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UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTÍN DE AREQUIPA
FACULTAD DE GEOLOGIA, GEOFISICA Y MINAS
ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERIA DE MINAS
Asignatura: Asesoría de tesis
CAPSTONE PROJECT 01
“OPTIMIZACIÓN DEL PLAN DE MINADO MEDIANTE LOS MÉTODOS
SUBLEVEL STOPING Y BENCH AND FILL – PROYECTO PAMPACHIRI –
APURÍMAC”
PRESENTADO POR:
(1) PALMA TACO, LEONIDAS
(2) RENDON SALVADOR, JOSÉ
(3) PUMA PILLCO, JOSHUA
(4) GUTIERREZ HANCO, OSMAN
(5) CRUZ HUAMANI, JHEREMY
(6) BEJARANO NEUMAN, DIEGO
ASESOR: MSc. ROLANDO, QUISPE AQUINO
AREQUIPA – PERÚ
2019
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DEDICATORIA
En primer lugar, dedico este trabajo a Dios nuestro señor quien ha guiado mi camino con su
luz divina, a mi padre por su apoyo incondicional durante los años de estudio, a mi madre por
estar conmigo en los momentos en los que más necesitaba y a mis hermanos por ser los
compañeros de toda mi vida.
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AGRADECIMIENTOS
Agradezco a la UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTÍN por impartir en mí el
conocimiento necesario para poder desarrollar mis habilidades de forma efectiva.
Al ingeniero y catedrático Rolando Quispe Aquino por ser el mentor ideal que me guio por
que el camino correcto durante la formulación del presente trabajo.
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ÍNDICE GENERAL DEDICATORIA ......................................................................................................................................... 2
AGRADECIMIENTOS................................................................................................................................ 3
1. RESUMEN ........................................................................................................................................ 8
2.4. HIPÓTESIS ................................................................................................................................. 12
3.1.2. Método de Explotación Bench and Fill ............................................................................ 12
3.2. METODOLOGIA DE INVESTIGACION ........................................................................................ 14
4. MATERIALES METODOS Y PROCEDIMIENTOS ............................................................................. 16
4.1. METODOLOGIA DE ANALISIS ................................................................................................... 16
4.1.1. Estimación de Recursos Minerales. ..................................................................................... 16
4.1.2. Variografia ................................................................................................................... 17
4.1.3. Métodos de estimaciones interpolación ..................................................................... 20
4.1.4. Validación del modelo de bloques .............................................................................. 21
4.1.4.1. Validación volumétrica ........................................................................................... 21
4.1.5. Declaración de recursos minerales ............................................................................ 23
4.1.6. Sensibilidad de los recursos minerales al NSR Cut-off ............................................ 24
4.1.7. Estimación de Reservas Minerales .................................................................................. 26
4.1.8. Cálculo de NSR............................................................................................................ 27
4.1.10. Determinación del método de minado por su margen económico .......................... 37
5. PRESENTACIÓN Y ANÁLISIS DE RESULTADOS .................................................................................. 38
5.1. Costos de Minado ...................................................................................................................... 38
5.2. Optimización del valor de nuestras reservas ...................................................................... 40
5.3. Métodos Mixtos .................................................................................................................. 42
5.3.1. Reporte de Reservas con métodos mixtos .................................................................. 43
5.3.2. Ratio de conversión de recursos a reservas .............................................................. 44
5.4. Análisis Geomecánico ............................................................................................................... 44
5.4.1 Excavaciones Permanentes ......................................................................................... 44
5.4.2. Excavaciones Temporales ........................................................................................... 45
5.4.3. Equivalente Lineal de sobre rotura/ desprendimiento (ELOS) .............................. 46
5.4.4. Análisis de Estabilidad y Secuenciamiento ............................................................... 47
5.5. Diseño de Mina ..................................................................................................................... 50
5.5.1. Diseño de Acceso ......................................................................................................... 50
5.5.2. Accesos ......................................................................................................................... 51
5.5.3. Labores de Desarrollo ................................................................................................. 52
5.5.4. Suministro de Agua ..................................................................................................... 54
5.5.5. Drenaje Mina ............................................................................................................... 55
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5.5.6. Distribución Eléctrica ................................................................................................. 55
5.5.7. Aire Comprimido ........................................................................................................ 56
5.5.8. Taller de Mantenimiento ............................................................................................ 56
5.6. CAPEX Y OPEX ....................................................................................................................... 56
5.6.1. Estimación de costos operativos y de capital ............................................................ 56
3.6.1.1. Resumen de costos de capital .................................................................................. 56
5.6.2. Costos de capital de minado ....................................................................................... 57
5.6.3. Costos de capital de planta de procesamiento .......................................................... 58
5.6.4. Costos de sostenibilidad .............................................................................................. 58
5.6.5. Estimación de costos operativos y de capital ............................................................ 58
5.6.5.1. Resumen de costos de operativos ............................................................................. 58
5.7. Plan de Minado .................................................................................................................... 60
6. CONCLUSIONES ............................................................................................................................. 61
6.1. RECOMENDACIONES ............................................................................................................. 62
7. REFERENCIAS Y BIBLIOGRAFÍA ..................................................................................................... 64
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INDICE DE ILUSTRACIONES
Ilustración 1. Ubicación espacial de las vetas .................................................................................... 15
Ilustración 2. Variograma de Zinc, Veta Precursora ............................................................................. 18
Ilustración 3. Variograma de Plomo, Veta Precursora .......................................................................... 18
Ilustración 4. Variograma de Plata, Veta Precursora ............................................................................ 18
Ilustración 5. Variograma de Zinc, Veta Esperanza ............................................................................. 19
Ilustración 6. Variograma de Plomo, Veta Esperanza .......................................................................... 19
Ilustración 7. Variograma de Plata, Veta Esperanza ............................................................................. 20
Ilustración 8. Volumen-Veta Precursora ............................................................................................... 22
Ilustración 9. Volumen- Veta Esperanza .............................................................................................. 22
Ilustración 10. Modelo de Bloques, Veta Precursora ............................................................................ 23
Ilustración 11. Modelo de Bloques, Veta Esperanza ............................................................................ 23
Ilustración 12. Tonelaje vs NSR Cut Off, Veta Precursora .................................................................. 25
Ilustración 13. Tonelaje vs NSR Cut Off, Veta Esperanza ................................................................... 26
Ilustración 14. Análisis Técnico Histórico, Precio del Zinc en 5 años ................................................. 28
Ilustración 15. Análisis Técnico Histórico, Precio del Zinc en 3 años ................................................. 28
Ilustración 16. Análisis Técnico Histórico, Precio del Plomo en 10 años ............................................ 29
Ilustración 17. Análisis Técnico Histórico, Precio del Plomo en 5 años .............................................. 30
Ilustración 18. Análisis Técnico Histórico, Precio de la Plata en 15 años ............................................ 30
Ilustración 19. Análisis Técnico Histórico, Precio de la Plata en 10 años ............................................ 30
Ilustración 20. Análisis Técnico Histórico, Precio de la Plata en 5 años .............................................. 31
Ilustración 21. Rango de Recuperación, Zinc ....................................................................................... 32
Ilustración 22. Rango de Recuperación, Plomo .................................................................................... 33
Ilustración 23. Rango de Recuperación, Plata ...................................................................................... 33
Ilustración 24. Stopes, Sub Level Stoping ............................................................................................. 40
Ilustración 25. Stopes, Bench and Fill ................................................................................................... 41
Ilustración 26. Método Mixto, Vista en Planta ..................................................................................... 42
Ilustración 27. Metodo Mixto,Bench and Fill y Sub Level Stoping ........................................................ 43
Ilustración 28. Estimación empírica de desprendimiento de las cajas ELOS. (Clark, 1998) .................. 47
Ilustración 29, Análisis de factor de seguridad en la excavación del subnivel superior ...................... 48
Ilustración 30. Análisis de factor de seguridad en la excavación del subnivel inferior ......................... 48
Ilustración 31. Análisis de factor de seguridad en el primer corte. ...................................................... 49
Ilustración 32. Análisis de factor de seguridad en el segundo corte. ................................................... 49
Ilustración 33. Primera excavación en el método Sublevel Stoping ..................................................... 49
Ilustración 34. Segunda y Tercera excavación, con relleno en la Primera excavación en el método
Sublevel Stoping .................................................................................................................................... 50
Ilustración 36. Rampa de acceso - 13.0 Kilometros .............................................................................. 51
Ilustración 37. Pique de acceso - 900 metros ....................................................................................... 51
Ilustración 38. Accesos mina Pampachiri .............................................................................................. 52
Ilustración 39. Cruceros 3.5 x 3.5 metros. ............................................................................................ 53
Ilustración 40. Ore and Waste Pass ...................................................................................................... 53
Ilustración 41. Chimenea de Ventilación .............................................................................................. 54
