $817,138.9930 $1,634,171.65 $1,130,491.44 $503,680.20 $3,089,534.53 $355,148.74 $1,172,287.73
31 $1,634,171.65 $1,130,491.44 $503,680.20 $3,593,214.73 $351,036.38 $1,523,324.1132 $1,634,171.65 $1,130,491.44 $503,680.20 $4,096,894.94 $346,971.64 $1,870,295.7533 $1,634,171.65 $1,130,491.44 $503,680.20 $4,600,575.14 $342,953.96 $2,213,249.7134 $1,634,171.65 $1,130,491.44 $503,680.20 $5,104,255.34 $338,982.80 $2,552,232.5135 $1,634,171.65 $1,130,491.44 $503,680.20 $5,607,935.54 $335,057.63 $2,887,290.1436 $1,634,171.65 $1,130,491.44 $503,680.20 $6,111,615.75 $331,177.91 $3,218,468.0537 $1,618,669.89 $1,130,491.44 $488,178.44 $6,599,794.19 $317,268.48 $3,535,736.5338 $1,618,669.89 $1,130,491.44 $488,178.44 $7,087,972.63 $313,594.74 $3,849,331.2739 $1,618,669.89 $1,130,491.44 $488,178.44 $7,576,151.08 $309,963.54 $4,159,294.8140 $1,618,669.89 $1,130,491.44 $488,178.44 $8,064,329.52 $306,374.39 $4,465,669.20
41 $1,618,669.89 $1,130,491.44 $488,178.44 $8,552,507.96 $302,826.80 $4,768,496.0142 $1,618,669.89 $1,130,491.44 $488,178.44 $9,040,686.40 $299,320.29 $5,067,816.3043 $1,618,669.89 $1,130,491.44 $488,178.44 $9,528,864.85 $295,854.38 $5,363,670.6844 $1,618,669.89 $1,130,491.44 $488,178.44 $10,017,043.29 $292,428.60 $5,656,099.2845 $1,618,669.89 $1,130,491.44 $488,178.44 $10,505,221.73 $289,042.49 $5,945,141.7746 $1,618,669.89 $1,130,491.44 $488,178.44 $10,993,400.18 $285,695.59 $6,230,837.3747 $1,618,669.89 $1,130,491.44 $488,178.44 $11,481,578.62 $282,387.45 $6,513,224.8248 $1,618,669.89 $1,130,491.44 $488,178.44 $11,969,757.06 $279,117.61 $6,792,342.43
VAN$6,792,342.43
TIR MENSUAL 4.11%TIR ANUAL 62%B/C $2.36DECISIÓN SE APRUEBA
CALCULO FINANCIERO (PRECIO MERCADO)
TAZA DE OPORTUNIDAD 1.17% EMACUMULACION SIN
TAZA DE OPORTUNIDAD
FLUJOS NETOS A V.P.NACUMULACION CON
TAZA DE OPORTUNIDAD
PRECIO DE VENTA
Tabla 14.7 Evaluación Financiera con precio del Zinc de 1793.49 $/Tm, con
tiempo de retorno de inversión ROI de 26 meses (Fuente Propia)
201
Precio Zinc US$ VAN TIR Tiempo de retorno (Meses)1,550.00 $3,863,798.70 -15% No Aplica1,575.00 $2,769,694.11 -6% No Aplica1,600.00 $1,675,589.51 3% No Aplica1,625.00 $581,484.91 11% No Aplica1,650.00 $512,619.68 19% 44.001,675.00 $1,606,724.28 26% 39.001,700.00 $2,700,828.88 34% 35.001,725.00 $3,794,933.47 42% 33.001,750.00 $4,889,038.07 49% 30.001,775.00 $5,983,142.67 57% 28.001,800.00 $7,077,247.26 64% 26.001,825.00 $8,171,351.86 72% 24.001,850.00 $9,265,456.46 79% 23.001,875.00 $10,359,561.05 87% 22.001,900.00 $11,453,665.65 94% 21.001,925.00 $12,547,770.25 102% 20.001,950.00 $13,641,874.84 110% 19.001,975.00 $14,735,979.44 118% 18.002,000.00 $15,830,084.03 126% 18.00
Para una inversión de U$ 5, 000,000, se detalla en la tabla 14.65, el Van, el
Tir y el tiempo de retorno de inversión para cada uno de los precios
indicados.
Tabla 14.8 Valores de VAN, TIR y Tiempo de retorno de inversión según el
Precio del Zinc.
202
Figura 14.2 VAN vs Precio del Zinc US$.
Figura 14.3TIR vs Precio del Zinc US$.
$5.00
$0.00
$5.00
$10.00
$15.00
$20.00
1,55
0.00
1,60
0.00
1,65
0.00
1,70
0.00
1,75
0.00
1,80
0.00
1,85
0.00
1,90
0.00
1,95
0.00
2,00
0.00
VAN
Mill
ones
Precio del Zinc US$
VAN
VAN
-40%-20%
0%20%40%60%80%
100%120%140%
1,55
0.00
1,57
5.00
1,60
0.00
1,62
5.00
1,65
0.00
1,67
5.00
1,70
0.00
1,72
5.00
1,75
0.00
1,77
5.00
1,80
0.00
1,82
5.00
1,85
0.00
1,87
5.00
1,90
0.00
1,92
5.00
1,95
0.00
1,97
5.00
2,00
0.00
TIR
Precio del Zinc US$
TIR
TIR
203
Figura 14.4 Tiempo de Retorno de Inversión vs Precio del Zinc US$.
Debajo de un precio del zinc de US$1638.29, la mina no es rentable debido
a que el VAN es menor que cero durante el periodo de operación de 04
años.
Para un precio de US$1650.00, el tiempo de retorno de inversión sería de 44
meses, con un VAN de US$ 512,619.68.
Para un precio de US$2000.00, el tiempo de retorno de inversión sería de 18
meses, con un VAN de US$ 15, 830,084.03.
Sin embargo, no solo el precio del zinc es una variable determinante en el
cálculo del VAN y tiempo de retorno de inversión de la mina Azulcocha, hay
que considerar los efectos que podrían tener el costo de operación mina, el
porcentaje de recuperación, la ley de concentrado, los costos de planta.
0.005.00
10.0015.0020.0025.0030.0035.0040.0045.0050.00
1,65
0.00
1,67
5.00
1,70
0.00
1,72
5.00
1,75
0.00
1,77
5.00
1,80
0.00
1,82
5.00
1,85
0.00
1,87
5.00
1,90
0.00
1,92
5.00
1,95
0.00
1,97
5.00
2,00
0.00
Meses
Precio del Zinc US$
Tiempo de retorno de Inversion.
Tiempoderetorno
204
Para ver la injerencia de cada uno de estos costos, realizaremos un análisis
de sensibilidad del VAN, mediante el programa @RISK.
14.3 ANÁLISIS DE SENSIBILIDAD
En la evaluación económica mostrada, los resultados son favorables para
cualquier inversionista, ya que a una taza del 15%, durante un periodo de 04
años de operación, obtendremos VAN de US$ 6 792,342.43 en un periodo
de retorno de 26 meses. Bajo este esquema, el negocio es rentable y se
recomienda el inicio de operaciones. Sin embargo, este modelo presenta
variables determinísticas, las cuales no necesariamente se ajustan a la
realidad. Es ahí, donde el análisis mediante la simulación, nos dará
realmente la probabilidad de obtener la utilidad antes mencionada, en
función de variables ya no fijas, sino aleatorias, las cuales presentaran una
distribución especial. Para un análisis más certero, tomaremos en
consideración 06 variables, las cuales son:
• Precio del Zinc.
• Porcentaje de recuperación.
• Costo de operación para 500 Tpd.
• Costo de planta para 500 Tpd.
• Costo de operación para 1000 Tpd.
• Costo de planta para 1000 Tpd.
Se realizó 400 simulaciones, (Cuyos resultados se incluyen en la presente
tesis), mediante el programa @RISK versión 5.5. Además se realizó en
análisis de tornado, para conocer cuáles son las variables que más influyen
205
en los resultados y poder saber a ciencia cierta, que variables pueden ser
controladas por la operación, o que variables no están bajo nuestro control,
como es el caso del precio del Zinc.
Al finalizar la simulación, calcularemos la probabilidad de obtener un VAN de
US$ 6 792,342.43.
Tabla 14.9 Input Results (Fuente Propia)
Tabla 14.10 Outout Results (Fuente Propia)
@RISK Input ResultsPerformed By: Jorge Ralph Paredes TafurDate: viernes, 15 de enero de 2016 03:56:53 p.m.
Name Worksheet Cell Graph Min Mean Max 5% 95% Errors
%Recuperacion Hoja2 B3 0.8023194 0.8766772 0.9490634 0.8239313 0.9265552 0
Operación Mina 500 tpd Hoja2 B8 12.56666 13.50007 14.48629 12.81173 14.18321 0
Operación Planta 500 tpd Hoja2 B10 13.16814 15.49998 17.90182 13.78197 17.1985 0
Operación Mina 1000 tpd Hoja2 AZ8 8.091119 10.07649 11.92343 8.653267 11.39234 0
Operación Planta 1000 tpd Hoja2 AZ10 11.09407 12.47343 13.93584 11.45489 13.51312 0
Category: Precio Zinc US$
Precio Zinc US$/Tm Hoja1 B1 1364.366 1787.668 2407.624 1528.533 2083.509 0
@RISK Output ResultsPerformed By: Jorge Ralph Paredes TafurDate: viernes, 15 de enero de 2016 03:56:55 p.m.
