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UNIVERSIDAD NACIONAL DE PIURA

FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS

“OPTIMIZACION DEL SISTEMA DE MINADO EMPLEANDO

RAISE BORING PARA REDUCIR LOS COSTOS EN EL TAJEO270 DE LA ZONA JIMENA – CIA MINERA RAURA SA”

TESIS

Para Optar el Titulo Profesional de:

INGENIERO DE MINAS

GUSTAVO A. GARCÍA SANDOVAL

PIURA - PERU

2010

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UNIVERSIDAD NACIONAL DE PIURA

“OPTIMIZACION DEL SISTEMA DE MINADO EMPLEANDO

RAISE BORING PARA REDUCIR LOS COSTOS EN EL TAJEO

270 DE LA ZONA JIMENA – CIA MINERA RAURA SA”

TESIS

PRESENTADA A LA FACULTAD DE INGENIERIA DE MINASCOMO REQUISITO PARA OPTAR EL TITULO PROFESIONAL DE:

INGENIERO DE MINAS

____________________________________ BACHILLER

BR. GUSTAVO A. GARCÍA SANDOVAL

________________________________________

ING. PERCY E. VALDIVIEZO SAMANIEGOPATROCINADOR

_______________________________________

ING. MAG. DR. DANTE LLANOS CAYCHOPRESIDENTEDEL JURADO

________________________________________

ING. MAG. GRIMALDO SAAVEDRA FRIASSECRETARIODEL JURADO

________________________________________________

ING. MAG. DR. WILSON SANCARRANCO

CORDOVA

VOCAL DEL

JURADO

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DEDICATORIA:

Al Señor nuestro salvador.

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AGRADECIMIENTO:

A mis padres, apoyo incondicional durante

mi vida personal y profesional.

A mis hermanos Javier y Fernando

por ese gran ejemplo de sabiduría.

Y a Gabriela quien me motivó a realizar

este trabajo.

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5

INDICE

Pág.

INTRODUCCIÓN……………………………………………………………. 1

CAPITULO I.- GENERALIDADES

1.1 Objetivo…………………………………………………………………. 3

1.2 Hipótesis………………………………………………………………... 3

1.3 Importancia o justificación del Proyecto ……………………………. 3

1.4 Ubicación y Acceso……………………………………………………. 4

1.5 Clima, vegetación y relieve………………………………………….. .. 6

1.6 Recursos humanos y energéticos………………………………….. .. 6

1.7 Planta Concentradora ……………………………………………….. 8

1.8 Medio Ambiente …………………………………………………….. . 11

CAPITULO II.- GEOLOGIA

2.1 Geología y Reservas …………………………………………………. 14

2.1.1 Litología

2.1.1.1 Estratigrafía…………………………………………… 14

2.1.1.2 Rocas ígneas…………………………………………. 16

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6

2.1.2 Geología Estructural… …………………………………………. 18

2.1.3 Geología Económica… …………………………………………. 18

2.1.3.1 Mineralización en vetas …………………………….. 19

2.1.3.2 Mineralización en cuerpos…………………………. 19

2.1.3.3 Mineralización tipo stock Work…………………….. 20

2.1.4 Reservas……………………………………………………….. 20

2.1.4.1 Metodología de cálculos de reservas en la

Mina Raura…………………………………………….. 20

2.1.4.2 Valor del mineral in situ………………………………. 23

2.2 Parámetros Geomecánicos de la zona del Proyecto………………. 26

2.2.1 Introducción…………………………………………………….. 26

2.2.2 Parámetros determinados……………………………………... 28

2.2.2.1 Litología………………………………………………… 28

2.2.2.2 Parámetros geomecánicos de la roca intacta………. 29

2.2.2.3 Parámetros geomecánicos de las discontinuidades... 29

2.2.2.4 Clasificación de la masa rocosa según el RMR y

el NGI……………………………………………………. 30

2.2.2.5 Máxima dimensión de la abertura según la

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7

Clasificación de la masa rocosa………………………. 34

2.2.2.6 Parámetros de resistencia de la masa rocosa……... 36

2.2.2.7 Esfuerzos in situ………………………………………. 40

CAPITULO III.- GESTIÓN DE SEGURIDAD

3.1 Introducción…………………………………………………………... 42

3.2 Implementación del Sistema SIGER………………………………… 42

3.2.1 Identificación de los riesgos………………………………… 43

3.2.2 Evaluación de riesgos………………………………………… 44

3.2.3 Medida para el Control de riesgos…………………………. 44

3.2.4 Implementación de los planes de riesgos…………………. 45

3.2.5 Monitoreo, medición y revisión……………………………… 45

3.2.6 Mejoramiento continúo……………..………………………… 46

CAPITULO IV.- CONDICIONES OPERATIVAS ACTUALES

4.1 Introducción…………………………………………………………… 49

4.2 Corte y relleno ascendente convencional…………………………. 50

4.2.1 Descripción del método…………………………………….. 50

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8

4.2.2 Parámetros del método……………………………………... 51

4.3 Corte y relleno ascendente mecanizado………………………….. 52

4.3.1 Descripción del método……………………………………… 52

4.3.2 Parámetros del método……………………………………... 54

4.4 Relleno detr ítico……………………………………………………… 54

4.5 Transporte de mineral……………………………………………….. 55

4.6 Servicios Auxiliares…………………………………………………... 56

4.6.1 Aire comprimido………………………………………………. 56

4.6.2 Ventilación…………………………………………………….. 57

4.6.3 Abastecimiento de agua industrial…………………………. 59

CAPITULO V.- PLANEAMIENTO DE MINADO

5.1 Problemática……………………………………………………………. 61

5.1.1 Preparación de Rampas………………………………………… 68

5.1.1.1 Características geométricas de la Rampa 260

Jimena……………………………………………….... 68

5.1.1.2 Perforación…………………………………………….. 70

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9

5.1.1.3 Voladura………………………………………………... 71

5.1.1.4 Limpieza y transporte…………………………………. 71

5.1.1.5 Sostenimiento…………………………………………. 71

5.1.1.6 Costos de ejecución de la rampa 260 Jimena……….. 72

a. Costos de Perforación……………………………… 72

b. Costos de Voladura…………………………………. 78

c. Costos de limpieza y transporte…………………… 79

d. Costos de sostenimiento…………………………… 88

e. Costo unitario total operativo de la rampa……….. 88

f. Costo de supervisión y servicios………………….. 89

g. Resumen general de costos de ejecución del

Proyecto………………………………………………. 89

h. Relación Beneficio Costo del Proyecto……………. 91

5.2 Planteamiento de propuestas…………………………………………. 94

5.2.1 Minado con corte y relleno ascendente mecanizado

con material detrítico a través de una chimenea RB………. 94

5.2.1.1 Parámetros del método………………………………… 108

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10

5.2.2 Minado con corte y relleno ascendente mecanizado

con relleno hidráulico a través de una chimenea RB……. 109

5.2.1.2 Parámetros del método………………………………... 112

CAPITULO VI.- SELECCIÓN DE LA ALTERNATIVA ÓPTIMA

6.1 Comparación técnica………………………………………………….. 113

6.2 Evaluación económica………………………………………………… 121

6.2.1 Evaluación económica financiera………………………………. 121

6.2.2 Niveles de Inversión……………………………………………... 125

6.2.3 VAN, TIR y Periodo de Retorno………………………………… 127

6.3 Evaluación y selección………………………………………………… 145

CAPITULO VII.- IMPLEMENTACION DE LA ALTERNATIVA SELLECCIONADA

7.1 Equipos…………………………………………………………………. 150

7.2 Mano de obra…………………………………………………………... 162

7.3 Infraestructura………………………………………………………….. 165

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11

CAPITULO VIII.- CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES

8.1 Conclusiones……………………………………………………………. 170

8.2 Recomendaciones……………………………………………………… 172

BIBLIOGRAFÍA

ANEXOS

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12

INTRODUCCIÓN

Compañía Minera Raura desea incrementar la producción en la sección Jimena

debido a las altas leyes de Zinc y Plomo que sobresalen en esta zona con

respecto a las leyes de las secciones Catuva, Esperanza y Gayco las cuales

resaltan por su contenido en Cobre y Plata. Vale recalcar que las leyes en la zona

de Jimena alcanzan valores de hasta 15% en Zinc y 9.5% en Plomo, mientras que

las leyes promedio en la Unidad Minera son de 3.65% en Zinc y 1.95% en Plomo.