Ilustración 42. Bypass ........................................................................................................................... 54
Ilustración 43. Unifilar Drenaje Mina .................................................................................................... 55
Ilustración 44. Taller de mantenimiento en interior mina.................................................................... 56
Ilustración 45. Plan anual de Minado de Pampachiri ........................................................................... 61
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INDICE DE TABLAS
Tabla 1. Base de datos proporcionados ................................................................................................ 15
Tabla 2. Densidades .............................................................................................................................. 16
Tabla 3. Upper Outliers veta Precursora ............................................................................................... 17
Tabla 4. Upper Outliers veta Esperanza ............................................................................................... 17
Tabla 5. Parámetros de Búsqueda; Veta Precursora ............................................................................. 17
Tabla 6. Parámetros de Búsqueda, Veta Esperanza .............................................................................. 19
Tabla 7. Parámetros de Estimación, Veta Precursora ........................................................................... 20
Tabla 8. Elipsoides de Estimación, Veta Precursora ............................................................................. 20
Tabla 9. Parámetros de Estimación, Veta Esperanza ............................................................................ 21
Tabla 10. Elipsoides de Estimación, Veta Esperanza. .......................................................................... 21
Tabla 11. Validación Volumétrica ........................................................................................................ 21
Tabla 12. Recursos, Veta Precursora .................................................................................................... 24
Tabla 13. Recursos, Veta Esperanza ..................................................................................................... 24
Tabla 14. Tonelaje vs NSR, Veta Precursora ........................................................................................ 24
Tabla 15. Tonelaje vs NSR Cut Off, Veta Esperanza ........................................................................... 25
Tabla 16. Características de Vetas ........................................................................................................ 26
Tabla 17. Costo de Venta, Zinc............................................................................................................. 27
Tabla 18. Costo de Venta, Plomo ......................................................................................................... 27
Tabla 19. Precios ................................................................................................................................... 27
Tabla 20. Recuperaciones Metalúrgicas ............................................................................................... 31
Tabla 21. Recuperaciones Estimadas,Zinc ........................................................................................... 32
Tabla 22. Ratios de Concentración -Reportes anuales 2014-2016 minera Volcan ............................... 34
Tabla 23. NSR utilizando el software Datamine Table Editor .............................................................. 37
Tabla 24. Costos de Minado .................................................................................................................. 39
Tabla 25. Costos por método ................................................................................................................ 39
Tabla 26. NSR Cut Off por método ........................................................................................................ 39
Tabla 27. Dimensionamiento de Stopes ................................................................................................ 39
Tabla 28. Reporte Sub Level Stoping ................................................................................................... 40
Tabla 29. Reporte, Bench and Fill ......................................................................................................... 41
Tabla 30. Reporte, Bench and Fill Mixto ............................................................................................... 42
Tabla 31. Reporte, Sub Level Stoping Mixto ......................................................................................... 42
Tabla 32. Reservas, Sub Level Stoping .................................................................................................. 43
Tabla 33. Reservas, Bench and Fill ........................................................................................................ 44
Tabla 34. Reservas, Total ...................................................................................................................... 44
Tabla 35. Aberturas máximas de las excavaciones permanentes en zona mineralizada ..................... 45
Tabla 36. Aberturas máximas de las excavaciones permanentes en cajas techo y piso ...................... 45
Tabla 37. Sostenimiento para labores de avance temporales. (S.R.Ltda., 2018) ................................. 46
Tabla 38. ELOS estimado para “BENCH AND FILL” y “SUBLEVEL STOPING”. ........................................ 47
Tabla 39. FS recomendados según plazo de Estabilidad. (OSINERGMIN)............................................. 47
Tabla 40. Contingencia CAPEX .............................................................................................................. 57
Tabla 41. CAPEX Mina ........................................................................................................................... 57
Tabla 42. CAPEX Planta ......................................................................................................................... 58
Tabla 43. Plan anual de Minado de Pampachiri-DATAMINE EPS .......................................................... 60
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1. RESUMEN
Esta evaluación consistirá en la estimación de recursos minerales y elaboración de un plan
LOM para toda la vida operativa del proyecto emplazado en el depósito mineralizado
denominado “Pampachiri”. Además, el presente informe técnico se presentará según lo
estipulado y cumpliendo con el Instrumento Nacional 43-101.
El proyecto emplazado en el depósito mineralizado denominado “Pampachiri”, cuenta con
200 sondajes, los cuales están distribuidas entre sus dos estructuras mineralizadas Veta
Esperanza y Veta Precursora, la perforación diamantina cuenta con su propio programa
QA/QC el cual ha demostrado la correcta aplicación de las mejores prácticas de muestreo y
ensayos de las muestras.
El proyecto emplazado en el depósito mineralizado denominado “Pampachiri”, se encuentra
ubicado en la sierra sur del Perú, en el límite de los departamentos de Apurímac y Ayacucho,
la ubicación exacta no fue brindada para la realización de una búsqueda más profunda de los
factores influyentes.
Además, se observa la presencia de una zona arqueológica identificada por el Instituto
Nacional de Cultura (INC) en un área que abarca un radio de 100 metros alrededor de la
siguiente coordenada: (x;y;z) : (1495.933;2332.37;2450.012)
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ABSTRACT
This evaluation will consist of the estimation of mineral resources and elaboration of an LOM
plan, for the entire operational life of the project located in the mineralized deposit, called
“Pampachiri”.
In addition, this technical report will be presented as stipulated and complying with National
Instrument 43-101.
The project located in the mineralized deposit called “Pampachiri”, has 200 drill holes, which
are distributed between its two mineralized structures Veta Esperanza and Veta Precursor, the
diamond drilling has its own QA / QC program which has demonstrated the correct
application of best sampling practices and sample tests.
The project located in the mineralized deposit called "Pampachiri", is located in the southern
highlands of Peru, on the border of the departments of Apurímac and Ayacucho, the exact
location was not provided for a deeper search of the factors influential
In addition, the presence of an archaeological zone identified by the National Institute of
Culture (INC) is observed in an area that covers a radius of 100 meters around the following
coordinate: (x;y;z) : (1495.933;2332.37;2450.012)
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2. INTRODUCCION
2.1. DESCRIPCCION DEL PROBLEMA
La explotación de un cuerpo mineralizado utilizando un solo método no nos retribuye el
máximo valor de ganancias que al combinar con dos métodos de minado subterráneo.
No obstante, la investigación con el fin de incrementar las reservas, la productividad y la
parte operativa de producción mina, se tiene este nuevo diseño y planeamiento del
Proyecto como nueva alternativa de minado combinar dos métodos distintos.
2.2. FORMULACIÓN DEL PROBLEMA
2.2.1. Problema general
¿Incrementará el VALOR PRESENTE NETO del proyecto mediante un diseño y
planeamiento de minado subterráneo a largo plazo con la combinación de dos
métodos de minado, en la explotación del yacimiento Esperanza?
2.2.2. Problemas específicos
Desarrollar cada una de las etapas que comprenden el diseño y planeamiento minado
subterráneo que son: la geología, método de minado para incrementar el VALOR
NETO PRESENTE.
¿Cuáles son las variables económicas presentes en un planeamiento minero y el efecto
que tiene cada una de ellas?
2.2.3. Justificación
El presente trabajo de investigación tiene como fin mejorar e incrementar el Valor
Neto Presente mediante un diseño y planeamiento de minado subterráneo. En el
yacimiento Esperanza, a consecuencia de la alta variación en la potencia del
yacimiento adaptable a diferentes métodos de minado y la necesidad de profundizar
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para incrementar los niveles de reservas de minerales, para obtener mayor producción
diaria y rentabilidad en la Unidad Operativa con bajos costos de operación, del mismo
modo para el cumplimiento de los objetivos de producción planteados. En
consecuencia, el trabajo de investigación se justifica plenamente, por cuanto
proporcionara un diseño y planeamiento de minado óptimo y recomendable para la
secuencia de minado.
2.3. OBJETIVOS
2.3.1. Objetivo general
Optimizar el plan de minado del proyecto Pampachiri - Apurímac mediante un diseño
de planeamiento de minado del Yacimiento Esperanza a largo plazo, para incrementar
el Valor Neto Presente. con la finalidad de obtener el mayor beneficio posible.
2.3.2. Objetivos Específicos.
Identificar las variables económicas presentes en un planeamiento de minado,
haciendo uso de la data proporcionada por geología, mediante los métodos
estadísticos necesarios y haciendo uso de software para mostrar el efecto de cada una
de ellas.
Buscar maximizar el beneficio de las oportunidades futuras del proyecto Pampachiri -
Apurímac a través de la previsión de medios y presupuestos económicos, mediante los
metodos sublevel stoping y bench and fill
Demostrar que a través de los métodos de sublevel stoping y bench and fill se puede
generar mayor beneficio en la explotación
Evaluar la efectividad de los usos de ambos métodos en simultaneo dependiendo de la
geomorfología del yacimiento haciendo uso de los cálculos pertinentes.
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2.4. HIPÓTESIS
2.4.1. HIPÓTESIS GENERAL
Se logrará incrementar Valor Presente Neto de la Explotación del yacimiento La
esperanza mediante la combinación de dos métodos de Minado.
2.4.2. HIPÓTESIS ESPECIFICA
Desarrollando las etapas que comprende el diseño y planeamiento de minado que son:
geología, geomecánica, método de minado.
Se conocerá el efecto que tiene cada una de las variables económicas presentes en un
planeamiento minero.
3. FUNDAMENTOS TEÓRICOS
3.1. MARCO TEÓRICO
3.1.1. Planeamiento de Minado
Para formular el presente trabajo de investigación tenemos que familiarizarnos con los
conceptos básicos de planeamiento de minado, entendiéndolo como el diagnóstico de
las posibilidades, mediante un proceso intelectual y que consiste en el análisis integral
de los factores de producción dentro de la empresa, sus limitaciones internas y
externas; y todo aquel que guarda relación con la elección de un objetivo a lograrse.
El propósito fundamental del planeamiento de minado es proyectar la vida de una
mina a lo largo del tiempo; no solo en una dirección, si no buscando nuevos caminos
y adaptando su existencia a la de los sistemas de los cuales vive.
3.1.2. Método de Explotación Bench and Fill
Consiste en una variación del tradicional Cut & Fill, en donde la explotación de se
hace por medio de banqueo y relleno. La secuencia de explotación sigue dos
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direcciones: siempre se realiza en retroceso dentro de un mismo nivel, y se efectúa de
manera descendente dentro de un mismo sector.