Name Worksheet Cell Graph Min Mean Max 5% 95% Errors
VAN Hoja2 F33 -$12,465,180.00 $6,361,537.00 $30,931,110.00 -$5,669,052.00 $19,689,400.00 0
206
Tabla 14.11 Resumen de Resultados de la Simulación (Fuente Propia)
@RISK DataPerformed By: Jorge Ralph Paredes TafurDate: viernes, 15 de enero de 2016 03:56:58 p.m.
Name VAN US$. Precio Zinc US$/Tm % Recuperacion Operación Mina 500 tpd Operación Mina 1000 tpd Operación Planta 500 tpd Operación Planta 1000 tpd
1 7,846,248.27 1753.768117 0.931062756 13.58110045 10.46598371 15.38446629 13.04949298
2 232,459.32 1656.191841 0.868940269 13.19678422 9.918101819 14.41747555 13.51312074
3 2,425,578.86 1731.215292 0.849356672 13.54313895 9.759644571 14.03585817 12.91235714
4 26,383,070.59 2198.416748 0.904343331 14.02059099 8.558232097 16.79127722 12.77300568
5 2,732,558.59 1648.50828 0.926213635 13.49478196 9.358275676 16.93591044 11.97143897
6 6,666,830.21 1772.209692 0.894493006 12.72737892 8.091118812 17.0246531 13.39788582
7 26,197,597.95 2247.64273 0.874065323 13.79566921 8.335392192 15.98062393 12.28533082
8 351,181.05 1709.193901 0.827548664 13.91121144 9.842534159 15.90631522 12.44917234
9 6,278,292.40 1720.924965 0.930173014 14.16236841 10.28787324 17.18207796 11.80702522
10 2,337,264.31 1590.678345 0.874552504 13.73803502 9.206386571 16.88704841 12.08628877
11 19,689,402.61 2057.710946 0.899107478 13.07672569 9.492513598 14.7252263 12.41876676
12 5,787,896.31 1528.532616 0.857356831 14.2466137 8.866928063 16.10108746 12.77457829
13 1,650,319.28 1624.02586 0.858723887 12.8859399 11.02833077 14.02709073 12.23975574
14 19,599,847.66 2048.551885 0.903721931 13.79968521 11.3636329 15.14777924 13.28084362
15 7,524,264.01 1873.780909 0.834133828 13.33322674 10.86806467 13.92183859 12.3097441
16 14,418,001.33 1967.680201 0.880036934 13.17793917 8.997540774 16.40982677 12.99419119
17 26,865,255.23 2159.55428 0.934130559 13.22689873 10.83248998 15.29786552 11.86433786
18 22,382,071.22 2169.477836 0.868521396 13.67675513 9.685986632 14.09229015 13.19591343
19 4,907,687.94 1562.37471 0.844897182 13.0703501 10.7495049 13.98158594 12.1296344
20 101,784.22 1635.543412 0.88454589 13.3836122 9.070184894 14.52710548 11.94177387
21 276,914.07 1630.344809 0.892864103 12.56666344 9.718379587 16.47188014 12.79227571
22 30,931,109.12 2407.624363 0.848598839 12.84423778 11.01699923 15.7411825 11.692645
23 10,476,452.37 1859.471373 0.893288467 13.48833851 11.59365663 15.22481586 11.83240641
24 2,983,092.56 1677.58527 0.904820365 12.70169297 10.2202956 15.57370811 11.95923487
25 1,144,543.11 1620.726285 0.872177542 13.69491125 10.40767553 17.62910738 11.44425486
26 5,700,816.71 1492.504856 0.896291542 13.18453214 9.81626529 17.56885816 12.64850346
27 6,863,526.97 1750.197867 0.916066318 12.65257367 10.0249304 15.21800864 11.89614562
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29 5,855,580.65 1780.424136 0.87348479 13.16671867 10.91735427 15.04746186 12.27692613
30 16,334,561.79 1986.447206 0.89656688 14.05056161 9.311184322 16.6762681 11.96569674
31 23,701,539.57 2220.76934 0.857021099 14.00140559 8.821693573 16.27982285 13.81565928
32 4,536,867.14 1771.293948 0.856887118 12.59543868 11.07403916 16.52986847 11.82870198
33 13,576,443.23 1895.936153 0.917255045 12.986709 10.60179225 14.17116661 12.13153989
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207
@RISK DataPerformed By: Jorge Ralph Paredes TafurDate: viernes, 15 de enero de 2016 03:56:58 p.m.
Name VAN US$. Precio Zinc US$/Tm % Recuperacion Operación Mina 500 tpd Operación Mina 1000 tpd Operación Planta 500 tpd Operación Planta 1000 tpd
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208
@RISK DataPerformed By: Jorge Ralph Paredes TafurDate: viernes, 15 de enero de 2016 03:56:58 p.m.
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209
@RISK DataPerformed By: Jorge Ralph Paredes TafurDate: viernes, 15 de enero de 2016 03:56:58 p.m.
Name VAN US$. Precio Zinc US$/Tm % Recuperacion Operación Mina 500 tpd Operación Mina 1000 tpd Operación Planta 500 tpd Operación Planta 1000 tpd
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210
@RISK DataPerformed By: Jorge Ralph Paredes TafurDate: viernes, 15 de enero de 2016 03:56:58 p.m.
Name VAN US$. Precio Zinc US$/Tm % Recuperacion Operación Mina 500 tpd Operación Mina 1000 tpd Operación Planta 500 tpd Operación Planta 1000 tpd241 2,452,135.08 1728.092921 0.852323409 13.32087558 10.41926943 16.57870921 12.89334431
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284 2,872,302.73 1585.398483 0.867957933 12.98164511 9.118732722 15.12846748 13.05511018
285 8,435,207.23 1819.742509 0.888521955 13.54963877 9.466181534 14.5829823 12.33788541
286 23,064,624.32 2178.569477 0.872344823 12.78064655 9.907928472 16.15206736 12.47656802
287 5,454,639.19 1516.047141 0.877552216 13.89185833 10.28480065 15.79633238 11.65327755
288 13,775,299.97 1942.098504 0.887482732 13.00755796 10.04153945 15.27182292 12.90114396
289 13,715,472.73 1904.61971 0.913120907 13.17203563 11.00686735 16.87851023 12.71142614
290 4,631,522.13 1732.320595 0.88962805 14.08811654 9.601620896 15.31972913 12.69296231
291 141,678.72 1570.277717 0.942220364 13.04040968 10.19298938 13.62860308 13.26672307
292 2,205,237.31 1722.742387 0.851945153 13.39375878 10.21557179 14.99931307 11.7793347
293 4,077,099.09 1805.355502 0.823502027 13.96268813 9.402902273 16.80886692 12.05790531
294 13,294,224.96 2008.625509 0.836749547 13.3550315 10.54944186 15.8702637 12.36762449
295 5,403,568.83 1766.241139 0.876451972 13.29545358 10.72207624 16.36678627 13.13065794
296 2,997,882.88 1667.203565 0.914386831 13.9078065 9.097404409 14.49860123 12.48940872
297 9,629,952.00 1435.098905 0.861007324 13.43177144 9.931223294 14.87884383 13.09181373
298 4,631,959.16 1589.201363 0.82658572 13.63761865 11.46545017 15.71660869 12.56120554
299 15,257,951.99 2011.938034 0.863790233 13.58928589 10.56200855 15.66257694 12.08172347
300 9,503,000.44 1851.228988 0.883087348 14.12899317 9.958500138 17.08270834 12.61337825
211
@RISK DataPerformed By: Jorge Ralph Paredes TafurDate: viernes, 15 de enero de 2016 03:56:58 p.m.