Entendiéndose así la importancia que tiene esta zona y el interés por incrementar

la producción al menor tiempo posible para mejorar las leyes de cabeza promedio

y así mejorar la calidad de nuestros concentrados.

Sin embargo en la zona de Jimena el Tajeo 270 que nos proporciona las mejores

leyes en los elementos ya mencionados esta sujeto a un proceso de explotación

lento y costoso el cual se basa en la preparación mediante una rampa positiva

(Rampa 260) la cual permite subir tajeando y proporciona desmonte durante su

avance que es utilizado como relleno detrítico para el Tajeo.

En el presente trabajo se demuestra que existe una forma de explotar el tajo sin

necesidad de avanzar la rampa, reemplazando esta por dos chimeneas Raise

Boring las cuales permitirán mejorar la ventilación, tener un acceso más hacia

superficie, y lo más importante es que se podrá dar mayor velocidad al ciclo de

minado incrementando los niveles de producción.

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13

Actualmente la minería moderna ha logrado llevar de la mano a la seguridad,

calidad y producción así que en el presente trabajo también se podrá apreciar que

con los cambios sugeridos se mejorará los estándares de seguridad, generando

condiciones favorables que permitirán al trabajador obrero desempeñarse con

mayor confianza y motivación.

Algo que no se puede dejar de lado es la cuestión de costos, ya que estos son un

indicador básico junto con la producción que nos permiten determinar si en

realidad estamos obteniendo mejoras globales en alguna labor. Y por supuesto se

demostrará que estos se reducirán significativamente.

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14

CAPITULO I

GENERALIDADES

1.1 OBJETIVO

El Objetivo General de la presente investigación es: evaluar alternativas

técnico - económicas que optimicen el sistema de minado y minimicen los

costos en el tajeo 270 de la Zona Jimena.

Para ello se deberán considerar los siguientes Objetivos Específicos

a. Evaluar el actual sistema de minado empleado en el tajeo 270 de la zona

Jimena.

b. Proponer y seleccionar alternativas técnico - económicas que permitan

explotar los tajeos de corte y relleno ascendente mecanizado con mayor

eficiencia y productividad a un mínimo costo.

1.2 HIPÓTESIS

La construcción de 02 chimeneas Raise Boring (una para ingreso del material

detrítico y otra para ventilación) y el empleo de un micro scoop eléctrico

cautivo en el método de explotación de corte y relleno ascendente, permitirán

optimizar el proceso de minado y minimiza los costos unitarios de explotación.

1.3 IMPORTANCIA O JUSTIFICACIÓN DEL PROYECTO

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15

.Minera Raura tiene actualmente problemas con las leyes de cabeza de Plomo

y Zinc, acrecentándose estos por la caída de precios de los metales. Al

incrementar el aporte de mineral de este tajeo las leyes y los valores por

tonelada de mineral, deben aumentar. Motivo por el cual necesita mejorar su

producción, acentuar el crecimiento de sus reservas y prolongar la vida de la

mina

1.4 UBICACIÓN Y ACCESO

El yacimiento minero de Raura, se ubica en la cima de la Cordillera

Occidental, políticamente entre los Departamentos de Huánuco

(Provincia de Lauricocha) y Lima (Provincia de Oyón).

Las coordenadas Geográficas son:

76º 44’30” Longitud Oeste

10º 26’30” Latitud Sur

Altitud 4500 a 4800 m. s. n. m

Coordenadas U.T.M.: 8845500 Norte.

309700 Este

La mina Raura, es accesible desde la ciudad de Lima por una carretera

asfaltada y afirmada, cubriéndose una ruta de:

Lima – Huacho = 157 Km Asfaltado

Huacho - Sayán = 40 Km Asfaltada en buenas condiciones

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16

Sayán - Churín = 60 Km Carretera afirmada.

Churín – Oyón = 40 Km Afirmada

Oyón – Raura = 55 Km Carretera afirmada

El tiempo de viaje desde la ciudad de Lima es aproximadamente 10

horas.

Figura 1.1 Plano de Ubicación de la Unidad Minera Raura

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MINA RAURA

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18

1.5 CLIMA, VEGETACIÓN Y RELIEVE

La mina Raura presenta un clima frío y seco, característico de la región Puna y

cordillera. La temperatura varía entre los 13º C y –10ºC entre el día y la

noche.

El clima está dividido en dos estaciones marcadamente diferentes durante el

año. Una seca y fría entre Abril y Noviembre, donde se producen las más

bajas temperaturas, la otra estación húmeda y lluviosa se presenta entre los

meses de Diciembre y Marzo originando el incremento de las aguas debido a

las precipitaciones sólidas y líquidas. La vegetación es restringida debido al

clima frígido, es típica de la región puna y cordillera, y constan de Icho,

Yareta, Huila - Huila y pastos silvestres.

La topografía de la región es accidentada y abrupta, con fuertes pendientes y

quebradas profundas. Por su altitud la zona se encuentra ubicada en las

regiones Puna a Jalca, 4 500 y 4 800 m.s.n.m., respectivamente.

1.6 RECURSOS HUMANOS Y ENERGÉTICOS

1.6.1 Recursos humanos

Circundantes al asiento minero de Raura, existen pueblos y

comunidades pertenecientes tanto al Departamento de Lima, Huánuco

y Pasco. La Empresa Minera Raura, da trabajo a cerca de 1200

personas, todas pertenecientes a estas comunidades aledañas, como:

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19

Quichas, Ucruschaca, Pomamayo, Cashaucro, Oyón, Nueva Raura,

Antacallanca, Antacolpa, Lauricocha, Gashanpampa, Yachasmarca,

entre otros.

1.6.2 Recursos energéticos

Compañía Minera Raura, dispone de una Central hidroeléctrica, que

además esta interconectada con el Sistema Eléctrico del Centro (SIC).

La central hidroeléctrica de Cashaucro, dispone de 2 turbinas hidráulicas

las mismas que generan a plena carga 3 800 KW en forma continua.

Esta hidroeléctrica dispone de 25 millones de metros cúbicos de agua

almacenada como reserva, dicho volumen es administrado y dosificado

mensualmente.

Electro Centro es la empresa que suministra energía eléctrica contratada

de 3000 Kw cubriendo de esa manera la demanda a través del sistema

interconectado del centro SINAC. Con estas obras de infraestructura de

energía eléctrica la Empresa garantiza sus operaciones mineras.