3.1.3. El método de Explotación Sublevel Stoping
Es un método de explotación con sostenimiento natural, en el cual se emplean pilares
en el rumbo o buzamiento de la zona de interés. El rumbo es la línea imaginaria que se
traza al intersecar el plano geológico del área de explotación y un plano perfectamente
horizontal. Por su parte, el buzamiento es el ángulo de inclinación del plano geológico
con referencia al plano horizontal. En ambas locaciones se pueden ubicar columnas
para acondicionar el área de explotación sin rellenar o hundir la superficie; es decir,
sin emplear fortificaciones artificiales o naturales. Comprender que el método de
Sublevel Stoping se emplea solo cuando el yacimiento tiene características favorables
para ello; de lo contrario, es un mecanismo sumamente peligroso. En la medida en que
la tensión de las columnas y sus medidas aumentan, la técnica de explotación debe
evolucionar hacia métodos de transición. Consiste en fraccionar el yacimiento en
varias secciones verticales, para dejar vacía a la unidad básica de explotación minera,
llamada caserón. El mineral que se recolecta en la mina es acumulado en zanjas
colocadas al pie del caserón, y a partir de allí se inicia la extracción aplicando
diferentes técnicas, según la conveniencia del caso.
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3.2. METODOLOGIA DE INVESTIGACION
3.2.1. POBLACION Y MUESTRA
3.2.1.1. POBLACION
El universo del presente estudio está conformado por el yacimiento polimetálico
La Esperanza, de las que este trabajo tomara como referencia.
3.2.1.2. MUESTRA.
La muestra del estudio de investigación se basará en el Valor Presente Neto y el
nivel económico.
3.2.2. VARIABLE
3.2.2.1. VARIABLE DEPENDIENTE
Incremento del Valor Presente Neto en el Proyecto Minero Esperanza.
3.2.2.2. VARIABLES INDEPENDIENTES
El diseño y Planeamiento de los métodos de minado.
La mineralización del proyecto emplazado en el depósito mineralizado
denominado “Pampachiri”, se limita principalmente a las estructuras
mineralizadas de un par de vetas. Estos dominios tienen una característica
representativa diferenciada en su continuidad, azimuth y su rumbo, las cuales a
partir de ahora serán denominados en su terminología en ingles Strike y Dip
respectivamente.
El depósito mineralizado “Pampachiri” se compone de un par de estructuras
mineralizadas las cuales son los siguiente:
Veta Precursora
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Veta Esperanza
Para la elaboración de estos modelos geológicos se utilizó una base de datos con
un total de 200 perforaciones divididas entre las estructuras mineralizadas
especificadas a continuación.
Tabla 1. Base de datos proporcionados
ESTRUCTURA
MINERALIZADA
NUMERO DE
PERFORACIONES
NUMERO DE
REGISTROS
Veta Precursora 68 140
Veta Esperanza 132 734
Deposito Pampachiri 200 874
Para la ubicación espacial de las estructuras mineralizadas, vea la siguiente figura.
Ilustración 1. Ubicación espacial de las vetas
La asignación de densidad, según el planteamiento del problema, la compañía
encargo la ejecución de ensayos sistemáticos para determinar la densidad de los
materiales, logrando diferenciar los materiales mineralizados y las cajas.
brindándonos así, las siguientes densidades para cada uno de los materiales.
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Tabla 2. Densidades
Tipo Densidad 𝑇/𝑚3 Zonas Mineralizadas 3.27
Cajas Piso y Techo 2.76
La clasificación geomecánica se ha recibido de parte de la compañía la información
de la valoración del Macizo Rocoso (Rock Mass Rating) por Niveles.
Rock Mass Rating (RMR) por cotas
Cota de Referencia RMR
Niveles Zona Mineralizada Cajas
Por Encima de 2500 36-40 46-50
Entre 2250 y 2500 41-50 51-60
Entre 2000 y 2250 51-55 64-66
Entre 1750 y 2000 46-50 56-60
Debajo de los 1750 41-45 51-55
4. MATERIALES METODOS Y PROCEDIMIENTOS
4.1. METODOLOGIA DE ANALISIS
4.1.1. Estimación de Recursos Minerales.
4.1.1.1. Base de Estimación
La estimación de Recursos Minerales preparada para el proyecto emplazado en el
depósito mineralizado denominado “Pampachiri”, fue realizada mediante el uso de
kriging ordinario como metodología de estimación para cada una de las
estructuras mineralizadas. Esta estimación fue realizada de manera independiente
por estructura mineraliza, teniendo para la Veta Precursora posee 68 perforaciones
con un total de 140 registros y la veta Esperanza posee un total de 132
perforaciones con un total de 734 registros. La estimación y categorización de los
recursos minerales se presentará a continuación.
4.1.1.2. Análisis exploratorio de datos (EDA)
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Realizo un análisis estadístico, de los datos del proyecto emplazado en el depósito
mineralizado denominado “Pampachiri”, de los registros proporcionados en la
base de datos, así como, en los compositos realizados a partir de estos,
estableciendo los limites superiores el cual a partir de ahora será denominado en
su terminología inglés Upper Outliers.
Upper Outliers veta Precursora
Tabla 3. Upper Outliers veta Precursora
Variable IQR LO LEO UO UEO Errores Error (%)
Zn 2.895 -4.283 -8.625 7.298 11.64 24 25
Ag 1.773 -2.611 -5.27 4.482 7.141 16 16.67
Pb 0.098 -0.143 -0.29 0.249 0.396 23 23.96
Upper Outliers veta Esperanza
Tabla 4. Upper Outliers veta Esperanza
Variable IQR LO LEO UO UEO Errores Error (%)
Zn 8.238 -2.247 -14.604 30.705 43.062 0 0.000
Ag 2.100 -2.675 -5.825 5.725 8.875 51 9.060
Pb 1.947 -2.760 -5.681 5.027 7.948 39 6.930
4.1.2. Variografia
Los variogramas experimentales se calcularon y modelaron utilizando la herramienta
proporcionada por Datamine Multivareate, todo esto dentro de las estructuras
mineralizadas de Veta Precursora y Veta Esperanza.
4.1.2.1. Variografia para la Veta Precursora
Tabla 5. Parámetros de Búsqueda; Veta Precursora
Parámetros de búsqueda Valor Unidad
Máximo Alcance 2060 m
Horizontal
N° de direcciones
Tolerancia angular
6
15
°
Angulo de alcance 180 °
Vertical
N° de direcciones
Tolerancia angular
6
15
°
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18
Angulo de alcance 180 °
Ilustración 2. Variograma de Zinc, Veta Precursora
Ilustración 3. Variograma de Plomo, Veta Precursora
Ilustración 4. Variograma de Plata, Veta Precursora
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4.1.2.2. Variografía para Veta Esperanza
Tabla 6. Parámetros de Búsqueda, Veta Esperanza
Parámetros de búsqueda Valor Unidad
Máximo Alcance 754 m
Horizontal
N° de direcciones
Tolerancia angular
6
15
°
Angulo de alcance 180 °
Vertical
N° de direcciones
Tolerancia angular
6
15
°
Angulo de alcance 180 °
Ilustración 5. Variograma de Zinc, Veta Esperanza
Ilustración 6. Variograma de Plomo, Veta Esperanza
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Ilustración 7. Variograma de Plata, Veta Esperanza
4.1.3. Métodos de estimaciones interpolación
Para la estimación de recursos de ambas estructuras mineralizadas se utilizó el método
de Kriging ordinario en las estructuras mineralizadas presentes.
La estrategia de búsqueda de pares en ambos casos se basó en al análisis de los
variogramas experimentales para cada uno de los minerales presentes
respectivamente, la dirección de la anisotropía obtenido del variograma
omnidireccional y la distribución de las muestras.
4.1.3.1. Parámetros para la estimación de Veta Precursora
Tabla 7. Parámetros de Estimación, Veta Precursora
Model Size
Cell Count
Cell Size
Rotation
Parámetro Valor Parámetro Valor Parámetro Valor Parámetro Valor
X Origin 1112 N° de Cells
X 301 X Size 1 X Axis 0
X Length 301
Y Origin 4476 N° de Cells
Y 520 Y Size 5 X Axis 0
Y Length 2600
Z Origin 1300 N° de Cells
Z 300 Z Size 5 X Axis 50
Z Length 1500
Tabla 8. Elipsoides de Estimación, Veta Precursora
Elipsoides N° de muestras
Mineral X Y Z Parámetro Valor
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21
Ag 150 72 15 Mínimo 2
Pb 109 99 15 Optimo 5
Zn 116 148 15 Composito por taladro 1
4.1.3.2. Parámetros para la estimación de Veta Esperanza Tabla 9. Parámetros de Estimación, Veta Esperanza
Model Size
Cell Count
Cell Size
Rotation
Parámetro Valor Parámetro Valor Parámetro Valor Parámetro Valor
X Origin 1505 Cells X 252 X Size 1 X Axis 0
X Lenght 252
Y Origin 4983 Cells Y 130 Y Size 5 X Axis 0
Y Lenght 650
Z Origin 1650 Cells Z 150 Z Size 5 X Axis 62
Z Lenght 750
Tabla 10. Elipsoides de Estimación, Veta Esperanza.
Elipsoides N° de muestras
Mineral X Y Z Parámetro Valor
Ag 150 72 15 Mínimo 2
Pb 109 99 15 Optimo 5
Zn 116 148 15 Composito por taladro 1
4.1.4. Validación del modelo de bloques
4.1.4.1. Validación volumétrica
La comparación fue realizada comparando los volúmenes de los sólidos del
modelamiento geológico proporcionada a la consultora y los modelos de bloques
elaborados para cada una de las estructuras mineralizadas.
Tabla 11. Validación Volumétrica
Veta Modelo de Bloques 𝑚3 Modelo Geológico 𝑚3 Diferencia %
Precursora 4.760.561,41 5.080.033,83 6,29
Esperanza 584.277,11 638.110,11 8,44
-
22
Ilustración 8. Volumen-Veta Precursora
Ilustración 9. Volumen- Veta Esperanza
4.1.4.2. Validación Visual del Modelo de bloques y la base de datos
Para este punto se hizo una validación visual de la estimación de recursos en
modelo de bloques realizada por la consultora y la base de datos proporcionada y
compositada.