Name VAN US$. Precio Zinc US$/Tm % Recuperacion Operación Mina 500 tpd Operación Mina 1000 tpd Operación Planta 500 tpd Operación Planta 1000 tpd301 17,009,583.20 2023.898357 0.881962143 14.21848212 10.47220509 14.40298178 11.91854414
302 2,481,790.94 1630.208709 0.836154251 13.75190873 9.329428253 14.8329314 12.27459186
303 11,583,956.10 1894.361823 0.886113857 13.73167534 10.0026407 14.58103734 12.09620087
304 9,458,472.43 1949.690573 0.815279273 13.5546938 9.61732844 15.67059414 12.86539763
305 2,286,027.21 1702.895814 0.86961709 13.31464591 9.034149448 15.25459932 12.67945484
306 11,362,106.71 1923.468386 0.862279382 13.34662001 9.011841202 15.2650781 12.88234059
307 9,674,760.76 1818.171458 0.91113449 13.86438736 11.53308824 14.1818651 12.99983716
308 4,256,467.57 1600.150888 0.824999603 13.40761487 11.26094091 15.93756941 12.44124222
309 916,625.74 1625.591451 0.87252717 13.21517628 10.89618031 16.02739194 11.98420645
310 7,571,028.96 1869.127321 0.838102797 12.62255442 10.85090052 16.01055724 11.90301028
311 3,667,512.25 1765.221717 0.845836504 13.38246715 10.8352412 15.46981285 13.24444345
312 8,749,006.24 1449.205137 0.868011348 14.21096298 8.877895091 13.67577628 12.94978757
313 6,435,494.13 1774.039349 0.888877728 13.0300269 10.11972547 15.11480474 12.63569067
314 1,273,460.47 1607.449319 0.881605834 13.85933399 11.03720007 16.4005041 11.94641276
315 10,272,186.89 1822.024302 0.918415023 13.5538092 9.476240451 14.4412413 12.82235763
316 1,374,206.93 1685.107533 0.866837324 14.150425 10.7083373 14.26448743 13.47404013
317 17,848,878.93 2070.26092 0.865004241 13.39716082 9.517693267 16.14334068 12.49991641
318 9,520,137.28 1935.008967 0.825592622 13.13691029 9.892664138 14.88288745 12.78279602
319 13,206,770.01 1907.638418 0.90276123 13.65704509 10.25331222 14.25613378 13.41815494
320 5,450,095.30 1756.978673 0.884661737 13.91998104 9.176515543 15.56942831 12.933642
321 5,487,745.02 1725.305654 0.911528029 13.41122744 11.35032014 14.20574359 12.66045316
322 15,154,571.96 1887.754168 0.949063372 12.99150319 10.38078669 14.53229038 13.6070679
323 1,431,537.59 1564.737908 0.919468714 14.02771917 8.449548555 15.99749398 12.24394527
324 12,952,228.77 1920.862887 0.88929542 12.90738815 11.74529013 14.62863216 12.71245547
325 1,473,828.73 1694.569944 0.860878749 13.80610253 9.646801654 15.4165955 12.86304266
326 989,675.82 1594.36202 0.899947252 13.1219383 10.0150504 15.00886646 12.38535577
327 12,465,182.34 1364.366439 0.866486092 13.52797567 10.7338716 17.5636842 12.58603985
328 2,105,179.44 1636.615808 0.838409387 14.07270908 10.25878565 17.47388362 11.67985347
329 16,974,083.61 2019.774266 0.884102962 13.24526612 10.42546191 16.42762216 11.79808003
330 10,471,871.27 1843.656471 0.905087984 13.84496803 10.43004988 13.9579335 13.21324268
331 10,642,771.51 1885.687038 0.87698814 14.41909729 10.63902334 16.42919957 12.52505036
332 114,208.76 1622.136367 0.897055831 13.63674469 9.084335599 15.55890784 12.19524743
333 10,207,562.74 1891.386982 0.865874426 13.33596271 11.14749882 13.32721383 13.12145713
334 880,271.47 1693.261536 0.850476449 12.93498687 10.32247236 16.75651127 11.8174281
335 8,162,861.53 1824.483159 0.88024332 13.30043408 11.39233936 15.04561378 12.92752691
336 6,226,655.68 1782.10725 0.878796633 14.10114349 9.651822178 14.71471333 12.05284851
337 7,009,178.81 1537.895005 0.820484632 13.14261651 10.26614743 15.20095417 12.94409118
338 3,517,707.32 1583.358694 0.855896403 14.1108893 10.45590225 16.39565325 12.72924558
339 6,294,269.33 1552.552712 0.823099204 13.59175742 9.702594961 15.7320727 12.35381934
340 2,185,350.47 1640.881373 0.833151063 13.93057021 8.61720569 15.23585638 12.35210737
341 3,015,554.35 1609.239673 0.843274845 13.04434185 9.396487932 14.98551796 12.18891289
342 69,256.37 1581.909557 0.934978629 12.95961788 10.65032827 16.05672724 12.53196518
343 8,774,611.87 1831.686264 0.8853053 13.56447114 10.19626191 15.75439454 12.35802244
344 13,520,578.14 1953.580726 0.875698635 13.05107993 9.707473422 14.3275388 11.86173451
345 2,155,953.76 1699.233008 0.870162278 13.02739089 9.806103659 16.27342937 11.70788709
346 7,867,438.59 1832.590952 0.86914598 14.1463394 10.58681984 15.40485631 11.64571205
347 7,302,383.59 1795.503354 0.887434105 12.93879865 10.99750826 16.25552759 13.25760118
348 9,758,874.50 1896.974878 0.854721626 13.77526754 8.773607531 17.10531711 12.21361299
349 6,959,876.96 1840.822593 0.847737897 13.33061797 10.79721423 15.92600917 12.29873042
350 7,809,942.16 1783.129028 0.906201506 13.39953454 9.693002159 14.92669439 11.61479467
351 11,899,155.98 1388.670325 0.853310241 13.03552538 11.51923874 13.94143663 12.63135704
352 4,395,347.13 1700.646501 0.912017089 13.2053576 8.946302775 16.09069092 13.54639164
353 1,141,209.53 1705.508669 0.845559771 13.5722579 10.97638323 15.62061996 12.14999621
354 1,382,738.32 1579.81279 0.905554183 14.13683643 9.854993056 13.38557157 12.55837939
355 13,407,620.00 1936.483636 0.885603181 13.34307276 11.61577462 15.20859466 12.19101344
356 8,815,625.03 1892.310555 0.842622678 13.62704826 9.847309339 14.96488024 12.48638755
357 4,563,505.51 1743.007974 0.879639755 13.83590547 9.381479321 13.54239985 12.5428078
358 13,698,537.09 1916.001215 0.904614713 13.80339649 10.49702078 13.85549885 12.40743612
359 5,034,933.53 1834.574057 0.819434215 13.14847907 9.166628456 15.15099955 12.15512031
360 5,839,610.55 1494.778787 0.890546838 13.72686445 8.697424068 15.19611988 12.73406289
212
Tabla 14.12 Resultados del Análisis de Sensibilidad.
@RISK DataPerformed By: Jorge Ralph Paredes TafurDate: viernes, 15 de enero de 2016 03:56:58 p.m.
Name VAN US$. Precio Zinc US$/Tm % Recuperacion Operación Mina 500 tpd Operación Mina 1000 tpd Operación Planta 500 tpd Operación Planta 1000 tpd361 8,472,387.70 1501.049997 0.821439733 13.76333725 10.5420607 14.21329178 12.30312813
362 8,846,126.30 1816.729526 0.897932185 13.4473424 11.2448921 15.71103107 13.37197204
363 2,599,845.35 1573.147427 0.885490721 13.02113933 9.636192937 16.66305551 12.20581706
364 7,661,132.00 1821.492373 0.873855902 13.49947142 10.06662192 15.64285899 12.07282368
365 9,014,740.49 1850.570465 0.875367155 13.71391001 9.862556821 16.30722901 12.13733885
366 9,227,311.11 1867.98934 0.866326483 13.34958996 10.44720187 15.10687255 12.4122069
367 275,663.16 1654.336938 0.860336122 13.49748317 8.507613333 14.81375156 13.16408187
368 7,445,284.98 1849.061251 0.850061381 13.33986303 10.07326851 16.03887938 13.4419595
369 11,978,840.91 1884.561099 0.899625876 13.6407149 9.567704069 16.11272219 11.49870461
370 13,128,231.29 1879.675179 0.922071823 13.54002437 9.152957379 16.56882527 12.73591122
371 6,302,018.84 1486.959122 0.88774386 13.65326112 9.674351674 14.56907412 11.60600737
372 268,759.32 1646.407554 0.86735146 13.48211576 9.953453974 16.84537128 12.52159856
373 9,800,960.56 1862.392673 0.87988658 13.28988496 9.614205907 15.89938918 12.08867453
374 8,178,920.37 1770.39654 0.923185377 13.40446367 9.779773992 15.61087679 11.97733984
375 7,566,927.78 1789.510281 0.896804009 13.53696939 9.45008484 17.43304053 11.42448753
376 1,766,438.31 1633.730641 0.920354462 13.70777453 9.922563521 15.60125007 12.19947277
377 6,061,459.46 1861.972417 0.817935631 13.58501211 8.921840358 16.73043398 13.02592103
378 10,618,501.78 1912.489134 0.857920264 13.97013364 10.49074394 14.14719102 12.55026133
379 3,723,882.91 1682.536614 0.91494883 13.33747266 9.777702333 15.55437303 11.40820583
380 8,537,957.08 1901.822418 0.831723487 13.55861319 10.18947137 15.16187451 11.54753269
381 4,541,100.19 1784.022138 0.84730916 13.85515201 9.288904424 14.55213962 12.04850278
382 11,389,663.25 1856.678971 0.91063337 13.21003287 10.62398128 13.99430811 12.30598695
383 12,370,114.16 1882.695324 0.907396401 14.0639035 10.48752185 14.59187187 12.70067925
384 1,481,881.10 1657.656394 0.892708355 13.4401269 9.511591834 16.26147548 12.17717961
385 8,222,479.64 1746.412806 0.944259163 13.4621331 8.79971817 15.45554644 11.77645302
386 15,414,256.67 2066.412413 0.832696385 13.91441078 11.30424274 17.27211672 11.77065907
387 8,133,708.85 1879.254075 0.840410426 13.86030858 8.479886019 15.62938241 11.66923611
388 12,230,269.78 1944.969055 0.861440567 13.84233233 9.309679845 15.8828758 13.17120617
389 715,616.64 1714.796529 0.830086408 13.88107467 9.24532152 17.45633132 12.59067074
390 10,356,075.69 1838.819839 0.906817789 12.95347973 10.67289058 16.16906371 13.17936629
391 4,173,953.73 1544.719093 0.878215464 13.76735126 9.714140832 17.12676449 12.8170028
392 2,509,939.75 1661.153345 0.910137206 13.8148435 10.6619252 14.90418864 13.32202669
393 5,000,990.64 1530.72273 0.873266342 13.31070937 11.09886659 14.6037495 13.2752319
394 899,463.19 1659.826674 0.879136309 13.4580967 9.441357658 14.75410306 13.33553223
395 171,389.08 1714.0027 0.813879053 13.87058947 9.202030378 13.26088964 12.42514086
396 11,244,018.81 1875.472908 0.894221986 13.76950802 10.09944937 16.44979732 13.12826269
397 9,305,805.76 1804.251522 0.915711678 14.18506642 8.269797242 16.20895311 12.79567289
398 11,004,846.29 1921.209064 0.858147204 14.20191577 8.599386576 14.30480066 11.93036338
399 210,823.14 1676.433165 0.851308925 13.26399372 9.825022833 16.17355972 12.28284447
400 961,063.41 1554.765762 0.940154634 13.8104997 9.801007638 17.38365411 13.85877468
@RISK Sensitivity AnalysisPerformed By: Jorge Ralph Paredes TafurDate: viernes, 15 de enero de 2016 03:56:59 p.m.