Gráfico 1.1 Resumen de la demanda de energía en el año 2009

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20

La demanda de energía eléctrica en el 2007 fue de 45 512 986 KWh,

siendo generada por la Central Hidroeléctrica de Cachaucro en un 46%

(20 939 202 KWh) y por el Sistema Interconectado Nacional SINAC en

un 54% (24 573 784 KWh)

1.7 PLANTA CONCENTRADORA

La planta concentradora de Raura, trata minerales Polimetálicos por el método

de flotación; Plata, Cobre, Plomo y Zinc: obteniendo un concentrado de Bulk.

La capacidad instalada es de 2200 TMS día.

Compañía Minera Raura debido a la complejidad del mineral extraído de la

mina ha optimizado la performance metalúrgica de la flotación, con buenos

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21

resultados incrementando el valor del mineral y reduciendo significativamente

el consumo de reactivos, entre otros.

Uno de los logros que convierten a esta Planta en una de las Plantas de más

alto grado de optimización fue introducir por primera vez en el Perú un nuevo

método y circuito de flotación de Zinc en la Planta Concentradora, eliminando

el relave de la primera limpieza como relave final, lo cual significó la apertura

de una puerta para el rechazo de pirita, la que normalmente era reciclada y

retornaba a las desbastadoras de Zinc obteniéndose una mejora excelente en

los resultados metalúrgicos.

Se subió el grado del concentrado de zinc de 53.7 a 57.8% con una

recuperación superior a 88.5% para una ley de cabeza promedio de 3.31%. En

cuanto al plomo: se incremento la recuperación de 87% a 90% en promedio.

Para el cobre: ha permitido subir la ley del concentrado de 23.5% a 30%.

La flotación rápida está basada en el concepto de captar los valores de los

elementos metálicos tan pronto son liberados, es por eso que en Compañía

Minera Raura S.A. se comenzó a realizar pruebas hace aproximadamente 12

años atrás.

La optimización de la operación nos ha permitido de manera eficaz

mejorar la metalurgia de nuestros productos Pb/Cu.

Desde el 2007 la celda SK-240 N°3 trabaja con la descarga del molino

primario 8x10B, la celda SK-240 N°2 con la descarga del molino 8x8B, la celda

SK-240 N°1 con el over flow del ciclón primario, la celda SK-80 N°1 con la

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23

Tabla 1.1 Producción de concentrados en los últimos tres años (TMS)

Conc. de Cu Conc. de Pb Conc. de Zn

2009 6962 18 768 30 419

2008 6249 19 975 39 707

Tabla 1.2 Leyes de Concentrados en los últimos años

COBRE PLOMO ZINC

%Cu Oz

Ag/TMS

%Pb Oz

Ag/TMS

%Zn Oz

Ag/TMS

2009 30.31 46.91 64.98 58.06 57.02 3.31

2008 31.41 38.62 66.68 66.68 57.14 3.17

2007 30.36 51.77 67.16 59.34 57.33 2.97

Tabla Producción de finos en los últimos años

Ag Cu Pb Zn

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Onzas TMS TMS TMS

2009 1 448 731 2577 12 152 19 825

2008 1 523 849 2901 11 356 20 483

2007 1 723 506 1757 15 504 20 855

1.8 MEDIO AMBIENTE

Compañía Minera Raura esta muy comprometida con el cuidado del Medio

Ambiente, más aun desde el año 2004 cuando obtuvo la certificación ISO

14001:2004 y así ha continuado desarrollando actividades de prevención,

control y mejoramiento del manejo ambiental en el entorno de las operaciones,

las cuales se describen a continuación:

- Se controla la disposición sub acuática de relaves en la laguna

Caballococha, como un objetivo del Plan de Manejo Ambiental, siguiendolos lineamientos del Estudio de Impacto Ambiental (EIA), el que ha cumplido

51 meses de operación sin alterar el hábitat de la cuenca de Lauricocha.

- Se mantiene el Programa de Monitoreo de la Red de Efluentes, Red de

Cuerpos Hídricos y Red de Aguas Subterráneas, las que descargan en las

lagunas de Caballococha y Tinquicocha, y de esta última a las aguas de la

Cuenca de Lauricocha, comprobándose que los parámetros metálicos

ensayados se encuentran dentro de los Limites Máximos Permisibles.

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implementó un sedimentador en el nivel 250, debido a la profundización de

las labores; se cuenta con 10 sedimentadores.

- Se realizó el estudio de “Planta de Tratamiento de Agua por Filtración

Lenta” del agua proveniente de la laguna Locacocha, para ser

implementado el 2011 en los sistemas de abastecimiento de agua potable

de los campamentos, estas mejoras garantizan la provisión de buena

calidad para los trabajadores en general.

- Se continúa con el mantenimiento del Sistema de Gestión Ambiental (SGA)

de la norma ISO 14001:2004, herramienta valiosa que permite un

desempeño ambiental cada vez más eficiente, creando conciencia en los

trabajadores sobre la explotación minera responsable con un compromiso

decidido a prevenir la contaminación.

- La Empresa Fiscalizadora Externa (EFE) SEGECO, realizó 2

“Supervisiones Especiales de Monitoreo de Agua - EIA Caballococha”, en

los meses de Marzo y Abril, para verificar el cumplimiento de las normas

ambientales y compromisos asumidos en el EIA.

- Se realizaron pruebas piloto de cobertura de pastos mejorados, con el

objetivo de recuperar áreas impactadas por los finos colectados en los

sedimentadores de superficie, casos Tinquicocha, Hidro y Shucshapa, con

resultados favorables.

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De edad Neocomiano a Valanginiano inferior. Son cuarcitas

blancas y grises blanquecinas de grano fino a medio,

presentándose en capas delgadas intercaladas con lutitas

grises o negras y lechos de carbón, regionalmente son

importantes por ser parte de la Cuenca carbonífera de Oyón.

Formación Carhuáz

De edad Valanginiano superior a Aptiano. Es una fase

continental compuesta de areniscas, lutitas y cuarcitas que

sobre yacen a la formación Chimú. Están en contacto con las

calizas Jumasha por sobre escurrimiento.

Formación Jumasha

Están debajo de las rocas anteriormente descritas en contacto

por sobre escurrimiento, que tiene el rumbo regional del

plegamiento andino N 30º W, son calizas en capas medianas a

gruesas de color gris que cambian a un gris claro por

intemperismo, su edad es Albiano superior a Turoniano.

En el Distrito minero de Raura, estas calizas han sido instruidas

por un stock de composición granodiorítica por lo cual han

generado halos con diferentes grados de alteración

metamórfica que se manifiestan en el contacto con una aureola

de silicatos verde amarillentos de grano muy fino (hornfels)

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luego un halo de mármol. Las calizas de esta formación son

receptivos importantes en la formación de los cuerpos de skarn

con emplazamientos de plomo, zinc y cobre.

2.1.1.2 Rocas Ígneas

Se considera tres fases de actividad ígnea en un lapso

geológico comprendido entre 8 a 11 millones de años. (H.

Candiotti 1,982). La primera fase: está representada por una

fase volcánica explosiva de andesitas, dacitas y riodacitas y

tobas riodacíticas del tipo explosivo. En contacto con las calizas

Jumasha tiene fragmentos asimilados de esta última, en el área

de Gretty-Brunilda existen reemplazamientos importantes de

minerales económicos de Plomo-Zinc que han dado lugar a la

formación de cuerpos mineralizados de importancia – cuerpo

Gretty.

Una segunda fase: lo constituye la intrusión de granodiorita que

viene a ser la roca intrusiva más antigua del área con una edad

radiométrica de 11 millones de años. En sus contactos con la

caliza se ha producido un halo de alteración metamórfico

(hornfels), seguido de mármol. En superficie los afloramientos

presentan superficies limonitizados con tonalidades ocre-

amarillentos por efecto del intemperismo y procesos de

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oxidación-lixiviación.