-
23
Ilustración 10. Modelo de Bloques, Veta Precursora
Ilustración 11. Modelo de Bloques, Veta Esperanza
4.1.5. Declaración de recursos minerales
A Mineral Resource is a concentration or occurrence of solid material of economic
interest in or on the earth’s crust in such form, grade or quality and quantity that there
are reasonable prospects for eventual economic extraction. The location, quantity,
grade or quality, continuity and other geological characteristics of a Mineral Resource
-
24
are known, estimated or interpreted from specific geological evidence and knowledge,
including sampling. (CIM)
4.1.5.1. Recursos estimados en Veta Precursora
Tabla 12. Recursos, Veta Precursora
CATEGORY DENSITY TONNES VOLUME AG_E PB_E ZN1_E
[1] 3,27 42.702,44 13.058,85 1,39 0,07 2,06
[2] 3,27 436.089,22 133.360,62 1,01 0,07 2,47
[3] 3,27 750.876,26 229.625,77 1,04 0,08 2,59
Total 3,27 1.229.667,91 376.045,23 1,04 0,07 2,39
4.1.5.2. Recursos estimados en Veta Esperanza
Tabla 13. Recursos, Veta Esperanza
CATEGORY DENSITY TONNES VOLUME AG1_E PB1_E ZN_E
[1] 3,27 508.249,62 155.428,02 1,92 1,54 13,25
[2] 3,27 1.017.953,09 311.300,64 1,77 1,41 12,53
[3] 3,27 150.014,56 45.876,01 1,46 0,91 12,82
Total 3,27 1.676.217,27 512.604,67 1,79 1,41 12,75
4.1.6. Sensibilidad de los recursos minerales al NSR Cut-off
Las curvas Tonelaje vs NSR Cut-off resume el recurso mineral en varios intervalos de
análisis grafico ambas estructuras mineralizadas. Con esto se pudo reconocer que la
estructura mineralizada con menor margen económico es la veta Precursora, esto
debido a que posee bajas leyes, pero gran tonelaje, sin embargo, la veta Esperanza a
pesar de tener menor tonelaje posee un mayor potencial económico.
4.1.6.1. Curvas Tonelaje vs NSR en la Veta Precursora
Tabla 14. Tonelaje vs NSR, Veta Precursora
NSR CUT OFF TON ACUMULADO NSR PROMEDIO
10 380.963,80 53
20 337.340,30 57.7
30 299.197,20 61.7
40 250.867,60 65.6
50 189.402,80 69.5
60 136.753,80 73.9
70 97.047,10 79
-
25
80 70.901,10 81.9
90 39.709,90 85
100 21.092,80 83
110 6.047,70 75.9
120 324.8 77
Ilustración 12. Tonelaje vs NSR Cut Off, Veta Precursora
4.1.6.2. Curvas Tonelaje vs NSR en la Veta Esperanza
Tabla 15. Tonelaje vs NSR Cut Off, Veta Esperanza
NSR CUT OFF TON ACUMULADO NSR PROMEDIO
10 1,616,423 145
20 1,612,783 145
30 1,607,161 146
40 1,602,672 146
50 1,595,223 146
60 1,582,079 147
70 1,567,635 148
80 1,544,565 149
90 1,518,293 150
100 1,481,881 151
110 1,433,970 153
120 1,337,552 156
-
26
Ilustración 13. Tonelaje vs NSR Cut Off, Veta Esperanza
4.1.7. Estimación de Reservas Minerales
Las reservas minerales para el proyecto emplazado en el depósito mineralizado
denominado “Pampachiri”, posee un par de estructuras mineralizadas que son las
vetas Esperanza y Precursora. Los reportes se harán de forma independiente para tener
mayor información disponible de la Veta Esperanza, la cual tiene más potencial a
convertirse en reservas.
Para poder definir un método adecuado para la explotación de ambas estructuras
mineralizadas se realizó la identificación de de potencia y Dip promedio por zona
geomecánica proporcionada a nuestra consultora.
Tabla 16. Características de Vetas
Veta Zona Geomecánica Potencia (m) Dip (°)
Precursora
5 1.38 -89
4 1.47 -87
3 1.47 -80
2 2.49 -79
1 3.35 -87
Esperanza 5 1.11 -65
-
27
4 2.66 -74
3 2.42 -81
2 0.64 -72
4.1.8. Cálculo de NSR
4.1.8.1. Variables Necesarias
4.1.8.1.1. Costo de venta
La venta de los concentrados de Zinc y Plomo presentadas a continuación
involucran un costo adicional debido al maquila, costo de transporte y
penalidades en general. Para el presente proyecto se utilizó la información
brindada en el informe “Comercialización de concentrados de mineral y
metales” (Huby, 2010).
Tabla 17. Costo de Venta, Zinc
Parámetro Valor Unidad
Factor Pagable 85 %
Maquila 250 $/tn
Penalidades General 100 $/tn
Tabla 18. Costo de Venta, Plomo
Parámetro Valor Unidad
Factor Pagable 95 %
Maquila 250 $/tn
Penalidades General 100 $/tn
Además, se consideró un costo de transporte equivalente a 25 $/tn, afectando
tanto al concentrado de Plomo y Zinc
4.1.8.1.2. Precio de los metales
La predicción del precio de los metales involucrados (Zn, Pb y Ag) se realizo
mediante un análisis técnico, con lo cual se analizarán los soportes y
resistencias presentes en el grafico histórico del precio d los metales, en un
periodo de 15, 10 y 5 años dependiendo de cual metal deseamos predecir.Los
siguientes precios fueron utilizados para la evaluación de nuestro proyecto.
Tabla 19. Precios
Plata $/onza Plomo $/TN Zinc $/TN
19 1950 2150
-
28
4.1.8.1.2.1. Zinc
Siendo este el más importante y el metal representativo de nuestras
estructuras mineralizas, se presentará un análisis técnico mayor, tratando
de predecir la tendencia de estos en un periodo de tiempo determinado.
Ilustración 14. Análisis Técnico Histórico, Precio del Zinc en 5 años
Ilustración 15. Análisis Técnico Histórico, Precio del Zinc en 3 años
Gracias a esto, pudimos apreciar que el Zinc en estos momentos, se encuentra cerca de
una zona de contacto de Weak Support y Strong Support, con una temporalidad de 2 y
4 años, siendo esto un indicador de posible rompimiento a valores más bajos del
precio, además se pudo reconocer que se encuentra en una zona de consolidación
debido a un alza repentina en octubre del 2015, también siendo un indicador de
continuidad del precio durante unos años.
-
29
The graph below combines the data from these nine analysts to produce an average
price curve for this base metal and an effective long-term price of US$0.98/lb
(US$2,150/t)). This is the price that SRK internally considers for the disclosure of ore
reserves, in the case of resources disclosure a premium of 30% is considered, bringing
the price to US$1.27/lb (US$2,800). (SRK Consulting, 2018).
4.1.8.1.2.2. Plomo
Ilustración 16. Análisis Técnico Histórico, Precio del Plomo en 10 años
-
30
Ilustración 17. Análisis Técnico Histórico, Precio del Plomo en 5 años
Gracias a esto, pudimos apreciar que el Plomo acaba de romper una zona de
consolidación entre un weak support y weak resistance, lo cual nos indica que
este podría elevar su precio.
4.1.8.1.2.3. Plata
Ilustración 18. Análisis Técnico Histórico, Precio de la Plata en 15 años
Ilustración 19. Análisis Técnico Histórico, Precio de la Plata en 10 años
-
31
Ilustración 20. Análisis Técnico Histórico, Precio de la Plata en 5 años
Gracias a esto, pudimos apreciar que la plata acaba de romper una zona de
consolidación entre un weak support y weak resistance, además, se encuentra en una
zona de contacto de una strong support. Además, se puede apreciar que el precio
rompió la resistencia del valor más alto anterior, en otras palabras, su tendencia,
siendo este un indicador de cambio de tendencia, en este caso de una bajista a una
alcista.
4.1.8.1.3. Recuperaciones Metalúrgicas
Mediante un benchmarking de las plantas de beneficio las cuales tratan
minerales de Zn, Pb, Ag obtenemos las siguientes recuperaciones metalúrgicas
en las cuales se analizó la tendencia que presentaban y así poder tener una
respectiva recuperación por intervalos de ley, tomando como referencia el
reporte anual 2017-2018 de la empresa minera Volcán.
Tabla 20. Recuperaciones Metalúrgicas
Volcan Zn Pb Ag Capacidad
Planta Victoria 92.97% 82.03% 83.10% 5200
Planta Andaychagua 91.17% 89.13% 90.43% 3450
Planta Marh Tunel 93.60% 89.90% 84.97% 2750
Planta Alpamarca 86.23% 94.43% 90.33% 2650
Promedio 90.99% 88.88% 87.21% 3,512.50
4.1.8.1.4. Recuperaciones estimadas
Estas recuperaciones fueron, calculadas según la tendencia y con esto poder
obtener una respectiva recuperación por intervalo de ley.
-
32
Tabla 21. Recuperaciones Estimadas,Zinc
Veta Esperanza y Precursora
Ley Zn 0-10.117 10.117-13.1967 >13.197
Rm 91.20% 93.59% 94.62%
Ley Pb 0-0.161 0.161-0.8 >0.8%
Rm 57.25% 75.56% 82.25
Ley Ag 0-0.447 0.447-1.209 >1.209%
Rm 75.20% 77.30% 82.22
Ilustración 21. Rango de Recuperación, Zinc
y = - x 0.3985 2 4.1174x + + 81.571
84.00
85.00
86.00
87.00
88.00
89.00
90.00
91.00
92.00
93.00
94.00
0.00 1.00 2.00 3.00 4.00 5.00 6.00 7.00 8.00
Zn %
Zn % Polinómica (Zn %)
-
33
Ilustración 22. Rango de Recuperación, Plomo
Ilustración 23. Rango de Recuperación, Plata
Por lo tanto, las recuperaciones metalúrgicas para este proyecto se estiman en función
al comportamiento que presentan las recuperaciones en función a las leyes.