Rank For F33
Sheet Cell Name Description VAN
Regression Coeff.RSqr=0.999
#1 Hoja1 B1 Precio Zinc US$/Tm RiskLognorm2(7.0941,0.13938,RiskSh 0.962
#2 Hoja2 B3 % Recuperacion RiskTriang(0.8,0.88,0.95,RiskStatic(00.153
#3 Hoja2 AZ10 Operación Planta 1000 tpd RiskTriang(11,12.42,14,RiskStatic(12 -0.022
#4 Hoja2 B10 Operación Planta 500 tpd RiskTriang(13,15.5,18,RiskStatic(15.5-0.021
#5 Hoja2 AZ8 Operación Mina 1000 tpd RiskTriang(8,10.23,12,RiskStatic(10.2-0.007
#6 Hoja2 B8 Operación Mina 500 tpd RiskTriang(12.5,13.5,14.5,RiskStatic(-0.004
213
Figura 14.5 Probabilidad de Utilidad de US$ 6'792,342.43 (46.5%)
Figura 14.6 Análisis de Tornado (Fuente Propia)
214
CONCLUSIONES
1. El inventario de recursos con que cuenta el proyecto asciende a 2,
037,453 Tm. de mineral (con ley de zinc mayor a 5%) con ley de
7.4%Zn, el Cut Off de explotación se ha definido a partir de
parámetros de recuperación metalúrgica, precio de los metales,
comercialización del concentrado, costo total de operación, etc., para
una producción de 500 tpd, el cual es 5.07%Zn (Tomando en cuenta la
dilución). Siendo el Cut Off sin dilución de 4.41%Zn., lo que ha
permitido contar en calidad de Reservas con un total de 1, 386,196 tm
con ley de 6.67%Zn.
2. La estimación de reservas de mina ha sido determinada a partir de un
plan que contempla una producción de 180000 Tm de mineral el año
01 a un ritmo de producción de 500 tpd, 360000 Tm de mineral en
cada uno de los periodos 02, 03 Y 04, a un ritmo de producción de
1000 tpd.
215
3. Se ha evaluado un Cut-Off bajo un escenario conservador (Precio Zinc
1793.49 U$/Tm), considerando un costo de mineral de 55.87 $/tm para
un ritmo de explotación de 500 tpd de mineral fresco, y de 37.68 $/tm
para un ritmo de producción de 1000 tpd.
4. Observamos que el precio mínimo rentable del zinc es de US$
1650.00. En la actualidad el precio del zinc es menor, lo cual hace por
el momento no rentable el proyecto observando la tendencia del precio
del zinc a la caída y al aumento del precio del dólar. Sin embargo
debido a las leyes, volumen y zonas oeste y este aun por explorar,
hace de este proyecto muy interesante en caso los precios
nuevamente alcancen valores cercanos a los US$1800.00. Por otro
lado, debido al método de explotación, hace de este proyecto todo un
reto para las áreas de geomecánica, operación mina y planeamiento,
por ser una de las pocas minas con un método de explotación tan
complejo como el Sub Level Caving en el Perú.
5. Las instalaciones tales como campamentos, planta, relaveras,
canchas de desmonte y de mineral, planta de energía eléctrica, posta
médica y oficinas, se encuentran dentro de las concesiones de
Azulcochamining. Para la ampliación de planta se necesita un nuevo
estudio de impacto ambiental, ya que la producción se incrementaría a
más del 50%, además de permisos y estudios ambientales que sean
necesarios para la construcción de la etapa 1B correspondiente a la
presa de relaves.
216
6. El monto de inversión total es de US$ 5, 000,000.00, el cual incluye
los costos de ampliación de planta, adquisición de equipos faltante
para operación mina y construcción de la etapa 1 B de la presa de
relaves
7. El análisis de sensibilidad ha mostrado que la variable con más
injerencia en la valorización es el precio del zinc, y segundo, el
porcentaje de recuperación. El departamento de planta metalúrgica de
la Mina Azulcocha, tiene el reto de incrementar el porcentaje de
recuperación a valores superiores a 90.0 %. En lo que respecta al área
de operaciones, es necesario incrementar la producción a 1000 tpd,
reduciendo los costos de operación, los costos de planta. Según la
simulación realizada mediante el programa @RISK, existe una
probabilidad de 46.5% de obtener un VAN de US$ 6 792,342.43
durante 04 periodos anuales.
8. Se recomienda iniciar los permisos y autorizaciones para la ampliación
de la planta, de 500 a 1000 tpd en un lapso menor a 01 año, y hacer
las modificaciones necesarias para convertirla en una planta
polimetálica, ya que en zonas aledañas a Azulcocha, hay pequeños
productores mineros que comercializan material polimetálico (Pb, Ag,
Cu), las cuales pueden procesarse en la planta Azulcocha. El costo
aproximado por tratamiento de mineral para terceros puede estimarse
en US$ /Tm 46.00. Además se recomienda modificar la planta para
que procese mineral con ley mayor a 7%, debido a que estudios
217
geológicos indican zonas con reservas con leyes que llegan hasta el
13%.
9. Iniciar los trámites para la autorización sanitaria de vertimiento de
aguas industriales, reúso de aguas industriales, reúso de aguas
domésticas, operación de insumos químicos fiscalizados y la
modificación del EIA para incrementar la producción a 1000 tpd,
incluyendo la construcción de la etapa 1-B de la presa de Relaves.
10. Como vemos en los cuadros de flujo de caja, los costos de
comercialización son elevados (2.38 Y 2.87 US$/Tconc Zinc para 500
y 1000 tpd en promedio). Se debe replantear el uso de camiones de
mayor capacidad, de esa manera se reduce el número de viajes y los
costos de muestreo por camión.
11. Optimizar la producción para mantener la uniformidad de ley de
mineral. La rentabilidad del proyecto se debe de extraer el mineral de
los niveles superiores a los inferiores (115, 95, 80, 40, -20, -40) para
garantizar el aumento de la ley de cabeza de Zn en los primeros años
de producción, de esta manera se aumentará el flujo de caja
económico y el pay back será menor.
12. Realizar evaluaciones geomecánicas adicionales para optimizar el
método de minado. El monitoreo geomecánico deberá ser constante,
mediante análisis de deformaciones, subsidencia, puntos de
convergencia, pruebas de pull test.
218
13. Involucrar a todas las áreas desde el inicio de la operación en la mina
Azulcocha.
14. Orientar las inversiones hacia la evaluación de potencial geológico.
Identificación, evaluar y promover nuevos targets de exploración.
15. Fomentar la relación con socios para que los proyectos cercanos sean
atractivos.
16. Establecer objetivos empresariales que permitan asegurar continuidad
operativa.
17. Mejorar el monitoreo ambiental para afrontar a las Autoridades
Ambientales.
219
BIBLIOGRAFIA
1. RICHARD E. GOODMAN, Introduction to Rock Mechanics, Second Edition,
1989.
2. BRADY, E.T. BROWN, Rock Mechanics for underground mining, Third Edition,
Kluwer Academic Publishers B.H.G, 2004.
3. NERIO H. ROBLES ESPINOZA, Excavación y sostenimiento de túneles en
roca, CONCYTEC, 1994.
4. Mine Planning and Equipment Selection, Proceedings of the 22nd MPES
Conference, Dresden, Germany, 14th – 19th October 2013.
5. VENA RESOURCE INC, Evaluación de reservas mina Azulcocha, Octubre
2011.
6. Catalogo productos minería JENNMAR Año 2014.
220
ANEXOS
ANEXOS
Anexo 01 Cuadro de Producción mes 01 Mina Azulcocha(500 tpd)
AVANCE MINERAL
MINA NIVEL LABOR TIPO LABOR H A M/D AVANCE TMS Fase Estructura Minado % ZN Mn % AS % ZN. %Mn . % AS.