Finalmente, la última fase lo representa la intrusión del pórfido

cuarcífero-monzonítico de una edad radiométrica de 7 millones

de años que originó también la formación de columnas de

brecha y diques asociados al sistema de fallas Este-Oeste. Esta

última fase está relacionada a la formación de cuerpos de skarn

con reemplazamientos de zinc – plomo y vetas.

Grafico 2.1 Unidades Litoestratigráficas

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probablemente entre los 8 a 10 millones de años con formación de

minerales de Cobre, Zinc, Plomo y Plata. La mineralización se presenta

principalmente como relleno de fracturas preexistentes (vetas),

reemplazamientos metasomáticos de contacto (bolsonadas en Skarn) y

depósitos tipo Stock Work.

2.1.3.1 Mineralización en Vetas

Dos sistemas de fracturas son los que contienen toda la

mineralización en vetas en Raura. El sistema más importante

tiene rumbo N 60º W a E-W. El otro sistema tiene rumbo N 65º -

80º E. Existe un zoneamiento marcado en la mineralización de

Raura, al norte las vetas tienen minerales de Cobre y Plata,

(freibergita) al sur se incrementa los minerales con contenido de

plomo y zinc (galena y esfalerita).

2.1.3.2 Mineralización en Cuerpos

En la zona de contacto metasomático (exo-skarn) de las calizas

Jumasha y los intrusivos pórfido cuarcíferos, se presentan

cuerpos o bolsonadas con minerales de Zinc, Plomo y Plata.

El cuerpo de skarn con reemplazamiento de zinc – plomo más

importante en el distrito minero de Raura tiene rumbo N 30º W

y buzamiento de 70º W. El halo de alteración metasomático

(exo-skarn) tiene una potencia de 50 – 60 m. y una longitud de

900 – 1,000 m., a lo largo de este alteración se emplazan los

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El bloque mineralizado limitado verticalmente por galerías

inferior y superior distanciados a 20 m, y horizontalmente por

chimeneas distanciadas cada 40 a 50 m. Para ello se han

tenido en cuentas las siguientes consideraciones:

Muestreo sistemático de las labores de exploración, desarrollo

y preparación

Agrupaciones de las leyes de los minerales por elementos,

teniendo presente la ley mínima explotable “CUT OFF”

Reconocimiento de la continuidad y regularidad de la

mineralización.

Interpretación geológica de los planos y secciones

transversales del mapeo sistemático, y logueo de las

perforaciones DDHH.

VALORES MINIMOS EXPLOTABLES (Cut-Off)

De acuerdo a los costos incurridos en cada sección (gastos

de operación mina y gastos de ventas y administrativos

Lima), se determinan los valores mínimos a explotarse en

condición de mineral económico o mineral marginal.

Mineral Económico o Cut Off Económico.- En cada

sección se ha calculado el costo mínimo para cubrir los

gastos operativos de mina, tales como exploraciones,

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explotación, tratamiento, servicios, gastos generales, energía

y equipos; además de cubrir los gastos de ventas y

administrativos que genera Lima, luego sumando el total de

costos se tiene un valor que cubre el flujo total de caja y

genera utilidad alguna en cada sección de la mina.

Mineral Marginal o Cut Off Operativo.- Es aquél que solo

cubre los gastos fijos de operación en la mina (planilla,

energía, equipos, beneficio), no cubre los gastos generales

de mina ni los gastos de ventas y administrativos de Lima.

Mineral Sub-Marginal.- El mineral cubicado que tiene un

valor por debajo del límite de valor marginal, se considera

mineral sub-marginal, al cual se le considera como inventario

de mineral que en determinado momento por suba de los

precios de los metales puedan pasar a ser marginales o

económicos, mientras esto no suceda este mineral no se le

considera para el planeamiento y explotación de nuestras

reservas disponibles. El valor indicado por el departamento

de planeamiento a considerarse como valor mínimo es de

US$46 dólares para el presente año.

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Tabla 2.1 Valores Mínimos Explotables por Sección

CUT-OFF CATUVA ESPERANZA ABRA GAYCO HADA HADA 4 JIMENA

Cuerpos Vetas Cuerpo Cuerpo Veta Cuerpo Cuerpo

Económico

US$/TM61.14 90.66 92.05 63.48 73.49 65.51 80.77

Marginal

US$/TM48.05 77.56 78.95 50.38 60.39 52.41 67.67

Tabla 2.2 Reservas de mineral en la zona de Jimena Tajeo 270

Certeza Nivel Block TMH %Cu %Pb %Zn Oz.Ag/TM

Probado 750 01 65,000 0.17 7.11 12.31 2.55

Probable* 750 01 50,000 0.17 7.11 12.31 2.55

Total 115,000* Reservas probables no consideradas para el proyecto.

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37

2.1.4.2 Valor del mineral in situ

El precio de los metales establecidos están referenciados de los

promedios anuales de los precios de los metales en el mercado

internacional; el departamento finanzas y comercialización

definen los precios para las reservas según las proyecciones

del mercado para cada año, para el presente año se fijaron los

siguientes precios:

Cobre : US $/TMS 5,500.00

Plomo : US $/TMS 2,400.00

Zinc : US $/TMS 1,900.00

Plata : US $/Oz.Troy 14.00

- Valores Unitarios en el Mineral de Cabeza

Para el cálculo unitario de cada metal se parte del precio del

mercado de los metales, luego según la recuperación y

tratamiento metalúrgico planta concentradora emite el valor

unitario por cada sección según las leyes de cada tajo de

producción y compósito por sección, el valor es en dólares

americanos por tonelada métrica seca. Los valores unitarios

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38

calculados por sección son:

Tabla 2.3 Valores unitarios por Sección

SECCION 1 Ag /Onza

Troy1 % Cu 1 % Pb 1 % Zn

Catuva 6.79 12.44 7.96 3.59

Esperanza 8.13 14.97 7.78 4.83

Abra 4.76 2.24 4.24 3.91

Gayco 6.99 18.40 4.91 3.35

Hada Vetas. 6.20 0.00 3.59 5.87

Hada Cuerpo 6.74 0.00 5.47 6.31

Jimena 5.17 0.00 5.59 4.02

Con estos valores, aplican la siguiente fórmula para el

cálculo del valor del mineral in situ en la Zona Jimena:

Valor del Mineral = 0.00 (%Cu) + 5.59 (%Pb) + 4.02 (%Zn)

+ 5.17 (Onza Ag/TM)

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39

Con estas consideraciones el valor de las Reservas de la

Zona Jimena son según la tabla 2.4; y en el plano 03 se

aprecian las reservas de la veta Jimena hasta superficie.

Tabla 2.4 Reservas Probadas y Probables del Tajeo 270

Certeza Nivel T.M.S US$ / TMS

Probado 750 65,000 102.41

Probable 750 50,000 102.41

2.2 PARAMETROS GEOMECÁNICOS DE LA ZONA DEL PROYECTO

2.2.1 Introducción

Los parámetros geomecánicos, son el resultado de un riguroso estudio

de campo, de laboratorio y de análisis concernientes a la

caracterización de la roca sólida, de las discontinuidades, del grado de

intemperie, la medición de esfuerzos in situ si fuera necesario, la

presencia de agua y otros. En otras palabras es la caracterización de la

masa rocosa y se realiza mediante modelaciones del macizo rocoso por

donde se avanza la Rampa. Debemos entender que los cálculos que se

realizan aquí, son una aproximación del comportamiento mecánico de

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40

la roca por donde se construirán los Raise Boring, pudiéndose hacer

posteriormente trabajos similares para llegar más a la aproximación

que el proyecto pueda requerir.