4.1.8.1.5. Ratios de Concentración
Conjuntamente con las recuperaciones metalúrgicas se estimó los radios de
concentración para los concentrados de Zinc y Plomo. Nuestro proyecto
venderá dos tipos de concentrados uno de Zinc y otro de Plomo, por ser una
y = 11.381ln(x) + 83.451
76.00
78.00
80.00
82.00
84.00
86.00
88.00
90.00
92.00
94.00
0.00 0.20 0.40 0.60 0.80 1.00 1.20 1.40 1.60 1.80
Pb %
Pb % Logarítmica (Pb %)
y = 2.9794x + 73.223
82.00 83.00 84.00 85.00 86.00 87.00 88.00 89.00 90.00 91.00 92.00
0.00 1.00 2.00 3.00 4.00 5.00 6.00
Ag %
Ag % Lineal (Ag %)
-
34
etapa conceptual, se analizó mediante promedios las ratios de concentración
esperados, a futuro se deberá realizar un análisis exhaustivo a los resultados en
la planta de beneficio, tomando como referencia el reporte anual 2016-2018 de
la empresa minera Volcán.
Tabla 22. Ratios de Concentración -Reportes anuales 2014-2016 minera Volcan
Radios de Concentración
Tonelaje
Mineral
Concentrado
ZN
Concentrado
Pb
Ratio
Zn
Ratio
Pb
Planta Animon 2013 1,827,000.00 174,000.00 41,000.00 10.5 44.56
Planta Animon 2014 1,954,000.00 179,000.00 38,000.00 10.92 51.42
Planta Animon 2015 1,896,000.00 158,000.00 31,000.00 12 61.16
Planta Animon 2016 Omitir 2,016,000.00 179,000.00 11.26 Omitir
Planta Victoria 2013 1,580,000.00 142,000.00 19,000.00 11.13 83.16
Planta Victoria 2014 1,610,000.00 148,000.00 16,000.00 10.88 100.63
Planta Victoria 2015 1,752,000.00 175,000.00 20,000.00 10.01 87.6
Planta Victoria 2016 1,791,000.00 184,000.00 19,000.00 9.73 94.26
Planta Andaychagua
2013 1,153,000.00 87,000.00 15,000.00 13.25 76.87
Planta Andaychagua
2014 1,210,000.00 73,000.00 15,000.00 16.58 80.67
Planta Andaychagua
2015 1,211,000.00 78,000.00 18,000.00 15.53 67.28
Planta Andaychagua
2016 1,109,000.00 71,000.00 20,000.00 15.62 55.45
Planta Mahr Tunel 2013 1,010,000.00 75,000.00 25,000.00 13.47 40.4
Planta Mahr Tunel 2014 1,017,000.00 82,000.00 16,000.00 12.4 63.56
Planta Mahr Tunel 2015 1,031,000.00 86,000.00 16,000.00 11.99 64.44
Planta Mahr Tunel 2016 758,000.00 65,000.00 13,000.00 11.66 58.31
Planta San Expedito
2013 840,000.00 42,000.00 20,000.00 20 42
Planta San Expedito
2013 771,000.00 29,000.00 14,000.00 26.59 55.07
Planta San Expedito
2015 399,000.00 27,000.00 13,000.00 14.78 30.69
Planta San Expedito
-
35
2016 233,000.00 6,000.00 2,000.00 38.83 116.5
Unidad Alpamarca 2015 Omitir 879,000.00 15,000.00 58.6 Omitir
Unidad Alpamarca 2016 Omitir 910,000.00 17,000.00 53.53 Omitir
El Brocal 2013 1,268,781.00 48,212.00 17,698.00 26.32 71.69
El Brocal 2014 481,589.00 19,075.00 6,754.00 25.25 71.3
El Brocal 2015 3,101,851.00 106,374.00 38,804.00 29.16 79.94
Promedio 1,272,368.84 90,626.44 19,738.91 19.6 68.04
Concentrado
Zn Concentrado Pb
Ratios de Concentración 19.6 68.04
4.1.9. NSR Calculado dentro del Modelo de Bloques
“The Net Smellter Return is defined as the return from sales of concentrates,
expressed in dollars per metric ton of ore, excluding mining and processing cost”
(Rendu, 2013) El Objetivo del NSR es obtener el beneficio neto por cada tonelada
minada de mineral incluyendo la venta de uno o más concentrados; donde intervienen
parámetros metalúrgicos y económicos como precios, recuperaciones metalúrgicas,
deducciones, costos de ventas, penalidades y ratios de concentración para cada tipo de
concentrado, en la siguiente ecuación se establece el criterio NSR para dos
concentrados y la venta un metal como subproducto.
NSR(x1, x2, x3) = x1 ∗ R1 ∗ d1 ∗ V1 + x2 ∗ R1 ∗ d2 ∗ V2 + x3 ∗ R3 ∗ d3 ∗ V3 −(M1 + T1 + P1)
𝐾1−
(M2 + T2 + P2)
𝐾2
Donde:
NSR: Net Smelter Return.
x1, x2, x3: Leyes de cabeza respectiva de cada metal.
R1, R2, R3: Recuperaciones Metalúrgicas de cada metal.
V1, V2, V3: Valor del Metal.
d1, d2, d3: Factor pagable en la venta de concentrados.
M1, M2: Costo de maquila por cada concentrado.
-
36
T1, T2: Costo de transporte de concentrado.
P1, P2: Penalidades por cada concentrado.
K1, K2: Ratios de concentración de cada concentrado.
Utilizando el criterio de NSR podemos encontrar el beneficio neto del presente
proyecto, este método permite mejorar el límite económico de explotación a
comparación de ley equivalente.
• Concentrado de Zinc
x1 = Ley de Zinc %
V1 = 2150
R1 = Variable Según Ley d1 = 85%
M1 = 250 $/t
T1 = 25 $/t
P1 = 100 $/t
K1 = 22.48
• Concentrado de Plomo
x2 = Ley de Plomo %
V2 = 1950
R2 = Variable Según Ley d2 = 95%
M2 = 250 $/t
T2 = 25 $/t
P2 = 100 $/t
K2 = 79.93
• Plata
La plata es vendida como subproducto para motivos prácticos se considerará un
factor pagable de 100% sin costo de maquila, transporte o penalidades ya que
estos costos incurren en los concentrados de Plomo y Zinc.
-
37
x3 = Ley de Plata oz/t
V3 = 19 $/oz
R3 = Variable Según Ley d3 = 100%
𝑁(𝑥1, 𝑥2, 𝑥3) = 𝑥1 + 𝑥2 + 𝑥3 − 21.38
Teniendo la variación de recuperaciones según la ley de bloque, las variables
conteniendo el factor NSR de cada uno de los metales fueron cargadas al modelo de
bloques respectivamente utilizando el software Datamine Table Editor.
Tabla 23. NSR utilizando el software Datamine Table Editor
4.1.10. Determinación del método de minado por su margen económico
Existen varios métodos para la determinación del método de minado entre las cuales
se encuentran el método de (UBC, 2015) “Mining Method Selection” y las tablas de
Nicholas, las cuales fueron utilizadas en la sección anterior para la determinación del
método de minado por zonas geomecánicas, pero lo más determinante es el Margen
económico entre método y método, determinando así cual es el más rentable y
operativamente viable, evaluando así cual es el método más rentable en las diferentes
zonas geomecánicas del yacimiento, para esto se aplicara la siguiente formula.
-
38
𝑀𝐸 = [𝑁𝑆𝑅($
𝑇𝑁) − 𝑁𝑆𝑅 𝐶𝑈𝑇 𝑂𝐹𝐹(
$
𝑇𝑁)] 𝑥 𝑇𝑁
4.1.11. Cálculo del NSR Cut – Off
Using NSR values greatly simplifies the calculation of cut-off grades. For example,
the NSR cut-off between processing and wasting one metric ton of material of average
grades x1, x2 is NSRc. In polymetallic deposits, cut-offs should not be expressed in
terms of minimum metal grade; they should be expressed in terms of minimum NSR.
(Rendu, 2013)
𝑁𝑆𝑅𝑐 − (𝑀𝑜 + 𝑃𝑜 + 𝑂𝑜) = −(𝑀𝑤 + 𝑃𝑤 + 𝑂𝑤)
𝑁𝑆𝑅𝑐 = (𝑀𝑜 + 𝑃𝑜 + 𝑂𝑜) − (𝑀𝑤 + 𝑃𝑤 + 𝑂𝑤)
Se tiene que tener en cuenta que al ser una mina subterránea no consideraremos los
costos de Minado y Procesamiento del desmonte, debido a que esta minería es más
selectiva.
5. PRESENTACIÓN Y ANÁLISIS DE RESULTADOS
5.1. Costos de Minado
Comparación de Costos de Minado
Unidad Minera Ítem
Unidad Cut and
Fill
Cámaras y
Pilares
Sublevel
Stoping
Bench and Fill
COLQUIJIRCA
EL BROCAL
Preparación y Desarrollo
Explotación
Transporte
Sostenimiento
Servicios Auxiliares Planilla
$/t
$/t
$/t
$/t
$/t
$/t
9.10
11.70
2.30
4.63
2.31
0.10
13.77
12.78
2.30
6.67
4.00
0.10
6.25
5.30
1.87
4.92
3.25
0.10
-
-
-
-
-
-
Materiales $/t 1.14 1.03 1.25 -
Energía $/t 1.42 1.10 1.59 -
CERRO CHICO
Sostenimiento con Cuadros
Relleno Hidráulico
Corte y relleno
$/t
$/t
$/t
8.50
3.04
40.75
-
-
-
-
-
-
6.60
2.59 33.7
2
-
39
Tabla 24. Costos de Minado
5.1.1. Costos utilizados por método
Tabla 25. Costos por método
Teniendo esto, utilizaremos los siguientes Cut Off para la elaboración de los stopes.
