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UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTÍN DE AREQUIPA FACULTAD DE GEOLOGÍA, GEOFÍSICA Y MINAS ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA DE MINAS

“EVALUACIÓN

TÉCNICA

Y

ECONÓMICA

DE

LOS

MÉTODOS

EXPLOTACIÓN CORTE Y RELLENO MECANIZADO Y SUBLEVEL STOPING EN LA UNIDAD MINERA PALLANCATA PARA UNA ÓPTIMA SELECCIÓN DE MINADO”

PRESENTADO POR EL BACHILLER: CHAMBI MEDINA, GUILLERMO ALBERTO PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL: DE INGENIERO DE MINAS. AREQUIPA – PERÚ 2013

DE

DEDICATORIA

A Dios que supo guiarme por el buen camino. A mis padres y hermanos por su apoyo incondicional y aquellas personas que en su momento me brindaron su amistad y confianza.

AGRADECIMIENTOS

Mi sincero agradecimiento al Ing° Wiliam Escudero Simon, Gerente de planeamiento y control de Hochschild Mining por darme la oportunidad de elaborar el presente trabajo de tesis de la U.O. Pallancata - Ayacucho.

También mi reconocimiento a todos los profesores de la Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, de la Facultad de Ingeniería de Geología, Geofísica y Minas, por sus sabias enseñanzas en mi formación profesional.

RESUMEN

El presente trabajo se refiere al análisis técnico y económico de los métodos de explotación corte y relleno ascendente y subniveles con taladros largos (sublevel stoping), para optimizar la extracción de mineral de la veta Pallancata Este de la mina Pallancata y contrarrestar el precio negativo de los metales preciosos al analizar correctamente los costos de operación.

Para llevar acabo el presente trabajo, se tomaron los siguientes procedimientos: 

Se consideran las características del macizo rocoso del yacimiento de la mina Pallancata – veta Pallancata Este para según sus características que tiene un buzamiento de 75° SE, se seleccione entre los dos métodos de minado, corte y relleno ascendente y minado por subniveles con taladros largos.



Se consideran los costos proyectados para el 2013, así como experiencias de los métodos de explotación utilizadas en las otras unidades operativas del grupo Hochschild Mining para los criterios de diseño



Se tiene como soporte la data histórica de rendimientos de los equipos, así como de explosivos y los tiempos estándar en la operatividad, tomándolos como referencia.



Luego se realiza una tabla comparativa con todos los aspectos antes mencionados, analizados de forma cuantitativa y cualitativa, la cual nos ayuda directamente en la ejecución del tajeo, para obtener una mayor producción con menos utilización de recursos.

Obteniendo como resultados:  El indicador de evaluación económica valor actual neto, en el método de explotación de subniveles con taladros largos es de 1´524,001 $ y del corte y relleno mecanizado 1´085,181 $, se tiene un mayor retorno en el minado subniveles con taladros largos de 438,819 $, el cual nos permitiría recuperar en corto tiempo lo invertido.  Teniendo en cuenta la tasa interna de retorno para el minado de corte y relleno mecanizado de 3.53% es menor a la del minado por subniveles con taladros largos de 8.59%, demostrando que el minado por subniveles con taladros largos tiene un retorno más rápido y mayor al del capital.  En la evaluación económica entre los dos métodos de explotación favorece al minado por subniveles con taladros largos, obteniendo una mayor productividad y reducción en el tiempo de minado, el tiempo en que empieza a recuperar la inversión en el minado corte y relleno mecanizado es de 21 meses y 9 meses en el minado por subnivel con taladros largos  Con la evaluación se concluye utilizar el método de explotación de subniveles con taladros largos.