AZULCOCHA 115 GAL 723W GAL 3 3 M 20 417.6 EXPLORACION 2.4 3 7.95 10.32 0.52 6.36 8.26 0.42
AZULCOCHA 115 GAL 853 GAL 2.5 2.5 M 30 435 EXPLORACION 2.4 3 6.85 1.95 1.41 5.48 1.56 1.13
AZULCOCHA 115 DP 683 S DP 3 3 M 16 334.08 PREPARACION 2.4 3 6.75 10.32 0.52 5.40 8.26 0.42
AZULCOCHA 115 DP 675 N DP 3 3 M 5 104.4 PREPARACION 2.4 3 6.85 10.32 0.52 5.48 8.26 0.42
AZULCOCHA 115 DP 675 S DP 3 3 M 16 334.08 PREPARACION 2.4 3 7.80 10.32 0.52 6.24 8.26 0.42
87 1625.16 5.85 6.46 0.61
AVANCE DESMONTEAZULCOCHA 95 Rehabilitacion Nv 95 REHABILITACION
AZULCOCHA 115 CR 683 S BP 3 3 D 5 PREPARACION
AZULCOCHA 115 BP 725 BP 3 3 D 25 PREPARACION
AZULCOCHA -40 BP 705 W BP 4 4 D 25 DESARROLLO MINERAL MINA 54.172 TMS
55 MINERAL CANCHAS 195.83 TMS
MINERAL RELAVE 250.00 TMS
142 TOTAL 500 TMS
P
% ZN Mn % AS
MINERAL MINA 1625.16 5.85 6.46 0.61
MINERAL CANCHAS SUPERFICIE 5874.84 5.09 0 2.31 M
MINERAL RELAVE SUPERFICIE 7500 5.81 8 2 M
15000 5.53 4.70 1.97
BALANCE MES 1
PRODUCCION MENSUAL
PARCIAL AVANCE DESMONTE
AVANCE TOTAL
LEY MINERAL
LEY GEOLOGICA LEY MINADO
PROGRAMA DE PRODUCCION MES 1ANCHO
PARCIAL AVANCE MINERAL
PRODUCCION DIARIA MES 1
Anexo 02 Cuadro de Producción mes 02 Mina Azulcocha (500 tpd)
AVANCE MINERAL
MINA NIVEL LABOR TIPO LABOR H A M/D AVANCE TMS Fase Estructura Minado % ZN Mn % AS % ZN Mn % AS
AZULCOCHA 115 GAL 853 GAL 2.5 2.5 M 8 116 EXPLORACION 2 2.5 5.03 1.95 1.41 4.02 1.56 1.13
AZULCOCHA 115 GAL 723W GAL 3 3 M 11 229.68 EXPLORACION 2.4 3 5.51 10.32 0.52 4.41 8.26 0.42
AZULCOCHA 115 DP 663 DP 3 3 M 10 208.8 PREPARACION 2.4 3 5.11 10.32 0.52 4.09 8.26 0.42
AZULCOCHA 115 DP 654 DP 3 3 M 8 167.04 PREPARACION 2.4 3 5.11 10.32 0.52 4.09 8.26 0.42
AZULCOCHA 115 DP 683N DP 3 3 M 13.5 281.88 PREPARACION 2.4 3 4.28 0.06 1.04 3.42 0.05 0.83
AZULCOCHA 115 DP 12 S-N DP 2.5 2.5 M 20 290 PREPARACION 2 2.5 4.28 0.06 1.04 3.42 0.05 0.83
AZULCOCHA 115 DP 11 S-N DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 4.28 0.06 1.04 3.42 0.05 0.83
AZULCOCHA 115 DP 10 S-N DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 4.28 0.06 1.04 3.42 0.05 0.83
AZULCOCHA 115 DP 09 S-N DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 4.28 0.06 1.04 3.42 0.05 0.83
AZULCOCHA 115 GAL 824 GAL 2.5 2.5 M 20 290 EXPLORACION 2 2.5 4.03 1.95 1.41 3.22 1.56 1.13
AZULCOCHA 95 DP724 N DP 3 3 M 15 313.2 PREPARACION 2.4 3 5.11 10.32 0.52 4.09 8.26 0.42
AZULCOCHA 95 DP 724 S DP 3 3 M 5 104.4 PREPARACION 2.4 3 5.11 10.32 0.52 4.09 8.26 0.42
AZULCOCHA 115 GAL 862 GAL 3 3 M 25 522 PREPARACION 2.4 3 5.11 10.32 0.52 4.09 8.26 0.42
AZULCOCHA M 0 0 0
165.5 2958 3.80 4.54 0.66
MINERAL DE TAJOAZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 654 TAJO 18 6 M 10.5 2630.88 EXPLOTACION 1 1 6.65 10.32 0.52 6.65 10.32 0.52
AZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 663 TAJO 18 6 M 13 3257.28 EXPLOTACION 1 1 6.14 10.32 0.52 6.14 10.32 0.52
5888.16 6.37 10.32 0.52
AVANCE DESMONTEAZULCOCHA 95 Rehabilitacion Nv 95 REHABILITACION
AZULCOCHA -40 BP 705 W BP 4 4 D 21 DESARROLLO MINERAL MINA 98.60 TMS
21 MINERAL TAJO 196.27 TMS
MINERAL RELAVE 205.13 TMS
186.5 TOTAL 500 TMS
% ZN Mn % AS
MINERAL MINA 2958 3.80 4.54 0.66
MINERAL TAJO 5888.16 6.37 10.32 0.52
MINERAL RELAVE SUPERFICIE 6153.84 5.5 8 2 M
15000 5.51 8.23 1.15
LEY MINERAL
PROGRAMA DE PRODUCCION MES 2ANCHO
PARCIAL AVANCE DESMONTE
AVANCE TOTAL
BALANCE MES 2
PRODUCCION MENSUAL
LEY GEOLOGICA LEY MINADO
PARCIAL AVANCE MINERAL
PRODUCCION DIARIA MES 2
Anexo 03 Cuadro de Producción mes 03 Mina Azulcocha (500 tpd)
AVANCE MINERAL
MINA NIVEL LABOR TIPO LABOR H A M/D AVANCE TMS Fase Estructura Minado % ZN Mn % AS % ZN Mn % AS
AZULCOCHA 115 DP 692 S DP 3 3 M 15 313.2 PREPARACION 2.4 3 3.96 20.47 0.31 3.17 16.38 0.25
AZULCOCHA 115 DP 701 S DP 3 3 M 19 396.72 PREPARACION 2.4 3 6.21 11.46 0.35 4.97 9.17 0.28
AZULCOCHA 115 DP 701 N DP 3 3 M 18 375.84 PREPARACION 2.4 3 6.21 11.46 0.35 4.97 9.17 0.28
AZULCOCHA 115 DP 710 S DP 3 3 M 19 396.72 PREPARACION 2.4 3 5.83 10.32 0.52 4.66 8.26 0.42
AZULCOCHA 115 GAL 795 S GAL 2.5 2.5 M 26 377 PREPARACION 2 2.5 7.06 0.02 1.28 5.65 0.02 1.02
AZULCOCHA 115 DP 06 S DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 3.00 18.19 0.00 2.40 14.55 0.00
AZULCOCHA 115 DP 07 S DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 6.69 8.00 0.07 5.35 6.40 0.06
AZULCOCHA 95 DP 773 DP 3 3 M 8 167.04 PREPARACION 2.4 3 9.60 4.00 0.50 7.68 3.20 0.40
AZULCOCHA 95 GAL 710 GL 3 3 M 40 835.2 PREPARACION 2.4 3 16.80 5.00 0.30 13.44 4.00 0.24
AZULCOCHA 95 DP 896 DP 3 3 M 10 208.8 PREPARACION 2.4 3 3.74 4.00 0.30 2.99 3.20 0.24
AZULCOCHA 95 DP 887 DP 3 3 M 27 563.76 PREPARACION 2.4 3 3.74 4.00 0.30 2.99 3.20 0.24
AZULCOCHA 115 DP 12 N DP 3 3 M 6.5 135.72 PREPARACION 2.4 3 4.28 0.06 1.04 3.42 0.05 0.83
AZULCOCHA 115 DP 12 S DP 3 3 M 5.5 114.84 PREPARACION 2.4 3 4.28 0.06 1.04 3.42 0.05 0.83
214 4174.84 6.13 5.96 0.36
MINERAL DE TAJOAZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 675 TAJO 18 6 M 20 5011.2 EXPLOTACION 1 1 5.11 10.32 0.52 5.11 10.32 0.52
AZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 853 TAJO 18 5 M 23 4802.4 EXPLOTACION 1 1 4.03 1.95 1.41 6.90 8.50 1.41
9813.60 5.99 9.43 0.96
AVANCE DESMONTE |
AZULCOCHA 115 CR 710 S CR 3 3 D 5 PREPARACION MINERAL MINA 139.1613333 TMS
AZULCOCHA 115 CR 701 S CR 3 3 D 5 PREPARACION MINERAL TAJO 327.12 TMS
AZULCOCHA 115 CR 692 S CR 3 3 D 5 PREPARACION MINERAL RELAVE 33.72 TMS
15 TOTAL 500 TMS
229
% ZN Mn % AS
MINERAL MINA 4174.84 6.13 5.96 0.36
MINERAL TAJO 9813.60 5.99 9.43 0.96
MINERAL RELAVE SUPERFICIE 1011.56 5.5 8 2 M
15000 5.99 8.37 0.86PRODUCCION MENSUAL
PARCIAL AVANCE MINERAL
PARCIAL AVANCE DESMONTE
AVANCE TOTAL
BALANCE MES 3
LEY MINERAL
ANCHO
PROGRAMA DE PRODUCCION MES 3LEY GEOLOGICA LEY MINADO
PRODUCCION DIARIA MES 3
Anexo 04 Cuadro de Producción mes 04 Mina Azulcocha (500 tpd)