Tabla 26. NSR Cut Off por método
Métodos Unidad Cut Off
Sublevel Stoping $/t 47,537
Bench and Fill $/t 73,269
Cut and Fill $/t 86,401
5.1.2. Dimensionamiento de Stopes
“Mining Method Selection” y con el margen económico, más adelante en otra sección se
especificará por qué se utilizaron estas dimensiones.
Tabla 27. Dimensionamiento de Stopes
Dimensions Sublevel Stoping Bench and Fill Cut and Fill
Longitud del Stope (m) 12 6 30
Altura del Stope (m) 15 15 15
Ancho de minado (m) 6 3.8 2.8
Límites de dilución (m) 100 6 3.8
RH Caja Techo (m) 3 2.14 5
Descripción Unidad Minera
Unidad Cut and
Fill
Bench
and Fill
Sublevel Stoping
Costo de Minado y
Procesamiento
San Cristobal
Colquijirca
$/t
$/t
-
42.125
41.835
-
-
33.955
Cerro Chico $/t 61.715 52.335 -
Gastos Generales
San Cristobal Colquijirca $/t
$/t
-
16.85
16.734
-
-
13.582
Cerro Chico $/t 24.686 20.934 -
Costos Totales
San Cristobal Colquijirca $/t
$/t
-
58.975
58.569
-
-
47.537
Cerro Chico $/t 86.401 73.269 -
-
40
RH Caja Piso (m) 18 12 1154
5.2. Optimización del valor de nuestras reservas
5.2.1. Sublevel Stoping
Primeramente, se hizo la evaluación de un solo método de minado dentro de nuestra veta
Esperanza (Sub Level Stoping), para esto solo se utilizaron los recursos Medido e Indicados,
que son los que se pueden convertir a Reservas Probadas y Probables.
Tabla 28. Reporte Sub Level Stoping
Ilustración 24. Stopes, Sub Level Stoping
Sub level stoping
Numero de
stopes
Tonelaje total Margen
economico
492 1,938,387.89 96,108,774.66
-
41
5.2.2. Bench and Fill
A continuación, se hizo la evaluación de un solo método de minado dentro de nuestra veta
Esperanza (Bench and Fill), para esto solo se utilizaron los recursos Medido e Indicados, que
son los que se pueden convertir a Reservas Probadas y Probables.
Tabla 29. Reporte, Bench and Fill
Ilustración 25. Stopes, Bench and Fill
Bench and fill Numero
de
stopes
Tonelaje total Margen
economico
993 1,342,255.78 70,616,641.18
-
42
5.3. Métodos Mixtos
Por último, se realizó el análisis utilizando Ambos métodos en diferentes sectores los cuales
fueron analizados previamente, con esto nos da un mayor Margen Económico, esto es debido
a las diferentes potencias y distribuciones de leyes que presenta nuestra veta Esperanza y a la
selectividad de un método sobre otro.
Tabla 30. Reporte, Bench and Fill Mixto
BENCH AND FILL MIXTO
NUMERO DE STOPES
TONELAJE TOTAL
MARGEN ECONÓMICO ($)
642 767,564.34 44,346,585.41
Tabla 31. Reporte, Sub Level Stoping Mixto
Ilustración 26. Método Mixto, Vista en Planta
SUB LEVEL STOPING MIXTO
NUMERO DE STOPES
TONELAJE TOTAL
MARGEN ECONOMICO ($)
225 988,270.59 88,074,485.02
-
43
Ilustración 27. Metodo Mixto,Bench and Fill y Sub Level Stoping
5.3.1. Reporte de Reservas con métodos mixtos
Con el análisis anterior se puede apreciar que se obtiene un mayor margen económico usando
dos tipos de métodos de minado ( Sublevel Stoping y Bench and Fill).
5.3.1.1. Reservas en Sublevel Stoping
Tabla 32. Reservas, Sub Level Stoping
SUBLEVEL STOPING
Categoría Densidad Ag
Toneladas
(oz/TN)
Pb (%) Zn
(%)
Probado 3.27 323,306.7 2.01 1.68 13.75
Probable 3.27 425,904.2 1.90 1.56 12.27
Total 749,210.9 1.95 1.61 12.91
-
44
5.3.1.2 Reservas Bench and Fill
Tabla 33. Reservas, Bench and Fill
BENCH AND FILL
Categoría Densidad Toneladas Ag (oz/TN) Pb (%) Zn (%)
Probado 3.27 143,079.8 1.70 1.41 13.45
Probable 3.27 397,267.1 1.74 1.54 13.92
Total 540,347.0 1.73 1.50 13.80
3.3.1.3. Reservas Totales
Tabla 34. Reservas, Total
RESERVAS TOTALES MIXTAS
Categoría Densidad ( Tn/M3) Toneladas Ag (oz/TN) Pb (%) Zn (%)
Probado 3.27 466,386.50 1.91 1.6 13.66
Probable 3.27 823,171.40 1.82 1.55 13.07
Total 1,289,557.90 1.86 1.57 13.28
5.3.2. Ratio de conversión de recursos a reservas
Esta ratio define la eficiencia con la que nuestros stopes transformaron los recursos minerales
a reservas mineras, únicamente considerando a la Veta Esperanza esto debido a que es la que
muestra un valor económico.
𝑅=𝑇𝑜𝑛𝑒𝑙𝑎𝑗𝑒 𝑑𝑒 𝑅𝑒𝑠𝑒𝑟𝑣𝑎𝑠
𝑇𝑜𝑛𝑒𝑙𝑎𝑗𝑒 𝑑𝑒 𝑅𝑒𝑐𝑢𝑟𝑠𝑜𝑠 x100%
𝑹 = 𝟖𝟒. 𝟒𝟗%
5.4. Análisis Geomecánico
5.4.1 Excavaciones Permanentes
Se incluyen aquí entre otros: rampas; galerías de nivel; cámaras de chancado; talleres de
mantenimiento; estaciones de bombeo; comedores; polvorines; etc.
-
45
5.4.1.1. Zona Mineralizada
En base a esta grafica se estimó la abertura máxima y el tiempo de auto sostenimiento, a
continuación, se detallará los resultados
Tabla 35. Aberturas máximas de las excavaciones permanentes en zona mineralizada
5.4.1.2. Zona en Cajas Techo y Piso
Tabla 36. Aberturas máximas de las excavaciones permanentes en cajas techo y piso
5.4.2. Excavaciones Temporales
Se incluye aquí las labores de avance asociadas al minado en los stopes, como cruceros y
galerías de perforación.
COTA RMR ABERTURA (m) TIEMPO DE AUTOSOSTENIMIENTO
>2500 36 40
2.5 3
28 horas 58 horas
2250-2500 41 50
2.9 3.7
2.7 días 17 días
2000-2250 51 55
3.8 5.7
20 días 1 mes
1750-2000 46 50
3.5 3.7
1 semana 17 días
2500 46 3.5 1 semana
50 3.7 17 dias
2250-2500 51 3.8 20 días
60 6 2.5 meses
2000-2250 64 8.5 3.7 meses
66 9.2 4 meses
1750-2000 56 5.8 1.3 meses
60 6 2.5 meses
-
46
Tabla 37. Sostenimiento para labores de avance temporales. (S.R.Ltda., 2018)
DOMINIO RANGO RMR SOSTENIMIENTO
IIA >60 Requiere solo sostenimiento esporádico.
IIIA 51-60 Requiere solo sostenimiento esporádico.
IIIB 41-50 Pernos sistemáticos de 7 pies longitud, espaciados cada 1.5 m. Malla metálica de ser requerida. Como alternativa una capa de shotcrete de 2” de espesor.
IVA 31-40 Pernos sistemáticos de 7 pies longitud, espaciados de 1.2 a 1.5 m + malla metálica de ser requerida + una capa de shotcrete de 2” de espesor.
IVB 21-30 Capa de 2” de shotcrete + pernos sistemáticos de 7 pies longitud, espaciados cada 1.0 m + malla metálica + shotcrete de 1” a 2” de espesor.
5.4.3. Equivalente Lineal de sobre rotura/ desprendimiento (ELOS)
ELOS se define como el volumen de desprendimiento de la superficie de la pared dividido por
el producto de la altura de la pared por la longitud de la pared conocida como el radio
hidráulico (HR), cuantifica el grado de desprendimiento o colapso de la cara de un tajeo en
estudio. (OSINERGMIN)
DOMINIO RANGO RMR
SOSTENIMIENTO
IIA >60 Requiere solo sostenimiento esporádico.
IIIA 51-60 Requiere solo sostenimiento esporádico.
IIIB 41-50 Pernos sistemáticos de 7 pies longitud, espaciados de 1.0 a 1.5 m. De ser requerido instalar malla metálica. Como alternativa usar una capa de shotcrete de 2”.
IVA 31-40 Pernos sistemáticos de 7 pies longitud, espaciados cada 1.0 m + malla metálica de ser requerido + shotcrete de 2” a 3” de espesor.
IVB 21-30 Capa de shotcrete de 2” de espesor + pernos sistemáticos de 7 pies longitud, espaciados cada 1.0 m + malla metálica + shotcrete de 2” de espesor. Como alternativa, cimbras tipo 6W20 espaciadas de 1.0 a 1.5 m, previamente una capa de shotcrete reforzado de 2” de espesor.
-
47
Ilustración 28. Estimación empírica de desprendimiento de las cajas ELOS. (Clark, 1998)
Tabla 38. ELOS estimado para “BENCH AND FILL” y “SUBLEVEL STOPING”.