ÍNDICE GENERAL DEDICATORIA AGRADECIMIENTOS RESUMEN

CAPÍTULO I INTRODUCCIÓN

1.1 JUSTIFICACIÓN

01

1.2 PROBLEMA DE INVESTIGACIÓN

02

1.3 VARIABLES

02

1.3.1 Variables independientes

02

1.3.2 Variables dependientes

03

1.3.3 Indicadores

03

1.4 OBJETIVOS

1.5

03

1.4.1 Objetivo general

03

1.4.2 Objetivos específicos

04

HIPÓTESIS

04

CAPÍTULO II MARCO TEÓRICO

2.1. MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN

05

2.2.1. Corte y relleno mecanizado

06

2.2.2. Sublevel stoping o subniveles con taladros largos

08

2.2. DILUCIÓN

08

2.3. MÉTODOS DE EVALUACIÓN ECONÓMICA CONSIDERANDO EL VALOR DEL DINERO EN EL TIEMPO 2.3.1. Método del valor actualizado neto (VAN)

09 09

2.3.2. Tasa interna de retorno (TIR)

09

2.3.3. Desventajas de la tasa interna de retorno como criterio de decisión 12

CAPITULO III MATERIAL DE ESTUDIO

3.1 ÁMBITO DE ESTUDIO

14

3.2 UNIDAD DE ESTUDIO

14

3.3 ACCESIBILIDAD Y UBICACIÓN

15

3.4. GEOLOGÍA REGIONAL

17

3.4.1. Estratigrafía de la zona

19

Pre-Hatun

20

Tobas Hatun

20

Post-Hatun

20

Intrusivos

20

Depósitos cuaternarios

21

3.4.2. Geomorfología

21

3.5. GEOLOGÍA LOCAL

23

3.6. GEOLOGÍA ESTRUCTURAL

25

3.7. FORMACIÓN DE YACIMIENTO

26

3.8. CARACTERÍSTICAS GEOMECÁNICAS DE LA ZONA

28

3.8.1. Análisis cinemático de discontinuidades

29

3.8.1.1. Crucero 8626

29

3.8.1.1. By pass 8520

31

3.8.2. Sostenimiento de labores subterráneas mina Pallancata

32

3.8.2.1. Fracturamiento

35

3.8.2.2. Resistencia

36

3.8.2.3. Ancho de labor o luz

40

CAPITULO IV METODOLOGÍA

4.1 ALCANCE DE INVESTIGACIÓN

41

4.2 TIPO DE DISEÑO

41

4.3 TÉCNICAS

42

4.4. DEFINICIÓN DE LOS MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN

42

4.4.1. Corte y relleno ascendente mecanizado 4.4.1.1. Diseño

42 44

4.4.1.1.1. Labores de desarrollo

44

4.4.1.1.1.1. By pass 8520

46

4.4.1.1.1.2. Ventanas de carguío

46

4.4.1.1.1.3. Galería 8520

46

4.4.1.1.1.4. Rampas

46

4.4.1.1.1.5. Chimenea raise borer de relleno (waste pass)

50

4.4.1.1.1.6. Chimenea raise borer de ventilación

50

4.4.1.1.2. Labores de preparación

50

4.4.1.1.2.1. Cruceros basculantes

50

4.4.1.1.2.2. Chimenea ore pass

51

4.4.1.1.2.3. Chimenea de ventilación

51

4.4.1.2. Operaciones unitarias

55

4.4.1.2.1. Perforación

55

4.4.1.2.1.1. Diseño de mallas

55

4.4.1.2.2. Voladura

58

4.4.1.2.3. Acarreo y limpieza

59

4.4.1.2.4. Relleno

62

4.4.1.3. Costos de desarrollo y preparación

62

4.4.1.4. Costos de explotación

63

4.4.2. Minado por subniveles con taladros largos

65

4.4.2.1. Diseño

65

4.4.2.1.1 Labores de desarrollo

66