AVANCE MINERAL
MINA NIVEL LABOR TIPO LABOR H A M/D AVANCE TMS Fase Estructura Minado % ZN Mn % AS % ZN Mn % AS
AZULCOCHA 115 DP 718 S DP 3 3 M 20 417.6 PREPARACION 2.4 3 3.35 7.50 0.60 2.68 6.00 0.48
AZULCOCHA 115 DP 718 N DP 3 3 M 21 438.48 PREPARACION 2.4 3 3.35 7.50 0.60 2.68 6.00 0.48
AZULCOCHA 115 DP 726 S DP 3 3 M 9 187.92 PREPARACION 2.4 3 3.35 7.50 0.60 2.68 6.00 0.48
AZULCOCHA 115 DP 735 N DP 3 3 M 24 501.12 PREPARACION 2.4 3 7.56 0.03 1.30 6.05 0.02 1.04
AZULCOCHA 115 DP 03 S DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 6.69 8.00 0.70 5.35 6.40 0.56
AZULCOCHA 115 DP 04 S DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 6.69 8.00 0.70 5.35 6.40 0.56
AZULCOCHA 95 GAL 710 GL 3 3 M 28 584.64 PREPARACION 2.4 3 5.83 10.32 0.52 4.66 8.26 0.42
AZULCOCHA 95 DP 878N DP 2.5 2.5 M 20 290 PREPARACION 2.4 2.5 3.74 4.00 0.30 3.59 3.84 0.29
AZULCOCHA 95 DP 678 N DP 3 3 M 20 417.6 PREPARACION 2.4 3 3.74 4.00 0.30 2.99 3.20 0.24
AZULCOCHA 95 DP 678 S DP 3 3 M 10 208.8 PREPARACION 2.4 3 3.74 4.00 0.30 2.99 3.20 0.24
AZULCOCHA 95 DP 685 S DP 3 3 M 10 208.8 PREPARACION 2.4 3 3.74 4.00 0.30 2.99 3.20 0.24
AZULCOCHA 115 DP 11 N DP 3 3 M 6.5 135.72 PREPARACION 2.4 3 4.28 0.06 1.04 3.42 0.05 0.83
AZULCOCHA 115 DP 11 S DP 3 3 M 5.5 114.84 PREPARACION 2.4 3 4.28 0.06 1.04 3.42 0.05 0.83
AZULCOCHA 115 DP 11 N DP 3 3 M 4 83.52 PREPARACION 2.4 3 4.28 0.06 1.04 3.42 0.05 0.83
AZULCOCHA 115 DP 11 S DP 3 3 M 3 62.64 PREPARACION 2.4 3 4.28 0.06 1.04 3.42 0.05 0.83
201 3941.68 3.81 4.25 0.52
MINERAL DE TAJOAZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 853 TAJO 18 5 M 15 3132 EXPLOTACION 1 1 6.03 1.95 1.41 6.03 1.95 1.41
AZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 824 TAJO 18 5 M 10 2088 EXPLOTACION 1 1 6.78 7.71 0.64 6.78 7.71 0.64
AZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 683 TAJO 18 6 M 23 5762.88 EXPLOTACION 1 1 6.11 10.32 0.52 6.11 10.32 0.52
10982.88 6.21 7.44 0.80
AVANCE DESMONTEAZULCOCHA
AZULCOCHA 115 CR 718 S CR 3 3 D 4 PREPARACION MINERAL MINA 131.3893333 TMS
AZULCOCHA MINERAL TAJO 366.10 TMS
AZULCOCHA MINERAL RELAVE 2.51 TMS
AZULCOCHA TOTAL 500 TMS
4
205
% ZN Mn % AS
MINERAL MINA 3941.68 3.81 4.25 0.52
MINERAL TAJO 10982.88 6.21 7.44 0.80
MINERAL RELAVE SUPERFICIE 75.44 5.5 8 2 M
15000 5.58 6.60 0.73
PARCIAL AVANCE DESMONTE
AVANCE TOTAL
LEY MINERAL
BALANCE MES 4
PROGRAMA DE PRODUCCION MES 4ANCHO LEY GEOLOGICA LEY MINADO
PARCIAL AVANCE MINERAL
PRODUCCION MENSUAL
PRODUCCION DIARIA MES 4
Anexo 05 Cuadro de Producción mes 05 Mina Azulcocha (500 tpd)
AVANCE MINERAL
MINA NIVEL LABOR TIPO LABOR H A M/D AVANCE TMS Fase Estructura Minado % ZN Mn % AS % ZN Mn % AS
AZULCOCHA 115 GAL 776 GAL 2.5 2.5 M 17 246.5 PREPARACION 2.4 3 7.56 0.03 1.30 6.05 0.02 1.04
AZULCOCHA 115 DP 01 S DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2.4 3 7.56 0.03 1.30 6.05 0.02 1.04
AZULCOCHA 115 DP 01 N DP 2.5 2.5 M 25 362.5 PREPARACION 2.4 3 7.56 0.03 1.30 6.05 0.02 1.04
AZULCOCHA 115 GAL 731 GAL 3 3 M 25 522 PREPARACION 2.4 3 6.69 8.00 0.70 5.35 6.40 0.56
AZULCOCHA 115 DP 754 S DP 3 3 M 19 396.72 PREPARACION 2.4 3 6.69 8.00 0.70 5.35 6.40 0.56
AZULCOCHA 95 DP 878N DP 2.5 2.5 M 7 101.5 PREPARACION 2.4 2.5 3.74 4.00 0.30 3.59 3.84 0.29
AZULCOCHA 95 DP 691 N DP 3 3 M 25 522 PREPARACION 2.4 3 22.74 8.00 0.70 18.19 6.40 0.56
AZULCOCHA 95 DP 691 S DP 3 3 M 12 250.56 PREPARACION 2.4 3 22.74 8.00 0.70 18.19 6.40 0.56
AZULCOCHA 95 DP 697 N DP 3 3 M 14 292.32 PREPARACION 2.4 3 22.74 8.00 0.70 18.19 6.40 0.56
AZULCOCHA 95 DP 697 S DP 3 3 M 14 292.32 PREPARACION 2.4 3 22.74 8.00 0.70 18.19 6.40 0.56
AZULCOCHA 95 GAL 880 GAL 2.5 2.5 M 24 348 PREPARACION 2.4 2.5 3.74 4.00 0.30 3.59 3.84 0.29
AZULCOCHA 95 DP 869 DP 2.5 2.5 M 6 87 PREPARACION 2.4 2.5 3.74 4.00 0.30 3.59 3.84 0.29
198 3566.42 10.12 4.67 0.62
MINERAL DE TAJOAZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 12 S TAJO 17 6 M 12 2839.68 EXPLOTACION 1 1 4.03 1.95 1.41 4.03 1.95 1.41
AZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 11 S TAJO 17 6 M 13 3076.32 EXPLOTACION 1 1 4.03 1.95 1.41 4.03 1.95 1.41
AZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 692 TAJO 18 6 M 20 5011.2 EXPLOTACION 1 1 5.83 10.32 0.52 5.83 10.32 0.52
10927.20 4.86 5.79 1.00
AVANCE DESMONTEAZULCOCHA 95 RP (-) 735 CR 3 3 D 30 DESARROLLO
AZULCOCHA CR 3 3 D
AZULCOCHA RP 4 4 D MINERAL MINA 118.8806667 TMS
30 MINERAL TAJO 364.24 TMS
MINERAL RELAVE 16.88 TMS
228 TOTAL 500 TMS
% ZN Mn % AS
MINERAL MINA 3566.42 10.12 4.67 0.62
MINERAL TAJO 10927.20 4.86 5.79 1.00
MINERAL RELAVE SUPERFICIE 506.38 5.5 8 2 M
15000 6.13 5.60 0.94PRODUCCION MENSUAL
AVANCE TOTAL
LEY MINERAL
BALANCE MES 5
PROGRAMA DE PRODUCCION MES 5ANCHO LEY GEOLOGICA LEY MINADO
PARCIAL AVANCE MINERAL
PARCIAL AVANCE DESMONTE
PRODUCCION DIARIA MES 5
Anexo 06 Cuadro de Producción mes 06 Mina Azulcocha (500 tpd)
AVANCE MINERAL
MINA NIVEL LABOR TIPO LABOR H A M/D AVANCE TMS Fase Estructura Minado % ZN Mn % AS % ZN Mn % AS
AZULCOCHA 115 GAL 731 GAL 3 3 M 24 501.12 PREPARACION 2.4 3 6.69 8.00 0.70 5.35 6.40 0.56
AZULCOCHA 115 DP 754 N DP 3 3 M 8 167.04 PREPARACION 2.4 3 6.69 8.00 0.70 5.35 6.40 0.56
AZULCOCHA 115 DP 761 N DP 3 3 M 15 313.2 EXPLORACION 2.4 3 6.69 8.00 0.70 5.35 6.40 0.56
AZULCOCHA 115 DP 761 S DP 3 3 M 8 167.04 PREPARACION 2.4 3 6.69 8.00 0.70 5.35 6.40 0.56
AZULCOCHA 95 DP 704 S DP 3 3 M 20 417.6 PREPARACION 2.4 3 16.80 0.70 0.60 13.44 0.56 0.48
AZULCOCHA 95 DP 704 N DP 3 3 M 18 375.84 PREPARACION 2.4 3 16.80 0.70 0.60 13.44 0.56 0.48
AZULCOCHA 95 DP 685 S DP 3 3 M 15 313.2 PREPARACION 2.4 3 18.19 8.80 0.70 14.55 7.04 0.56
AZULCOCHA 95 DP 685 N DP 3 3 M 20 417.6 PREPARACION 2.4 3 18.19 8.80 0.70 14.55 7.04 0.56
AZULCOCHA 95 DP 860 DP 2.5 2.5 M 5 72.5 PREPARACION 2 2.5 3.74 4.00 0.30 2.99 3.20 0.24