METODOS DE EXPLOTACIÓN COTA 2250-2500
COTA 2000-2250
COTA 1750-2000
COTA
-
48
Estabilidad a Largo Plazo (LP) >1.5
Estabilidad a Mediano Plazo (MP) 1.3-1.5
Estabilidad a Corto Plazo (CP) 1.1-1.3
Nota: se considera: CP
-
49
Ilustración 31. Análisis de factor de seguridad en el primer corte.
Ilustración 32. Análisis de factor de seguridad en el segundo corte.
5.4.4.2. Método “SUBLEVEL STOPING”
Ilustración 33. Primera excavación en el método Sublevel Stoping
-
50
Ilustración 34. Segunda y Tercera excavación, con relleno en la Primera excavación en el método Sublevel Stoping
5.5. Diseño de Mina
5.5.1. Diseño de Acceso
El diseño típico de acceso para vetas angostas consiste en rampas de secciones variables de
3.0 x 3.0 metros hasta 5.0 x 5.0 m, para el presente proyecto se consideró la opción de
construir una rampa de 4x4 debido al R.O.P. solicitado por la empresa minera y acelerar la
extracción de mineral y así evitar el riesgo creciente de la baja del precio de los metales
básicos de interés en el presente estudio. Se simuló un escenario en rampa de sección de 4.0
x 4.0 metros de sección, ajustamos la rampa al comportamiento de la estructura mineralizada
con una gradiente de 12.0 % y obtuvimos una distancia total de 13.0 kilómetros.
El tiempo de construcción de la rampa: se estima en 4 años Y pique de extracción: se
completaría en no más de 2 años en el peor escenario de ritmo de avance, esto nos permitiría
llegar más rápido al cuerpo mineralizado y tener más stopes disponibles.
-
51
Ilustración 35. Rampa de acceso - 13.0 Kilometros
Ilustración 36. Pique de acceso - 900 metros
5.5.2. Accesos
Mina Pampachiri tendrá dos bocaminas: la primera será del pique de extracción de mineral y
transporte de personal que estará unida a un castillo de izaje, la segunda será una cortada de
167.0 metros unida a una chimenea que conectará con las salidas de emergencia y formará
-
52
parte de la ruta de escape. Ambos puntos con conexión al exterior de la mina tienen una
diferencia de cotas de 70.0 metros que servirá como diferencial de presiones para favorecer
la ventilación natural.
Ilustración 37. Accesos mina Pampachiri
5.5.3. Labores de Desarrollo
Los siguientes trabajos mineros están planificados para su desarrollo en mina Pampachiri:
• Pique
• Cruceros: con gradiente de 1.0 % para el drenaje
• Ore pass y Waste Pass: Hacen de la primera labor de traspaso en la operación minera
que sirve para llevar mineral o desmonte hacia niveles inferiores para su futura
extracción o uso como relleno en la operación (desmonte). Véase la Ilustración 98.
• Chimenea de Ventilación: Consiste en un sistema de chimeneas de 1.2 metros de
diámetro perforada por una Raise Borer.
-
53
• Bypass: Construido cada 15m en paralelo a la inmersión de la estructura y a
promediamente 10.0 metros de esta para minimizar la inestabilidad de las ventanas. .
Las dimensiones de la labor son de 3.5 x 3.5 metros con pendientes de ± 1.0 %.
Ilustración 38. Cruceros 3.5 x 3.5 metros.
Ilustración 39. Ore and Waste Pass
-
54
Ilustración 40. Chimenea de Ventilación
Ilustración 41. Bypass
5.5.4. Suministro de Agua
El agua requerida para las actividades en mina Pampachiri se toma del lago número 1,
actividad aceptada por las comunidades mediante convenio y con licencia por parte de la
-
55
Autoridad Nacional del Agua, también se utilizará agua adicional disponible a partir del
drenaje de mina.
5.5.5. Drenaje Mina
Se recolectada mediante cunetas incluidas en el diseño de las labores y gravedad. Se utilizará
un sistema de bombeo que consiste en una bomba sumergible en el nivel más profundo
apoyado de bombas estacionarias en niveles de acumulación estratégicos, todas con
potencias aproximadas de 100 a 125 HP.
Ilustración 42. Unifilar Drenaje Mina
5.5.6. Distribución Eléctrica
La comunidad Pampachiri ubicada en los límites de Ayacucho y Apurímac (información
proporcionada por la empresa minera) cuenta con una red de electrificación, en este sentido
teniendo la ubicación exacta del proyecto podremos plantear el requerimiento de energía al
proveedor. El requerimiento de energía que solicitaremos deberá ser superior al consumo por
la planta de procesamiento 348,827 MW – Año detallado en el apartado de Procesamiento de
mineral.
-
56
5.5.7. Aire Comprimido
Para satisfacer las necesidades de aire comprimido de mina Pampachiri se tendrá un
compresor ubicado cerca al pique de acceso que inyectará aire comprimido a través de una
tubería de HDPE de 4 pulgadas de diámetro.
5.5.8. Taller de Mantenimiento
Inicialmente el proyecto deberá contar con un taller de mantenimiento en superficie para
servicios generales y mantenimiento del equipo de la mina. Cuando la mina profundice se
construirán 3 talleres en interior mina que permitan dar el mantenimiento en el menor
tiempo posible, la ubicación de estos se puede visualizar en la Ilustración 102.
Ilustración 43. Taller de mantenimiento en interior mina
5.6. CAPEX Y OPEX
5.6.1. Estimación de costos operativos y de capital
3.6.1.1. Resumen de costos de capital
Los estimado tienen una precisión del ±15% por el nivel de ingeniería que se
encuentra el proyecto y asuma que el proyecto será desarrollado con un esquema
EPCM.
-
57
La contingencia de $17 (15% del CAPEX total del proyecto) cubre los cambios que
pueden aparecer en el desarrollo del proyecto. Estos cambios pueden incluir
variaciones del tipo de cambio, condiciones del mercado o adversidades
políticas/regulatorias.
Tabla 40. Contingencia CAPEX
5.6.2. Costos de capital de minado
Los costos de capital y de operación para la mina fueron divididas en base al
siguiente criterio:
Tabla 41. CAPEX Mina
Descripción del costo ($M) Total
$M
Labores lineales
8.08
Sostenimiento de labores lineales
9.59
Acarreo
1.38
Suministro de energía
1.30
Suministro de aire comprimido
0.50
Equipos mina
9.01
G&A
0.25
Total Capex Mina 30.10
Descripción del costo ($M) Total $M
Planta de procesamiento 34.90
Mina 30.10
Infraestructura 20.00
Facilidades 8.00
Indirectos 25.00
Subtotal 118
Contingencia 15% 17.70
Total CAPEX 135.70
-
58
5.6.3. Costos de capital de planta de procesamiento
El costo de capital de la planta de proceso fue calculado en base al flowsheet y las
operaciones unitarias estimada en el presente informe técnico.
Tabla 42. CAPEX Planta
5.6.4. Costos de sostenibilidad
Para este nivel de estudio se ha considerado el costo de capital de sostenibilidad como
un porcentaje de la inversión total, en base a experiencias en operaciones de similar
magnitud. El costo asignado es del 5% anual del CAPEX inicial.
5.6.5. Estimación de costos operativos y de capital
5.6.5.1. Resumen de costos de operativos
Descripción del costo ($/t) Total $/t
Planta de procesamiento 12.91
Descripción del costo ($M) Total
$M
Planta concentradora 14.20
Equipamiento 6.80
Estructuras 0.80
Construcción 6.60
Depósito de relaves 2.60
Facilidades 3.30
Comisionamiento 0.60
Total Planta 34.9
-
59
Mina 26.45
Gastos administrativos 10
Subtotal 49.36
Contingencia 15% 7.404
Total OPEX 56.764
5.6.5.1.1. Costos de operación de minado
Los costos de capital y de operación para la mina fueron divididas en base al
siguiente criterio:
CAPEX
Infraestructura de Mina Rampas
Piques
Niveles Principales
Preparación de Mina By-Passes
Chimeneas
OPEX
Preparación de tajeos Subniveles
Ventanas
Desarrollo Chimeneas
Minado Tajeos
5.6.5.1.2. Costos de operación de planta de procesamiento
El costo operativo se detalla a continuación, habiendo sido escalado de operaciones
similares.
Descripción del costo ($/t) Total $/t
Labores lineales 3.86
Sostenimiento labores 4.32
Explotación 4.08
Sostenimiento explotación 0.65
Acarreo 1.24
Relleno 4.99
Energía 0.18
G&A 7.13
Total Opex 26.45
-
60
Descripción del costo
($/t)
Total $/t
Personal y supervisión 2.71
Reactivos y consumibles
1.65
Energía
6.89
Servicios auxiliares 0.34
Consumibles de
Mantenimiento
1.32
Total OPEX 12.91
5.7. Plan de Minado
“National Instrument NI 43-101, Form 43-101F1 and Companion Policy 43- 101CP,
establish standards for all oral and written disclosure made by an issuer concerning mineral
projects that are reasonably likely to be made available to the public. All disclosure
concerning mineral projects including oral statements and written disclosure in, fot example,
news releases, prospectuses and annual reports is to be based on information supplied by or
under the supervision of a QP.” OPEN PIT MINE PLANNING & DESIGN volumen I – 3RD
EDITION
La elaboración del Plan anual de Minado Pampachiri se realizó con ayuda del software
minero Datamine EPS con el motor matemático Solver
Tabla 43. Plan anual de Minado de Pampachiri-DATAMINE EPS
YEAR MILL WASTE NSR ZN PB AG
1 344000.75 6,823.34 0 0 0 0
2 365,749.49 531,974.38 50.73 4.51 0.47 0.64
3 364,750.20 482,159.73 67.43 5.72 0.72 0.91
4 364,750.21 489,436.58 67.38 6.01 0.66 0.77
5 364,750.17 445,274.51 78.86 7.18 0.78 0.87
6 365,749.48 366,690.92 113.18 10.09 1.23 1.40
7 278,809.76 278,809.76 108.04 9.28 1.24 1.44
-
61
Ilustración 44. Plan anual de Minado de Pampachiri
6. CONCLUSIONES
Se concluye que la incertidumbre del precio del Zn, el cual es
nuestro mineral principal, al momento de la valorización del
proyecto representa un elevado factor de riesgo la cual se tuvo en
cuenta para la elaboración del plan.