4.4.2.1.1.1 By pass 8520

66

4.4.2.1.1.2. Ventanas de carguío

67

4.4.2.1.1.3. Galería 8520

67

4.4.2.1.1.4 Rampas

67

4.4.2.1.1.5. Cruceros de acceso

67

4.4.2.1.1.6. Draw points

69

4.4.2.1.1.7. Chimenea raise borer de ventilación

69

4.4.2.1.2. Labores de preparación

69

4.4.2.1.2.1. Subniveles

69

4.4.2.1.2.2. Ore pass

69

4.4.2.1.2.3. Chimeneas Slot

69

4.4.2.2. Operaciones unitarias

74

4.4.2.2.1 Perforación

74

4.4.2.2.2 Voladura

77

4.4.2.2.3 Acarreo y limpieza

82

4.4.2.3. Costos de desarrollo y preparación

83

4.4.2.4. Costos de explotación

85

CAPÍTULO V RESULTADOS

5.1. COMPARACIÓN DE RESULTADOS DE LOS MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN 5.2. CÁLCULO DE DILUCIÓN Y VALOR DE MINERAL

87 88

5.2.1 Cálculo de dilución para corte y relleno ascendente

88

5.2.2 Cálculo de dilución para minado por subniveles

89

5.3. EVALUACIÓN ECONÓMICA PARA DETERMINAR LA APLICACIÓN ÓPTIMA DE LOS MÉTODOS DE MINADO

89

5.3.1. Cálculo de reservas y valor de mineral por el minado de corte y relleno mecanizado

89

5.3.2. Cálculo de reservas y valor de mineral por el minado de sublevel stoping

91

5.4. COMPARACIÓN DE PARÁMETROS GEOLÓGICOS PARA MINADO

92

5.5. COMPARACION DE PARAMETROS ECONOMICOS DE MINADO

93

5.6. COMPARACION Y ANÁLISIS DEL INDICADOR ECONÓMICO VALOR ACTUAL NETO

94

5.7. COMPARACION Y ANÁLISIS DEL INDICADOR ECONÓMICO TASA INTERNA DE RETORNO

95

5.8. CUADRO RESUMEN FINAL

95

CONCLUSIONES

97

RECOMENDACIONES

99

REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS

100

INDICE DE IMÁGENES

Imagen N° 01: Basculantes de operación en minado de corte y relleno ascendente mecanizado

07

Imagen N° 02: Esquema de la rampa espiral para el minado en el método de explotación corte y relleno ascendente mecanizado

07

Imagen N° 03: Diagrama de contradicción entre los métodos de evaluación económica “VAN” y “TIR”

13

Imagen N° 04: Mapa geográfico de mina Pallancata

16

Imagen N° 05: Plano de geológico

18

Imagen N° 06: Ubicación esquemática del área de estudio: Veta Pallancata Este

19

Imagen N° 7: Geología local de la mina Pallancata

24

Imagen N° 08: Ubicación esquemática del área de estudio veta Pallancata

27

Imagen N° 09: Análisis cinemático de discontinuidades en el crucero 8626

30

Imagen N° 10: Análisis cinemático de discontinuidades en el by pass 8520

31

Imagen N° 11 Fracturas naturales (se cuenta 10 fracturas por metro)

35

Imagen N° 12: Tabla 1 Sostenimiento según GSI (Modificado)

37

Imagen N° 13: Tabla 2 Sostenimiento según GSI (Modificado)

38

Imagen N° 14: Tabla 3 Sostenimiento según GSI (Modificado)