Estos parámetros geomecánicos han permitido un óptimo diseño de la

perforación, voladura, limpieza y transporte, el tipo de sostenimiento o

soporte, métodos de avance, tamaño y forma de la abertura, etc. Es

decir para garantizar el grado estabilidad de la Rampa, teniendo en

cuenta la seguridad, la economía, el impacto al medio ambiente entre

otros.

El departamento de Geomecánica de La Empresa ha desarrollado

trabajos de caracterizaciones geomecánicas en el área del Proyecto,

mediante mapeos geológicos estructurales, en los diferentes dominios

litológicos; muestreo para determinar las resistencias de la roca intacta,

sus módulos de deformación, grado de intemperismo, etc. Así mismo

muestreo de las discontinuidades para determinar el número de familias

de discontinuidades, el RQD, espaciamientos, condiciones de las

fracturas, tamaño de bloques, etc.

Por otro lado, se han realizado en la zona del proyecto, la clasificación

geomecánica y la determinación de los índices de calidad de la masa

rocosa mediante las metodologías del RMR de Bieniawski, el índice del

NGI o de Barton (Q), éste se ha determinado conociendo el RMR, y el

GSI de Hoek.

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41

Con los datos obtenidos, se pudo aproximar las dimensiones de la

Rampa sin el requerimientos de soporte conociendo la Dimensión

Equivalente (De) y la calidad tunelera (Q) de Barton.

Para conocer el grado de estabilidad de la Rampa, se determina la

Resistencia de la masa rocosa de la zona Jimena, de acuerdo con el

Criterio de Hoek y Káiser: Este se determina, conociendo la resistencia

compresiva de la roca intacta, el valor de la constante (mi) de Hoek y el

Índice Geológico de calidad (GSI). El Grado de estabilidad, se obtiene

comparando la resistencia compresiva uniaxial de la masa rocosa con

los esfuerzos inducidos que se generan alrededor de Rampa. Si esta

resistencia es más alta que los esfuerzos inducidos, teóricamente no se

necesitaría ningún tipo de soporte.

2.2.2 Parámetros determinados

2.2.2.1 Litología

La zona del proyecto está constituido mayormente por rocas

volcánicas andesíticas porfiríticas, relativamente competentes,

razón por lo que se ha considerado solamente un dominio

litológico estructural. Es una roca competente, se fractura en

planos o sistemas irregulares, dependiendo del esfuerzo; un

frente de desarrollo en éste tipo de roca como por ejemplo en la

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43

Tabla 2.6 Parámetros geomecánicos de las discontinuidades

Parámetros Valor

Espaciamiento promedio 0.2 a 0.6 m

Persistencia de

discontinuidad1 a 3 m

Abertura de la

discontinuidad

0.1 a 1.0

mm.

Rugosidad Rugosa

Tipo de relleno Sin relleno

Alteración Ligeramente

Agua subterránea Húmedo

R. Q. D 50 a 75 %

2.2.2.4 Clasificación de la masa rocosa según el RMR y el NGI-

Clasificación RMR

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44

El macizo rocoso de la zona en el nivel 4850 donde se

ubicarán las chimeneas RB se ha clasificado

geomecánicamente según el RMR de la siguiente manera:

Tabla 2.7 RMR del macizo rocoso

R. M. R (1989) Puntuación

Resistencia de la roca intacta 12

R. Q. D 13

Espaciamiento 10

C o n d i c i o n e s d

e l a s

f r a c t u r a s

Persistencia

discontinuidades4

Apertura 3

Rugosidad 5

Relleno 6

Alteración 5

Condiciones de agua 7

Subtotal R. M. R. 65

Corrección por orientación: Para

túneles o rampas subterráneas, -10

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45

desfavorables

R. M. R. 55

Son necesarias las correcciones para uso en minería según las

recomendaciones de Laubscher y Taylor. El cuadro corregido o

el M. B. R (Modified Basic RMR), se observa en la Tabla N°

2.8.

Tabla 2.8 Corrección según Laubsher y Taylor

tem Resistencia

Compresiva

R. Q.

D.

Condiciones

de fracturas

Espaciamiento

Meteorización 0.96 0.95 0.82 --

Esfuerzos

inducidos

-- -- 0.90 --

Cambios de

esfuerzos

-- -- 1.0 --

Orientación -- -- -- 0.7

Efectos de -- 0.94 0.94 --

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46

voladura

Total

corrección

0.96 0.90 0.72 0.7

De acuerdo con la Clasificación de Bieniawski, pertenece al

Tipo III, de condiciones medias, según la Tabla N° 2.9.

- Clasificación NGI (Q)

Conociendo en primera instancia el valor del RMR original,

podemos determinar el valor del Índice de Calidad del NGI de

Barton, mediante la siguiente relación aproximada:

RMR = 9 Ln Q + 44

Luego: Q = 3.3

Pertenece según el NGI, masa rocosa de Mala Calidad.

Tabla 2.9 RMR corregido del macizo rocoso en la zona del proyecto.

M. B. R Puntuación

Resistencia de la roca intacta 11.5

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R. Q. D 11.7

Espaciamiento 7.0

C o

n d i c i o n e s

d e l a s

f r a c t u r a s Persistencia

discontinuidades

16.7 Apertura

Rugosidad

Relleno

Alteración

Condiciones de agua 7.0

Corrección por orientación: Para

túneles o rampas subterráneas,

desfavorables

-10.0

M. B. R. 43.7

2.2.2.5 Máxima dimensión de la abertura según la clasificación de

la masa rocosa

De la siguiente fórmula:

Luz máxima = 2. ESR. Q0.4

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48

El Valor de ESR, se obtiene de la siguiente Tabla:

Tabla 2.10 Valor de ESR para cálculo de la Luz Máxima

E. S. R Condiciones

3 a 5 Excavaciones mineras provisionales

1.6 Excavaciones mineras permanentes

1.3 Cámaras de almacenamiento, plantas subterráneas

1.0 Casa de máquinas, túneles para carreteras y

ferrocarriles

0.8 Plantas núcleo eléctricas subterráneas

De acuerdo con el ESR, escogemos el valor de 1.6, por

considerar a una chimenea una estructura permanente para la

mina:

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49

Luz máxima = 5.15 metros

En otras palabras, este macizo rocoso puede soportar

teóricamente una abertura hasta de 5.15 metros sin la

necesidad de usar cualquier sistema de sostenimiento.

Considerando que los RB tendrán un diámetro de 1.20 metros,

se puede descartar un posible colapso en las chimeneas RBs.

2.2.2.6 Parámetros de resistencia de la masa rocosa

Para determinar los parámetros de resistencia de la masa

rocosa, según el Criterio de Hoek, debemos conocer:

Resistencia compresiva simple de la roca intacta ( c): Se

obtiene en los ensayos de laboratorio

El valor de la constante (mi) de la roca intacta: Podemos

recurrir a tablas

El Valor del Índice de Resistencia geológica (GSI): Existen

ábacos especiales para determinar este parámetro.