La capacidad de procesamiento de la planta será una variable
importante para poder enfrentar a la incertidumbre del precio del
Zn
Debido a la calidad que presenta nuestro macizo rocoso, la distribución de
esfuerzos alrededor de las excavaciones generan un impacto significativo, para
poder continuar con las siguientes extracciones, se enfatizó en usar el Relleno en
Pasta por sus grandes ventajas en recuperación de stopes adyacentes, propiedades
mecánicas y elásticas
Respecto a los estándares de factores de seguridad se basó en lo
mencionado por OSINERGMIN, ya sean labores de largo plazo, mediano
plazo y corto plazo.
-
62
Se optó la construcción de un Pique por la creciente probabilidad de
exposición a la baja de los precios de los metales básicos.
A nivel de estudio es posible la combinación de dos métodos de
explotación siempre y cuando tengan configuraciones de minado similares.
La aplicación mixta de métodos de Minado en función a la potencia de la
veta y nivel del stope, incremento significativamente el margen económico
por sobre la aplicación única de un solo método de Minado dentro de la
estructura mineralizada denominada veta Esperanza
6.1. RECOMENDACIONES
• Se recomiendo la exploración de la estructura mineralización en la zona de
contacto de la veta esperanza con la veta precursora buscando la continuidad de
las concentraciones de leyes altas presentes en la veta esperanza.
• Se recomienda el análisis de margen económico más detallado en función de la
continuidad longitudinal de la veta y no sólo únicamente en función al nivel del
stope.
• Se recomienda la explotación de la veta esperanza con la combinación de dos
métodos de explotación debido al pequeño tamaño y volumen presente en esta
estructura, esto con la finalidad de maximizar el valor económico de nuestro
yacimiento.
• Se recomienda obtener más información detallada de napa freática, juntas tales
como diaclasas y fallas para detallar la presencia del agua, ello influye mucho en
la estabilidad del macizo rocoso.
-
63
• Se recomienda verificar la viabilidad operativa de la combinación de dos
métodos en tres niveles consecutivos, así como la combinación de ambos
métodos en el mismo nivel de extracción, controlando esta viabilidad con la
reconciliación del tonelaje teórico y real de reservas extraídas y procesadas en
un mismo nivel de extracción.
• Se recomendó buscar el secuenciamiento óptimo operativo al momento de la
explotación, con la finalidad de maximizar las reservas extraídas en un mismo
nivel de extracción.
• Se recomienda profundizar la viabilidad de los stopes propuestos con un NSR
Cutoff estimado en términos de la simulación del presente proyecto.
-
64
7. REFERENCIAS Y BIBLIOGRAFÍA
- Bieniawski. (1989). Clasificación Geo-mecánica RMR
- Camizuli, E., & Carranza, E. J. (2018). Exploratory Data Analysis (EDA).
- CIM, S. (s.f.). CIM Definition Standards for Mineral Resources & Mineral
Reserves.
- Clark. (1998). Concentration of some chemical elements of economic value in
the earth's crust.
- Darling, P. (2011). SME Mining Engineering Handbook.
- Figueiredo Silva, D. S. (2015). Mineral Resource Classification and Drill
Hole Optimization.
- Using Novel Geostatistical.
- Huby, R. (2010). Comercialización de concentrados de minerales y metales.
- INGEMMET. (2018). Mapa Metalogenetico. Mitchel, e. (s.f.). Mineralogical
Composition of the Rocks
- OSINERGMIN. (s.f.). Guía de Criterios Geo-mecánicos para Diseño,
Construcción, Supervisión y Cierre de Labores Subterráneas
- Rendu, J. M. (2013). An introducto to Cut-Off Grade Estimation.
- Sinclair, A., & Blackwell, G. (2002). Applied Mineral Inventory Estimation.
- SRK Consulting. (2018). Amended NI 43-101 Technical Report on Resources
Cusi Mine Mexico.
- UBC, U. (2015). Mining Method Selection Toozsel.
-
65
ANEXOS
Anexo 1
Estándares, normas, reglamentos y pautas de ingeniería
- Para el presente proyecto se usó como norma de divulgación el Código de JORC de 1988
que regula la manera en que la Persona Competente reporta los Recursos Minerales o
Reservas de Mena. Del mismo modo se usaron parámetros propuestos por US Society for
Minig, Metallurgy, and Exploration SME (Sociedad de Minería, Metalurgia y
Exploración).
- Plan Estratégico de la Vida de la Mina (LOM), define el tiempo en el cual se va a
emplear el capital para extraer las reservas minables a fin de determinar el Valor Actual
Neto del proyecto.
- Sistema RMR.
Para la determinación de los dominios geotécnicos en el yacimiento, influyendo en el
diseño de labores y secuencia de minado.
- Los cálculos de inversión CAPEX estiman equipos y flotas de acuerdo al valor FOB
(Free on Board) de acuerdo a las normas de INCOTERMS (International Commercial
Terms).
- UBC online method selection tool (a modificaction to the Nicholas System 1981)
La ponderación de las categorías relacionado a diferentes factores del yacimiento
(geometría, profundidad, calidad de la roca caja, calidad de la roca mineralizada, etc.)
para la selección del método con mayor puntaje.
- El dimensionamiento de Stopes se realizó evaluando el desempeño de los mismos a
través de medidas cuantitativas como el Equivalente líneal de Sobrerotura o
Sobrequiebre – ELOS.
- Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería (D.S. 023 – 2017 MINEM).
Cumplimiento de parámetros del reglamento que tienen influencia en distintos factores a
la hora del diseño (ventilación, geometría de labores, etc.) dando restricciones para
garantizar la seguridad.
-
66
Anexo 2
Restricciones múltiples realistas
- Disponibilidad limitada de información de los parámetros y características de análisis.
Como la falta de sondajes para la estimación de unos de los cuerpos del yacimiento o
estudios de suelo para la ubicación de campamento, botaderos y relavera.
- Consideraciones ambientales y posibles impactos en el ecosistema.
Identificación de aspectos ambientales de la entidad en el medio ambiente para
determinar impactos potenciales futuros, que afectaran de forma positiva o negativa.
- Zonas de tierras pertenecientes a los Andes, con alta actividad sísmica.
Falta de información para la identificación y análisis del riesgo sísmico asociado a la
ocurrencia de fenómenos naturales tales como terremotos, reactivación de fallas y
fenómenos tectónicos.
- Variabilidad e imprevisibilidad del precio de los metales.
La compleja identificación de los agentes que participan en el mercado de los metales
relacionados al yacimiento polimetálico afectando su oferta y demanda en el contexto
mundial.
- La disponibilidad del tiempo, requiere un planeamiento detallado de todo el cronograma
del proyecto.
La gestión del tiempo para agendar actividades con mayor prioridad, creando una
estructura de descomposición del trabajo tomando en cuenta el punto de vista de cada
integrante.
- Gestión de relaciones comunitarias
Es necesario la aplicación de una correcta metodología para la reducción de presión
social en temas conflictivos, identificando el comportamiento, acciones y estrategias de
los principales factores que intervienen.
-
67
Anexo 3
CRONOGRAMA
TABLA: Cronograma de desarrollo del proyecto
Tiempo
Actividades 3 4 1 2 3 4 1 2 3 4 1 2 3 4 1 2
Acopio de la Información Bibliográfica x x x
Estimación de recursos minerales y de reservas. x x
Primer Control de Calidad x
Operaciones de Muestreo de Datos. x x
Búsqueda y análisis de Papers de Bibliotecas
Internacionales respectivas (Web of Science)x x x x x x x x x
Análisis geomecánico y Diseño de Mina. x
Segundo Control de Calidad x
Análisis e interpretación del CAPEX y OPEX de
minado y de planta.x x
Estructuración de Resultados. x x x
Proyecciones de tiempo y economía del proyecto. x
Diseño y Plan de Minado. x x
Preparación del Proyecto x x x x x x x x x x x x x x x
Presentación del Capstone Project
(Miércoles 11 de diciembre del 2019)x
DiciembreAgosto Setiembre Octubre Noviembre
-
68
Anexo 4
PRESUPUESTO
TABLA: Presupuesto básico para la elaboración del proyecto
Tiempo
Actividades 3 4 1 2 3 4 1 2 3 4 1 2 3 4 1 2
Acopio de la Información Bibliográfica 5 5 5
Estimación de recursos minerales y de reservas. 3 3
Primer Control de Calidad 10
Operaciones de Muestreo de Datos. 8 8
Búsqueda y análisis de Papers de Bibliotecas
Internacionales respectivas (Web of Science)5 5 5 5 5 5 5 5 5
Análisis geomecánico y Diseño de Mina. 15
Segundo Control de Calidad 10
Análisis e interpretación del CAPEX y OPEX de
minado y de planta.30 30
Estructuración de Resultados. 28 26 28
Proyecciones de tiempo y economía del proyecto. 30
Diseño y Plan de Minado. 25 20
Preparación del Proyecto 9 5 5 6 7 10 9 10 2 5 11 5 13 8 15
Presentación del Capstone Project
(Miércoles 11 de diciembre del 2019)15
TOTAL S/. 469
DiciembreAgosto Setiembre Octubre Noviembre