39

Imagen N° 15: Sección longitudinal de la veta Pallancata Este

43

Imagen N° 16: Diseño by pass sección típica 4,50 x 4,00 metros

45

Imagen N° 17: Diseño ventana de carguío sección 4,50 x 4,00 metros

47

Imagen N° 18: Diseño galería sección típica 3,00 x 3,00 metros

48

Imagen N° 19: Rampa y cruceros basculantes

49

Imagen N° 20: Chimenea raise borer de ventilación

49

Imagen N° 21: Tajeo corte y relleno ascendente

51

Imagen N° 21: Diseño corte y relleno ascendente

52

Imagen N° 22: Diseño corte y relleno ascendente

53

Imagen N° 23: Diseño corte y relleno ascendente

54

Imagen N° 24: Malla de secuencia de voladura

57

Imagen N° 25: Perforación vertical

57

Imagen N° 26: Carguío, voladura de cara libre

58

Imagen N° 27: Carguío de taladros

59

Imagen N° 28: Voladura

59

Imagen N° 29: Diagrama curva de productividad

60

Imagen N° 30: Desate y limpieza

60

Imagen N° 31: Equipo de limpieza

61

Imagen N° 32 Relleno

62

Imagen N° 33: Diseño sección estándar 3,00 x 3,00 metros

68

Imagen N°34: Diseño malla de perforación slot, sección típica 1,50x1,50 m.

70

Imagen N° 35: Diseño subnivel, sección típica 2,40 x 2,40 metros

71

Imagen N° 36: Diseño subniveles con taladros largos

72

Imagen N° 37: Diseño de minado de por subniveles

73

Imagen N° 38: Diseño de rampas

73

Imagen N° 39: Diseño sección de malla de perforación

76

Imagen N° 40: Diseño sección de distribución de carga

78

Imagen N° 41: Diseño sección típica de carguío

79

Imagen N° 42: Diseño sección de distribución de carga

80

Imagen N° 43: Diseño sección estándar de carguío

81

Imagen N° 44: Diagrama curva de productividad

82

Imagen N° 45 Equipo de limpieza

83

Imagen N° 46: Vista de veta Pallancata Este

92

Imagen N° 47: Flujo de caja corte y relleno (eje X mes, eje Y dinero)

94

Imagen N° 48: Flujo de caja sublevel stoping (eje X mes, eje Y dinero)

94

ÍNDICE DE CUADROS

Cuadro N° 01: Resistencia del macizo rocoso

15

Cuadro N° 02: Clasificación del macizo rocoso

28

Cuadro N° 03: Caracterización geomecánica de labores

29

Cuadro N° 04: Resistencia a la picota

33

Cuadro N° 05: Clasificación por cantidad de fracturas

33

Cuadro N° 06: Resistencia del macizo rocoso

36

Cuadro N° 07: Resultados de burden y espaciamiento

56

Cuadro N° 08: Resumen de costos de desarrollo y preparación

63

Cuadro N° 09: Tarifa de exploración, corte y relleno ascendente

64

Cuadro N° 10 Resumen de costos de desarrollo y preparación.

84

Cuadro N° 11: Tarifa de exploración, subniveles con taladros largos

86

Cuadro N° 12: Resumen de reservas, corte y relleno ascendente

90

Cuadro N° 13: Resumen de reservas, subniveles con taladros largos

91

Cuadro N° 14: Resumen de parámetros por condiciones físicas

92

Cuadro N° 15: Resumen de parámetros económicos

93

Cuadro N° 16: Tasa interna de retorno por método de minado

95

Cuadro N° 17: Resumen final

96

CAPÍTULO I

INTRODUCCIÓN

1.1 JUSTIFICACIÓN

En el contexto actual de la disminución del precio de los metales precioso (oro y plata) y aumento de los costos de operación, hace necesario un análisis técnico para una buena evaluación en los métodos de explotación.

1

Para contrarrestar la fluctuación de la bolsa de valores es necesario optimizar operaciones e incrementar la producción de mina, pero ya que una ampliación de planta es una inversión elevada para aplicarlo en corto plazo, la mejor opción es optimizar y seleccionar el mejor método para la reserva mineral, al cual se lleva el proceso de reincorporación de reservas.

En base a la recopilación de datos de diferentes unidades del grupo y eficiencias de equipos utilizados, se tomará como línea base para el cálculo comparativo cuantitativo y cualitativo de los métodos de explotación.

1.2 PROBLEMA DE INVESTIGACIÓN x ¿Cómo evaluar eficientemente los métodos de explotación de corte y relleno mecanizado y sublevel stoping, de acuerdo a los actuales precios de los metales? x ¿Cuáles son los resultados de la selección entre los métodos de CRM y SLS? x ¿Cómo repercute la óptima selección del método de minado en los intereses de la compañía? x ¿Cuál de los dos es más rentable y de mejor selectividad?