En el presente trabajo, podemos recurrir al Programa

ROCKDATA. Los datos suministrados al programa serían:

Resistencia Compresiva simple ( c) : 1,264 Kg/cm2

: 126.4 MPa

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50

Valor de (mi) de la Tabla : 19

Valor del GSI (RMR-5 de 1989) o tablas : 50

Gráfico 2.2 Valor de mi para rocas Ígneas Andesitas es igual a 19

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51

Para determinar el índice GSI, utilizaremos el ábaco del Grafico

N° 2.3:

Gráfico 2.3 Índice Geológico de Resistencia GSI

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52

Con estos datos entramos al Programa Rockdata, y tenemos el

siguiente gráfico:

GSI

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53

Gráfico 2.4 Análisis de Resistencia de la Roca

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61

Obteniéndose los resultados siguientes:

Tabla 2.11 Resumen de los Parámetros Geomecánicos de la Roca

Parámetros Geomecánicos de la MASA ROCOSA,

según Hoek y Káiser

Cohesión (c ) 7.6 MPa

Ángulo de fricción () 36º

Resistencia a la tracción - 0.15 MPa

Resistencia a la compresión simple 7.6 MPa

Resistencia Global 30 MPa

Módulo de Elasticidad de la masa

rocosa10 GPa

Debemos entender que los parámetros obtenidos de la masa

rocosa, difieren por naturaleza de los valores obtenidos para la

roca intacta

2.2.2.7 Esfuerzos in situ

Tenemos que determinar primero los esfuerzos in situ que se

desarrollan a todo lo largo del recorrido de la Rampa 260

Jimena. Prácticamente como se encuentra relativamente a

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63

Todas estas características geomecánicas han sido

consideradas en el diseño e ingeniería de la Rampa 260 Jimena

y nos brindan información de la calidad de roca que atravesarán

las chimeneas Raise Boring.

CAPITULO III

GESTIÓN DE SEGURIDAD

3.1 INTRODUCCIÓN

El sistema de seguridad en la industria minera, en los últimos años se ha

desarrollado rápidamente, tan es así que encontramos muchos sistemas en el

mercado.

Aun cuando parece complicado el implementar un sistema de seguridad en las

operaciones, la filosofía y los principios de éstos sistemas son parecidos y

bastante simples. El problema de fondo radica en los valores, creencias,

costumbres, percepciones y actitudes de los gerentes y trabajadores; es decir

aquello que se ha venido a denominar cultura de seguridad, aspecto que juega

un rol fundamental, determinando el éxito o el fracaso.

Actualmente ninguna empresa puede permitirse estar sin un sistema de

seguridad efectivo y periódicamente actualizado, para identificar, evaluar,

medir y finalmente controlar los problemas de seguridad, salud, procesos y

ambiente relacionados con la producción y la operación

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64

3.2 IMPLEMENTACIÓN DEL SISTEMA SIGER

SIGER: Sistema Integrado de Gestión de Riesgos

Para lograr éxito con el sistema SIGER existen pasos claros en el proceso aseguir. La etapa de decisión y preparación de la política, para establecer el

contexto, debe ser la misma que se aplica en cualquier otro sistema; sin

embargo, para la etapa de implementación real del sistema, deben aplicarse

los siguientes pasos en el proceso. Para recordar el proceso, se puede utilizar

el acrónimo IEDIM-MC.

I - Identificación de todas las exposiciones al riesgo.

E - Evaluación del riesgo en cada exposición.

D - Desarrollo de planes de control y tratamiento de riesgos.

I - Implementación de los planes de control, políticas y estándares de riesgos.

M - Medición y monitoreo de los programas, estándares y sistemas.

MC- Mejoramiento Continuo del proceso por medio de crear conciencia, las

auditorias y la capacitación.

3.2.1 Identificación de los riesgos

Este paso estudia la naturaleza del espectro completo de riesgos de una

compañía en términos amplios y los clasifica según su importancia.

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65

También estudia la estructura y métodos de la empresa en relación con

los riesgos. Sobre la base de esto se formula una recomendación para

la “estructura de reparación de la gestión de riesgos” más apropiada

para la empresa específica para controlar sus riesgos y se desarrolla un

programa de implementación.

La identificación de la exposición a los riesgos podría efectuarse a

través de una auditoria de referencia y otros métodos de identificación

de peligros, como las evaluaciones formales de riesgos, revisión de las

observaciones planeadas de trabajo, revisión de las investigaciones de

accidentes e incidentes, la posibilidad de incidentes, factores de riesgo e

higiene, etc.

3.2.2 Evaluación de riesgos

En términos de las prioridades establecidas en la visión general, se

efectúan estudios detallados para características de riesgo particulares.

Las sugerencias para las medidas de control son incentivadas y

resueltas por la estructura de gestión de riesgos.

Luego de la etapa de evaluación de riesgos, la compañía debe decidir si

tolerará, terminará, transferirá o tratará los riesgos.

3.2.3 Medida para el Control de riesgos

Una de las medidas de control de riesgo que puede necesitarse es la

recolección de un conjunto de estándares de control de riesgo para

continuar con las situaciones específicas de la compañía ante el cliente.

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66

SIGER dispone de una amplia variedad de información que puede

ajustarse para acomodar el propio espectro de riesgos de la compañía

ante el cliente. Existen también sistemas para medir el desempeño en

cuanto a los estándares.

3.2.4 Implementación de los planes de riesgos

Para una implementación efectiva, una empresa debe desarrollar las

capacidades y mecanismos de apoyo necesarios para cumplir con sus

políticas, estándares, objetivos y metas de gestión de riesgos.

Aunque la empresa haya desarrollado una estrategia clara y programas

de apoyo pensando hasta el último detalle, puede que no sea suficiente.

La empresa puede fallar en la implementación. Para lograr sus objetivos

de gestión de riesgos, una empresa tiene que involucrar a su personal,

así como enfocar y alinear sus sistemas, sus recursos de estrategia y

estructura.

3.2.5 Monitoreo, medición y revisión

Una organización debería revisar y mejorar continuamente su sistema

de gestión de riesgos, con el objetivo de mejorar su desempeño general

de seguridad, salud y medio ambiente.

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67

Se recomienda aplicar un proceso de mejoramiento continuo de gestión

de riesgos, comenzando con la medición y el control. La gerencia

necesita revisar el sistema a intervalos adecuados para asegurar su

idoneidad y efectividad continuadas. La revisión debe ser de gran

alcance pero con la suficiente profundidad para atender todas las

dimensiones de seguridad, de salud y de las condiciones ambientales

de las operaciones, el impacto de las operaciones sobre la posición

competitiva de la empresa.

Una cantidad de fuentes de información que necesitan considerarse en

las revisiones son:

Objetivos, metas y resultados de la gestión de riesgos.

Hallazgos de la auditoria.

Evaluaciones de políticas y efectividad.

Cambios en la legislación.

Cambios en las expectativas o requisitos.

Cambios organizacionales u operacionales.

Nuevas tecnologías.

Lecciones aprendidas.

Preferencias de mercado.

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68

SIGER ayudará en la implementación de las sugerencias específicas al

establecer los requisitos de diseño y calidad, obtener información y

evaluar las propuestas presentadas.

3.2.6 Mejoramiento continúo.

El mejoramiento continuado es el proceso de perfeccionar el sistema de

gestión de riesgos, con el propósito de lograr mejoras en el desempeño

total de seguridad, de salud y de las condiciones ambientales, no

necesariamente en todas las áreas de actividad simultáneamente, como

el resultado de un esfuerzo continuo para mejorar en línea con una

política de gestión de riesgos de la empresa.

El mejoramiento continuado puede considerarse también como un

“relace anual” basado en el desarrollo de productos, servicios, procesos

e instalaciones; eficiencia de calidad operativa por productos mejorados;

y las aplicaciones para reducir los efectos ambientales adversos a

niveles iguales o menores que aquellos económicamente viables y/o a

niveles de la mejor tecnología disponible.