AZULCOCHA 95 DP 847 DP 2.5 2.5 M 5 72.5 PREPARACION 2 2.5 3.74 4.00 0.30 2.99 3.20 0.24
138 2817.64 9.89 4.76 0.52
MINERAL DE TAJOAZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 692 TAJO 18 6 M 30 7516.8 EXPLOTACION 1 1 5.50 20.47 0.31 5.50 20.47 0.31
AZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 10 S TAJO 17 6 M 9 2129.76 EXPLOTACION 1 1 9.56 0.03 1.30 9.56 0.03 1.30
9646.56 6.40 15.96 0.53
AVANCE DESMONTEAZULCOCHA 95 RP (-) 735 BP 3 3 D 45 DESARROLLO
AZULCOCHA MINERAL MINA 93.92133333 TMS
AZULCOCHA MINERAL CANCHAS 321.55 TMS
AZULCOCHA MINERAL RELAVE 84.53 TMS
45 TOTAL 500 TMS
183
% ZN Mn % AS
MINERAL MINA 2817.64 9.89 4.76 0.52
MINERAL TAJO 9646.56 6.40 15.96 0.53
MINERAL RELAVE SUPERFICIE 2535.80 5 8 2 M
15000 6.82 12.51 0.78
PARCIAL AVANCE MINERAL
PROGRAMA DE PRODUCCION MES 6
PARCIAL AVANCE DESMONTE
AVANCE TOTAL
LEY MINERAL
BALANCE MES 6
PRODUCCION MENSUAL
PRODUCCION DIARIA MES 6
LEY GEOLOGICA LEY MINADOANCHO
Anexo 07 Cuadro de Producción mes 07 Mina Azulcocha (500 tpd)
AVANCE MINERAL
MINA NIVEL LABOR TIPO LABOR H A M/D AVANCE TMS Fase Estructura Minado % ZN Mn % AS % ZN Mn % AS
AZULCOCHA 115 DP 772 S DP 3 3 M 7 146.16 PREPARACION 2.4 3 9.56 0.03 1.30 7.65 0.02 1.04
AZULCOCHA 115 DP 772 N DP 3 3 M 15 313.2 PREPARACION 2.4 3 9.56 0.03 1.30 7.65 0.02 1.04
AZULCOCHA 115 DP 775 S GAL 3 3 M 16 334.08 EXPLORACION 2.4 3 9.56 0.03 1.30 7.65 0.02 1.04
AZULCOCHA 115 DP 775 N DP 3 3 M 13 271.44 PREPARACION 2.4 3 9.56 0.03 1.30 7.65 0.02 1.04
AZULCOCHA 95 DP 718 S DP 3 3 M 10 208.8 PREPARACION 2.4 3 16.18 5.00 0.30 12.94 4.00 0.24
AZULCOCHA 95 DP 718 N DP 3 3 M 15 313.2 PREPARACION 2.4 3 16.18 5.00 0.30 12.94 4.00 0.24
AZULCOCHA 95 GAL 765 GL 3 3 M 30 626.4 PREPARACION 2.4 3 9.60 4.00 0.50 7.68 3.20 0.40
AZULCOCHA 115 DP 767 N DP 3 3 M 15 313.2 PREPARACION 2.4 3 9.56 0.03 1.30 7.65 0.02 1.04
AZULCOCHA 115 DP 767 S DP 3 3 M 8 167.04 PREPARACION 2.4 3 9.56 0.03 1.30 7.65 0.02 1.04
129 2693.52 8.68 1.53 0.74
MINERAL DE TAJOAZULCOCHA NV95 A NV 115 TAJO 887 TAJO 17 6 M 12 2839.68 EXPLOTACION 1 1 5.92 3.00 0.40 5.92 3.00 0.40
AZULCOCHA NV95 A NV 115 TAJO 878 TAJO 17 6 M 17 4022.88 EXPLOTACION 1 1 7.36 2.00 0.40 7.36 2.00 0.40
AZULCOCHA NV95 A NV 115 TAJO 678 TAJO 17 6 M 22 5206.08 EXPLOTACION 1 1 7.36 2.00 0.40 7.36 2.00 0.40
12068.64 7.02 2.24 0.40
AVANCE DESMONTEAZULCOCHA 95 RP (-) 735 BP 3 3 D 60 DESARROLLO
AZULCOCHA MINERAL MINA 89.784 TMS
AZULCOCHA MINERAL TAJO 402.29 TMS
AZULCOCHA MINERAL RELAVE 7.93 TMS
AZULCOCHA TOTAL 500 TMS
60
189
% ZN Mn % AS
MINERAL MINA 2693.52 8.68 1.53 0.74
MINERAL TAJO 12068.64 7.02 2.24 0.40
MINERAL RELAVE SUPERFICIE 237.84 5.5 8 2 M
15000 7.30 2.20 0.49
PARCIAL AVANCE MINERAL
PARCIAL AVANCE DESMONTE
AVANCE TOTAL
LEY MINERAL
BALANCE MES 7
PRODUCCION MENSUAL
ANCHO LEY GEOLOGICA LEY MINADO
PROGRAMA DE PRODUCCION MES 7
PRODUCCION DIARIA MES 7
Anexo 08 Cuadro de Producción mes 08 Mina Azulcocha (500 tpd)
MINA NIVEL LABOR TIPO LABOR H A M/D AVANCE TMS Fase Estructura Minado % ZN Mn % AS % ZN Mn % AS
AZULCOCHA 95 DP 731 S DP 3 3 M 2 41.76 PREPARACION 2.4 3 16.80 5.00 0.30 13.44 4.00 0.24
AZULCOCHA 95 DP 731 N DP 3 3 M 17.5 365.4 PREPARACION 2.4 3 16.80 5.00 0.30 13.44 4.00 0.24
AZULCOCHA 95 DP 737 S DP 3 3 M 5 104.4 PREPARACION 2.4 3 16.80 5.00 0.30 13.44 4.00 0.24
AZULCOCHA 95 DP 737 N DP 3 3 M 15 313.2 PREPARACION 2.4 3 16.80 5.00 0.30 13.44 4.00 0.24
AZULCOCHA 95 DP 748 S DP 3 3 M 4 83.52 PREPARACION 2.4 3 16.80 5.00 0.30 13.44 4.00 0.24
AZULCOCHA 95 DP 748 N DP 3 3 M 10 208.8 PREPARACION 2.4 3 9.60 4.00 0.50 7.68 3.20 0.40
AZULCOCHA 95 DP 754 S DP 3 3 M 21 438.48 PREPARACION 2.4 3 9.60 4.00 0.50 7.68 3.20 0.40
AZULCOCHA 95 DP 754 N DP 3 3 M 2 41.76 PREPARACION 2.4 3 5.52 3.00 0.40 4.42 2.40 0.32
AZULCOCHA 95 DP 760 S DP 3 3 M 27 563.76 PREPARACION 2.4 3 5.52 3.00 0.40 4.42 2.40 0.32
AZULCOCHA 95 DP 760 N DP 3 3 M 3 62.64 PREPARACION 2.4 3 5.52 3.00 0.40 4.42 2.40 0.32
AZULCOCHA 95 DP 767 S DP 3 3 M 28 584.64 PREPARACION 2.4 3 5.52 3.00 0.40 4.42 2.40 0.32
AZULCOCHA 95 DP 767 N DP 3 3 M 7 146.16 PREPARACION 2.4 3 5.52 3.00 0.40 4.42 2.40 0.32
AZULCOCHA 95 GAL 765 GL 3 3 M 15 313.2 PREPARACION 2.4 3 5.52 3.00 0.40 4.42 2.40 0.32
156.5 3267.72 7.57 3.00 0.31
MINERAL DE TAJOAZULCOCHA NV95 A NV 115 TAJO 685 TAJO 17 6 M 40 9465.6 EXPLOTACION 1 1 18.14 8.80 0.70 18.14 8.80 0.70
AZULCOCHA NV95 A NV 115 TAJO 896 L TAJO 17 5 M 10 1972 EXPLOTACION 1 1 5.92 3.00 0.40 5.92 3.00 0.40
11437.60 16.03 7.80 0.65
AVANCE DESMONTEAZULCOCHA 80 CR CR 750 3 3 D 20 DESARROLLO
AZULCOCHA D PREPARACION
AZULCOCHA D PREPARACION
AZULCOCHA D PREPARACION
AZULCOCHA D PREPARACION
AZULCOCHA D DESARROLLO
20
176.5
% ZN Mn % AS
MINERAL MINA 3267.72 7.57 3.00 0.31
MINERAL TAJO 11437.60 16.03 7.80 0.65
MINERAL RELAVE 294.68 5.5 8 2
15000.00 13.98 6.76 0.60
PARCIAL AVANCE MINERAL
PROGRAMA DE PRODUCCION MES 8ANCHO
PRODUCCION MENSUAL
LEY GEOLOGICA LEY MINADO
PARCIAL AVANCE DESMONTE
AVANCE TOTAL
LEY MINERAL
BALANCE MES 8
Anexo 09 Cuadro de Producción mes 09 Mina Azulcocha (500 tpd)
AVANCE MINERAL
MINA NIVEL LABOR TIPO LABOR H A M/D AVANCE TMS Fase Estructura Minado % ZN Mn % AS % ZN Mn % AS
AZULCOCHA 95 DP 773 DP 3 3 M 28 584.64 PREPARACION 2.4 3 5.92 3.00 0.40 4.74 2.40 0.32
AZULCOCHA 95 DP 779 DP 3 3 M 20 417.6 PREPARACION 2.4 3 5.92 3.00 0.40 4.74 2.40 0.32
AZULCOCHA 95 DP 806 DP 2.5 2.5 M 5 72.5 EXPLORACION 2 2.5 5.78 2.50 0.60 4.62 2.00 0.48
AZULCOCHA 95 DP 820 DP 2.5 2.5 M 5 72.5 EXPLORACION 2 2.5 5.78 2.50 0.60 4.62 2.00 0.48
AZULCOCHA 95 DP 833 DP 2.5 2.5 M 5 72.5 PREPARACION 2 2.5 5.78 2.50 0.60 4.62 2.00 0.48
AZULCOCHA 80 GAL 750 GAL 2.5 2.5 M 20 290 EXPLORACION 2 2.5 5.78 2.50 0.60 4.62 2.00 0.48
AZULCOCHA 80 GAL 780 GAL 3 3 M 20 417.6 EXPLORACION 2.4 3 5.78 2.50 0.60 4.62 2.00 0.48
103 1927.34 4.68 2.21 0.40