1.3 VARIABLES

1.3.1 Variables independientes x

Tipo de roca.

x

Características del macizo rocoso. 2

x

Geología.

1.3.2 Variables dependientes x

Costos.

x

Métodos de minado.

x

Ciclo de minado.

1.3.3 Indicadores x

Eficiencia de operación (disponibilidad y eficiencia mecánica).

x

Disminución de costos.

x

TIR, VAN y B/C.

x

Leyes de plata y oro.

1.4 OBJETIVOS

1.4.1 Objetivo general

Demostrar la óptima aplicación de los métodos de explotación corte y relleno mecanizado ascendente y explotación por subniveles, al hacer una evaluación técnico económico para optimizar los

costos

operativos de Mina. 1.4.2 Objetivos específicos ƒ

Revisar los tiempos de ejecución en los métodos de explotación corte y relleno mecanizado ascendente y sublevel stoping.

ƒ

Evaluar económicamente los métodos seleccionados técnicamente.

ƒ

Diagnosticar el estado actual de los métodos de explotación utilizado.

3

ƒ

Obtener el Título Profesional de Ingeniero de Minas

1.5 HIPÓTESIS

Con la cotización actual del precio de los metales se tiene que replantear los métodos de explotación utilizados teniendo en cuenta la aplicación de los criterios económicos de VAN y el TIR que permitirá seleccionar la explotación adecuada.

4

CAPÍTULO II

MARCO TEÓRICO

2.1. MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN

La selección del método de explotación en el pasado se basaba en las técnicas aplicadas en otras minas y experiencias conseguidas en yacimientos similares. Hoy en día, para abrir una mina o para cambiar de método de explotación es necesario ejecutar un proceso de selección de método de explotación mediante 5

un análisis sistemático global con parámetros específicos del yacimiento como son:

geometría

del

yacimiento,

distribución

de

leyes,

propiedades

geomecánicas, aspectos económicos, condiciones sociales, etc.

2.2.1. Corte y relleno mecanizado

Método de explotación, donde el mineral es arrancado por franjas horizontales de 2,50 m. de altura, empezando por la parte inferior de un tajeo con ascenso vertical que luego de 4 a 5 franjas de corte, se cambia de ubicación y nivel de ingreso al tajeo mediante un crucero que parte de la rampa auxiliar de 15%(solo para acceso de equipos de bajo perfil como Scoop, Jumbos, Camionetas).

La primera etapa que se realiza en este método es la de reconocer los límites del tajeo en el nivel inferior con una labor horizontal (galería) de 4 metros de altura y a todo ancho, y como segunda etapa comienza el ciclo de minado que inicia al realizar las perforaciones verticales de 2,50 m. de longitud con equipo Jumbo a lo largo de toda la galería luego de concluir toda la perforación, se procede al relleno con material detrítico proveniente en un 70% de superficie por raise boring (chimeneas) y un 30% proveniente de los avances en estéril, hasta dejar una abertura de 2,5 m. de altura únicamente para el ingreso del equipo de relleno (Scoop 6yd3).

Como tercera etapa se procede al carguío de los taladros y la voladura respectiva, para luego realizar el sostenimiento respectivo, finalizando con la operación de limpieza hacia los ore pass direccionados a tolvas para su transporte por volquetes de 30 toneladas (Imagen N° 1, N°2). 6

40m. m. 40

Franja 3.0 m.

12 m.

12 m.

Relleno

Imagen N° 01: Basculantes de operación en minado de corte y relleno ascendente mecanizado

Rampa Espiral

Mineral

Mineral

Imagen N° 02: Esquema de la rampa espiral para el minado en el método de explotación corte y relleno ascendente mecanizado 7

2.2.2. Sublevel stoping o subniveles con taladros largos.

El método es aplicable en yacimientos subverticales (70 a 90°), se perforan taladros en abanico, positivos y negativos, cuyas longitudes se adaptan al contorno de la mineralización, se construye un slot para ser usado de cara libre para los taladros en abanico.