Los servicios de gestión de Riesgos de SIGER proporcionan visitas

periódicas (por lo común trimestrales) para controlar el progreso del

programa y ayudar al desarrollo del propio personal de la empresa en el

proceso de Gestión de Riesgos.

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70

CAPITULO IV

CONDICIONES OPERATIVAS ACTUALES

4.1 INTRODUCCIÓN

La explotación de minerales en la mina Raura se efectúa mediante los

siguientes métodos:

Corte y relleno ascendente mecanizado con equipo LHD : 60%

Permanente 3 6 9 13 17 20

Temporal 4 10 14 18 21 23

Menor 5 15 19 22 25 25

MATRIZ DE

EVALUACION

DERIESGOS

F

R E C U E N C I A

C o m ú n

H

a S u c e d i d o

P o

d r í a S u c e d e r

S u c e d a

C a s i I m p o s i b l e

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71

Corte y relleno ascendente convencional con winche eléctrico : 24%

Taladros Largos : 16%

Se utiliza el relleno hidráulico en la zona de Catuva, y en las zonas de Gayco y

Jimena se utiliza relleno detrítico. En la zona de Catuva se emplean los

métodos de corte y relleno ascendente convencional y el mecanizado. La

mina produce actualmente 2000 TM /día, en dos turnos de 10 horas cada

uno.

En la zona de Jimena se tiene el tajeo 270, el cual es de suma importancia

debido a las altas leyes de Plomo Y Zinc, que es explotado por el método de

corte y relleno ascendente, el minado del tajeo se realiza junto con una rampa

positiva desde la cual se corren ventanas de acceso. Esta dependencia hace

una explotación lenta y costosa

4.2 Corte y relleno ascendente convencional

4.2.1 Descripción del método

Se emplea en yacimientos con las siguientes características:

- Forma : Tabular

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72

- Potencia : 2.5 m

- Buzamiento : 70º

- Altura litostática : 140 m - 200 m

Se aplica en yacimientos que presentan una caja techo regular y

competente. Este método permite la disposición del material estéril

proveniente de la exploración y desarrollo de la mina; así mismo

previene subsidencias del terreno superficial al rellenar los vacíos

creados por la rotura de mineral.

El inicio de la explotación se realiza a partir del subnivel de arranque,

dejando un puente de 3 m, sobre la galería principal como protección de

esta ultima. Se realiza una cámara central que servirá como cara libre

para realizar la voladura de los taladros. Se realizan cortes horizontales

empleando como sostenimiento, pernos del tipo split set de forma

ocasional o sistemática dependiendo de la calidad del macizo rocoso y

en casos en que las cajas se presenten inestables, se procede a la

instalación de puntales de seguridad de 4 pulgadas de diámetro como

mínimo.

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73

Después de la voladura de los taladros, se realiza la limpieza del

mineral roto con la ayuda de un rastillo y una winche eléctrico de 20 HP.

Seguidamente, se preparan patillas en ambas cajas para colocar los

puntales que permitirán construir el tapón con tablas de 2 pulg. x 6 pulg.

x 10 pies (en ambos extremos del tajeo) para que contengan el material

detrítico que se introduce para cubrir el vacío creado y que

posteriormente servirá como una nueva plataforma de trabajo. Se dejan

pilares de 3 m x 5 m, adyacente a las chimeneas principales.

La perforación se realiza en el sentido del rumbo y en forma vertical

conforme el buzamiento de la veta. Se emplean maquinas Jack Leg

marca Canun 260 B, empleando un juego de barrenos de 4, 6 y 8 pies

de longitud y diámetro de 39 mm.

En la voladura, se emplean como agente de voladura anfo y como

iniciador dinamitas semigelatinas marca Semexa con potencia relativas

de 65%.

4.2.2 Parámetros del método

- Productividad del Tajeo : 12 t/Hombre-gdia.

- Consumo de explosivos : 0,60 Kg/t

- Factor de perforación : 0,20 t/pp.

- Labores preparatorias : 8m/1000 t extraídas

- Producción de labores preparatorias : 5 %

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74

- Dilución : 15%

- Recuperación de las reservas geológicas: 88%

- Mineral roto por disparo : 50 t

- Duración promedio del block : 10 – 12 meses

4.3 Corte y relleno ascendente mecanizado

4.3.1 Descripción del método

Se emplea en yacimientos con las siguientes características:

Forma : Tabular

Potencia : 2.5 m

Buzamiento : 70º

Altura litostática : 140 m - 200 m

Este método se aplica en una caja techo que presente una competencia

regular a buena y permite la disposición del material estéril proveniente

de la exploración y desarrollo de la mina.

El inicio de la explotación se realiza a partir del subnivel de arranque,

dejando un puente de 3 m, sobre la galería principal como protección de

esta ultima.

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75

Luego se corre la rampa positiva que permite seguir accesando al tajeo

conforme se va subiendo con el proceso de rotura. (ver plano N° 01).

Se realizan cortes horizontales empleando como sostenimiento, pernos

del tipo Split set de forma ocasional o sistemática dependiendo de la

calidad del macizo rocoso.

Si las cajas se presentan muy inestables, se instalan puntales de

seguridad con plantillas.

Después de la voladura de los taladros, se realiza la limpieza delmineral roto con un microscoop eléctrico de 0.7 yd3. Seguidamente, se

preparan patillas en ambas cajas para colocar los puntales que

permitirán construir el tapón con tablas de 2 pulg. x 6 pulg. x 10 pies (en

ambos extremos del tajeo) para que contengan el material detrítico que

se introduce para cubrir el vacío creado y que posteriormente servirá

como una nueva plataforma de trabajo. Se dejan pilares de 3 m x 5 m,

adyacente a las chimeneas principales.

Se cuenta con una pareja (maestro y ayudante) la cual es encargada de

la perforación, voladura y sostenimiento en la rampa y en el tajeo.

La perforación se realiza en el sentido del rumbo y en forma vertical

conforme el buzamiento de la veta. Se emplean maquinas Jack Leg

marca Canun 260 B, empleando un juego de barrenos de 4, 6 y 8 pies

de longitud y diámetro de 39 mm.

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76

En la voladura, se emplean como agente de voladura anfo y como

iniciador dinamitas semigelatinas marca Semexa con potencia relativas

de 65%.

4.3.3 Parámetros del método

- Productividad en tajeos mecanizados : 13,2 t/hombre-gdia

- Factor de potencia del explosivo : 0, 35 Kg/t

- Factor de perforación : 0,25 t/pie perforado

- Labores preparatorias : 12 m /1000 t

- Productividad de labores preparatorias : 10%

- Dilución : 15%

- Recuperación de reservas geológicas : 90%


4.4 Relleno detrítico

Es el material estéril que se encuentra en las laderas de las montañas o de la

perforación y voladura de frentes en desmonte (Exploraciones, preparaciones

y/o desarrollos), el cual se emplea para llenar el vació creado por la

exploración de mineral en los tajeos de corte y relleno.

En el caso especifico del tajeo 270, se emplea como relleno el material estéril

proveniente del avance de la Rampa positiva 260, el cual se acumula en las

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77

ventanas. Cuando se concluye con la limpieza del mineral roto el microscoop

eléctrico traslada el material acumulado hasta el tajeo, hasta rellenarlo

completamente. Si el tajeo 270 se encuentra rellenado, entonces el material

estéril proveniente de rampa 260 es vaciado por la chimenea ore pass y

evacuado hasta superficie para poder continuar con el avance de la rampa

mencionada.