MINERAL DE TAJOAZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 701 TAJO 18 6 M 18 4510.08 EXPLOTACION 1 1 11.44 15.00 0.52 11.44 15.00 0.52
AZULCOCHA NV95 A NV 115 TAJO 691 TAJO 17 6 M 21 4969.44 EXPLOTACION 1 1 11.44 15.00 0.52 11.44 15.00 0.52
AZULCOCHA NV95 A NV 115 TAJO 890 L TAJO 17 5 M 20 3944 EXPLOTACION 1 1 6.82 3.20 0.08 6.82 3.20 0.08
13423.52 10.08 11.53 0.39
AVANCE DESMONTE
AZULCOCHA D PREPARACION
AZULCOCHA D PREPARACION
AZULCOCHA D PREPARACION
AZULCOCHA D PREPARACION
AZULCOCHA D DESARROLLO
0
103
% ZN Mn % AS
MINERAL MINA 1927.34 4.68 2.21 0.40
MINERAL TAJO 13423.52 10.08 11.53 0.39
MINERAL RELAVE -350.86 5.5 8 2
15000 9.50 10.42 0.35
BALANCE MES 9
PROGRAMA DE PRODUCCION MES 9ANCHO LEY GEOLOGICA LEY MINADO
PARCIAL AVANCE DESMONTE
AVANCE TOTAL
LEY MINERAL
PRODUCCION MENSUAL
PARCIAL AVANCE MINERAL
Anexo 10 Cuadro de Producción mes 10 Mina Azulcocha (500 tpd)
AVANCE MINERAL
MINA NIVEL LABOR TIPO LABOR H A M/D AVANCE TMS Fase Estructura Minado % ZN Mn % AS % ZN Mn % AS
AZULCOCHA 80 GAL 750 GAL 2.5 2.5 M 30 435 EXPLORACION 2 2.5 6.82 3.00 0.08 5.46 2.40 0.06
AZULCOCHA 80 GAL 780 GAL 3 3 M 30 626.4 EXPLORACION 2.4 3 9.56 3.50 1.20 7.65 2.80 0.96
AZULCOCHA 80 DP 135 DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 6.82 3.00 0.08 5.46 2.40 0.06
AZULCOCHA 80 DP 125 DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 6.82 3.00 0.08 5.46 2.40 0.06
AZULCOCHA 80 DP 115 DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 12.80 3.40 1.00 10.24 2.72 0.80
AZULCOCHA 80 DP 735 S DP 3 3 M 10 208.8 PREPARACION 2.4 3 12.80 3.40 1.00 10.24 2.72 0.80
100 1705.2 7.25 2.61 0.55
MINERAL DE TAJOAZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 701 TAJO 18 6 M 24 6013.44 EXPLOTACION 1 1 6.21 11.46 0.35 6.21 11.46 0.35
AZULCOCHA NV95 A NV 115 TAJO 691 TAJO 17 6 M 15 3549.6 EXPLOTACION 1 1 11.44 15.00 0.52 11.44 15.00 0.52
AZULCOCHA NV95 A NV 115 TAJO 890 L TAJO 17 5 M 17 3352.4 EXPLOTACION 1 1 4.27 4.00 0.30 4.27 4.00 0.30
1 1 0.00 0.00 0.00
1 1 0.00 0.00 0.00
12915.44 7.14 10.50 0.38
AVANCE DESMONTE
0
100
% ZN Mn % AS
MINERAL MINA 1705.20 7.25 2.61 0.55
MINERAL TAJO 12915.44 7.14 10.50 0.38
MINERAL RELAVE 379.36 5.5 8 2
15000 7.11 9.54 0.44
PARCIAL AVANCE MINERAL
PARCIAL AVANCE DESMONTE
LEY MINADO
PROGRAMA DE PRODUCCION MES 10ANCHO LEY GEOLOGICA
PRODUCCION MENSUAL
AVANCE TOTAL
LEY MINERAL
BALANCE MES 10
Anexo 11 Cuadro de Producción mes 11 Mina Azulcocha (500 tpd)
AVANCE MINERAL
MINA NIVEL LABOR TIPO LABOR H A M/D AVANCE TMS Fase Estructura Minado % ZN Mn % AS % ZN Mn % AS
AZULCOCHA 80 GAL 750 GAL 2.5 2.5 M 30 435 EXPLORACION 2 2.5 6.82 3.20 0.08 5.46 2.56 0.06
AZULCOCHA 80 GAL 780 GAL 3 3 M 30 626.4 EXPLORACION 2.4 3 6.82 3.20 0.08 5.46 2.56 0.06
AZULCOCHA 80 DP 105 DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 8.69 3.50 1.10 6.95 2.80 0.88
AZULCOCHA 80 DP 95 DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 8.69 3.50 1.10 6.95 2.80 0.88
AZULCOCHA 80 DP 85 DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 8.69 3.50 1.10 6.95 2.80 0.88
AZULCOCHA 80 DP 75 DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 8.69 3.50 1.10 6.95 2.80 0.88
AZULCOCHA 80 DP 728 S DP 3 3 M 14 292.32 PREPARACION 2.4 3 6.82 3.00 0.08 5.46 2.40 0.06
AZULCOCHA 80 DP 735 S DP 3 3 M 17 354.96 PREPARACION 2.4 3 6.82 3.00 0.08 5.46 2.40 0.06
AZULCOCHA 80 DP 744 N DP 3 3 M 11 229.68 PREPARACION 2.4 3 12.18 3.40 1.00 9.74 2.72 0.80
142 2518.36 6.19 2.59 0.32
MINERAL DE TAJOAZULCOCHA NV95 A NV 115 TAJO 697 TAJO 17 6 M 20 4732.8 EXPLOTACION 1 1 18.14 8.80 0.70 18.14 8.80 0.70
AZULCOCHA NV95 A NV 115 TAJO 850 TAJO 17 6 M 20 4732.8 EXPLOTACION 1 1 5.92 3.00 0.40 5.92 3.00 0.40
AZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 710 TAJO 18 6 M 15 3758.4 EXPLOTACION 1 1 16.80 5.00 0.30 16.80 5.00 0.30
13224.00 13.39 5.64 0.48
AVANCE DESMONTE
0
142
% ZN Mn % AS
MINERAL MINA 2518.36 6.19 2.59 0.32
MINERAL TAJO 13224.00 13.39 5.64 0.48
MINERAL RELAVE -742.36 5.5 8 2
15000 12.57 5.01 0.38
AVANCE TOTAL
LEY MINERAL
BALANCE MES 11
PRODUCCION MENSUAL
PARCIAL AVANCE MINERAL
PARCIAL AVANCE DESMONTE
PROGRAMA DE PRODUCCION MES 11ANCHO LEY GEOLOGICA LEY MINADO
Anexo 12 Cuadro de Producción mes 12 Mina Azulcocha (500 tpd)
AVANCE MINERAL
MINA NIVEL LABOR TIPO LABOR H A M/D AVANCE TMS Fase Estructura Minado % ZN Mn % AS % ZN Mn % AS
AZULCOCHA 80 GAL 750 GAL 2.5 2.5 M 19 275.5 EXPLORACION 2 2.5 6.82 3.20 0.08 5.46 2.56 0.06
AZULCOCHA 80 GAL 780 GAL 3 3 M 30 626.4 EXPLORACION 2.4 3 8.69 3.50 1.10 6.95 2.80 0.88
AZULCOCHA 80 DP 75 DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 6.82 3.20 0.08 5.46 2.56 0.06
AZULCOCHA 80 DP 75 DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 6.82 3.20 0.08 5.46 2.56 0.06
AZULCOCHA 80 DP 75 DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 6.82 3.20 0.08 5.46 2.56 0.06
AZULCOCHA 80 DP 75 DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 6.82 3.20 0.08 5.46 2.56 0.06
AZULCOCHA 80 DP 728 N DP 3 3 M 20 417.6 PREPARACION 2.4 3 12.18 3.40 1.00 9.74 2.72 0.80
AZULCOCHA 80 DP 744 S DP 3 3 M 15 313.2 PREPARACION 2.4 3 12.18 3.40 1.00 9.74 2.72 0.80
124 2212.7 7.30 2.68 0.54
MINERAL DE TAJOAZULCOCHA NV95 A NV 115 TAJO 697 TAJO 17 6 M 15 3549.6 EXPLOTACION 1 1 16.80 5.00 0.30 16.80 5.00 0.30
AZULCOCHA NV95 A NV 115 TAJO 850 TAJO 17 6 M 25 5916 EXPLOTACION 1 1 5.92 3.00 0.40 5.92 3.00 0.40
AZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 710 TAJO 18 6 M 15 3758.4 EXPLOTACION 1 1 16.80 5.00 0.30 16.80 5.00 0.30
13224.00 11.93 4.11 0.34
AVANCE DESMONTEAZULCOCHA D
AZULCOCHA D
0
124
% ZN Mn % AS
MINERAL MINA 2212.70 7.30 2.68 0.54
MINERAL TAJO 13224.00 11.93 4.11 0.34
MINERAL RELAVE -436.70 5.5 8 2
15000 11.44 3.78 0.33
BALANCE MES 12
PROGRAMA DE PRODUCCION MES 12ANCHO LEY GEOLOGICA LEY MINADO
PARCIAL AVANCE MINERAL
PARCIAL AVANCE DESMONTE
PRODUCCION MENSUAL
AVANCE TOTAL
LEY MINERAL