El diseño de malla se realiza a partir del factor de carga, diámetro del taladro, longitud de perforación, potencia del cuerpo y el tipo de explosivo a usar. El diámetro de la broca para este método es 64mm ( 2½”).

El burden y el espaciamiento entre filas de perforación son 1,5 y 1,5 metros respectivamente. El emboquillamiento, orientación y la desviación de los taladros son condiciones operativas a controlar para obtener buenos resultados.

Para un mejor orden y supervisión de la perforación se elaboran planos de perforación indicando el número de taladro correspondiente, inclinación y longitud de taladro, y cualquier observación del perforista, por ejemplo: perforación en desmonte, atascamiento de la roca, etc.

2.2. DILUCIÓN La dilución es la mezcla o contaminación de mineral económico con desmonte o mineral submarginal.

La dilución de producción se genera en las operaciones donde las cajas se desprenden y diluye el mineral; en el ciclo de limpieza del mineral roto no existe dilución por limpieza del piso debido al método descendente. 8

La dilución estructural es inherente a la disposición del depósito mineral y del método de explotación, se presentan intercalaciones de estéril dentro de la formación haciendo imposible una explotación selectiva.

O´Hara estimó en 1980 la dilución en minas subterráneas a partir de la inclinación del yacimiento y de la potencia en metros. El valor de la dilución expresa el porcentaje de estéril en el mineral extraído.

DILUCIÓN DE O´HARA

D = Dilución. W = Potencia del yacimiento. A = Buzamiento del yacimiento.

2.3. MÉTODOS DE EVALUACIÓN ECONÓMICA CONSIDERANDO EL VALOR DEL DINERO EN EL TIEMPO.

Para aplicar estos métodos es necesario establecer los flujos de caja a lo largo de la vida económica del proyecto. Existen dos métodos fundamentales: • El valor actualizado neto (VAN). • La tasa interna de retorno (TIR).

2.3.1. Método del Valor Actualizado Neto (VAN)

El valor actual o presente neto de un proyecto se define como el valor obtenido actualizando separadamente para cada año, la diferencia entre los ingresos y egresos de efectivos que se suceden durante la vida económica 9

del proyecto a una tasa de interés fija predeterminada. Esta diferencia se actualiza hasta el momento en que se supone que se ha de iniciar la ejecución del proyecto. Los valores que se obtienen para cada año se suman y se obtiene el VAN del proyecto.

Para el cálculo del VAN se necesita una tasa de actualización o descuento que exprese la garantía de rendimiento mínimo, en otras palabras, una tasa similar a la que se obtendría en cualquier otra alternativa de inversión (depositarlo en el banco con una tasa fija de interés al año). Para el cálculo de la tasa descuento se parte de la tasa de interés existente sobre los préstamos a largo plazo en el mercado de capitales. La selección de una tasa de actualización adecuada es crítica para la aplicación del VAN pues esta descuenta los flujos de caja anuales. Si el VAN es positivo, la rentabilidad de la inversión está por sobre la tasa de actualización; si es cero, la rentabilidad será igual a la tasa de actualización.

El VAN se calcula en dos etapas:

Se actualizan o descuentan los flujos de efectivo trayéndolos a valor presente. Se suma el valor presente de cada flujo y se le resta la inversión inicial. La ecuación del Valor Presente Neto es:

Donde:

CFi – Flujos netos de efectivo i – Tasa de descuento apropiada I0 - Inversión del proyecto N- Vida esperada del proyecto 10

Si se debe escoger entre varias variantes, deberá optarse por el proyecto con el mayor “VAN”.

Si el VAN > 0 el proyecto debe realizarse, si el VAN = 0 el proyecto no genera ganancias, si el VANik, el proyecto es factible, si TIR