4.5 Transporte de mineral

El transporte se realiza mediante camiones de bajo perfil de 20 TM, a través

de la galería principal de extracción del nivel 4750 hasta superficie, y luego es

trasladado a la cancha de tolva de gruesos con volquetes de 12 m3 de

capacidad (25 TM).

El transporte de interior mina, tanto de mineral como desmonte es realizado

por camiones de bajo perfil pertenecientes a la compañía y el transporte de

mineral desde la cancha de acumulación ubicada en la bocamina hasta la

planta de beneficio es realizado por un contratista que cuenta con una flota de

volquetes Volvo FM de 12 m3 de capacidad.

El costo por tonelada transportada de bocamina hasta la tolva de gruesos,

ubicada en planta concentradora es de 2.68 $/TM, haciendo un recorrido total

de 3,350m en un tiempo de 45 minutos entre ida y vuelta.

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78

4.6 Servicios Auxiliares

4.6.1 Aire comprimido

En la actualidad se cuenta con 01 casa de compresoras estacionarias que

forman un circuito de alimentación de aire comprimido, que a continuación se

detalla:

CASA DE COMPRESORAS DE YANCO – JIMENA:

En esta zona se cuenta con 3 compresoras Atlas Copco, estacionarias

que generan un caudal total de Qt = 1 174 CFM.

A continuación veremos sus características:

- Presión atmosférica : 1 032 Bar

- Temperatura ambiente : 15 ºC

- Humedad relativa : 15 %

- Q = caudal entregado a 4 500 m.s.n.m.

Tabla 4.1 Compresoras que trabajan en la zona de Yanco – Jimena

COMPRESOR MARCA MODELO SERIE RPM AMP CFM

1 Atlas Copco DT4 A237644 1775 145 450

2 Atlas Copco DT4 A236879 1775 145 342

3 Atlas Copco DT4 51386439 1782 135 382

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auxiliares como búster hacia los frentes de desarrollo más alejados del

circuito principal.

Esta acción nos permite crear y brindar un ambiente saludable para los

trabajadores en ejecución de sus labores diarias.

a) Ventiladores Principales en Jimena

Tabla 4.2 Ventiladores que trabajan en la zona de Jimena

MARCA CODIGO CFM HP UBICACION

HURACAN H-20 20 000 38 Crucero

HURACAN H-30 15 000 25 Crucero

BUFALO B-12 15 000 25 Rampa 260

88

b) Balance del sistema de ventilación Jimena

I. Ingreso de aire por bocamina:

Q = 34 566 CFM

II. Necesidad de aire en la labor:

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82

- Se selecciona el valor más alto, por lo que la necesidad de aire

para la labor es de 41 112 CFM.

III. Cobertura : 84 %

IV. Déficit : 6546 CFM

V. Caudal de aire que sale : 34 689 CFM

4.6.3. Abastecimiento de agua industrial

Para la zona de Jimena cuenta con una zona de abastecimiento ubicada

en la parte superior de la bocamina que proviene de los deshielos del

nevado Brassini al cual se le ha acondicionado una poza 15 m3 para

almacenar agua para utilizarla en la perforación que viene desde la

superficie y recorre la rampa 260 hasta las respectivas labores.

La distribución se realiza mediante tuberías de polietileno de 2" de

diámetro.

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83

CAPITULO V

PLANEAMIENTO DE MINADO

5.1 PROBLEMÁTICA

El método de explotación empleado actualmente en el tajeo 270 presenta

actualmente una serie de problemas y deficiencias operativas, que elevan el

costo unitario e incluso afectan la seguridad del personal, no permitiéndoles

trabajar de la mejor manera.

El tajeo 270 se viene explotando por corte y relleno ascendente mecanizado,

pero el microscoop eléctrico empleado realiza además del acarreo de mineral

también el relleno del tajeo mencionado, así como la limpieza del frente de la

rampa 260.

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84

Se tiene que analizar el incrementarse de la producción, reduciendo los costos

unitarios y que se pueden eliminar las condiciones sub estándar permitiendo

un optimo desempeño del personal. Para lograrlo se deben conocer y corregir

las deficiencias operativas para mejorar los resultados.

El proceso de rotura de mineral en el tajeo es lento, trabajándose solamente

con una pareja de perforistas (maestro y ayudante), que también laboran en la

rampa positiva mencionada.

Según las estadísticas de la labor en este ultimo año (ver tabla N° 5.1) se

observa que el personal dedica mensualmente 26 guardias a las labores de

acceso (rampa y ventanas), lo cual representa el 44% del tiempo mensual.

Cuando el personal se dedica a estos trabajos, el tajeo queda paralizado.

Tabla N° 5.1 Distribución de Guardias según

trabajos realizados por el personal

DISTRIBUCION DE GUARDIAS SEG N TRABAJOS

REALIZADOS POR EL PERSONAL

MES TAJEO 270 RAMPA 260

Enero 36 24

Febrero 31 27

Marzo 34 26

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85

Abril 31 27

Mayo 34 25

Junio 33 25

Julio 34 26

Agosto 35 23

Setiembre 31 28

Octubre 34 26

PROMEDIO 33 26

La limpieza del frente de la rampa y de las ventanas de acceso lo realiza el

microscoop eléctrico, que también se encarga de la limpieza del mineral roto

en el tajeo. La limpieza de los frentes, muchas veces hace retrasar el ciclo de

minado.

El microscoop ocupa mensualmente el 22% del tiempo en la limpieza de estos

frentes.

Sin embargo cuando el tajeo no requiere relleno y los frentes están disparados,

se genera el problema de exceso de desmonte, caso en el cual se le debe

evacuar por el ore pass de mineral, para poder continuar con el avance de los

frentes.

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86

Prácticamente no hay una secuencia lógica en el ciclo de minado, ya que el

relleno proviene de una labor cuyo avance algunas veces no es prioritario, pero

para obtener desmonte es indispensable dispararla, y en otros casos genera

grandes volúmenes de material estéril que deben ser evacuados hasta

superficie, generando perdidas de tiempo en los equipos.

El proceso de relleno detrítico, proveniente de las labores de acceso, con el

microscoop eléctrico es lento, ya que la distancia desde el frente hasta el tajeo

es considerable y generalmente supera los 100 metros, retrasando así también

el ciclo de minado en la labor.

Tabla 5.2 Calculo del tiempo en que el microscoop rellena el tajeo 270

CALCULO DEL TIEMPO DE RELLENO CON MATERIAL DETRITICO

PROVENIENTE DEL FRENTE DE LA RAMPA 260

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87

DATOS DEL EQUIPO

Marca SANDVIK

Modelo 100E

Capacidad 0.7 Yd (0.54 m )

CALCULO NUMERO DE CUCHARAS

Longitud del tajeo 34 m

Ancho de veta 2.0 m

Altura de corte 2.0 m

Volumen a rellenar 136 m

Numero de cucharadas requeridas 252

CALCULO DE TIEMPOS HASTA LA CURVA

Distancia del frente a la primera curva 80 m

Velocidad del microscoop en bajada 8 km/hr.

Velocidad del microscoop en subida 5 km/hr.

Tiempo de cuchareo 25 seg.

Tiempo de traslado cargado en bajada 36 seg.

Tiempo de descarga 19 seg.

Tiempo de retorno vacio en subida 58 seg.

Tiempo total por cuchara del frente hasta la primera 138 seg.

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88

Cuando la distancia supera la longitud del cable de alimentación eléctrica del

microscoop (100 metros), el proceso de relleno se debe hacer en dos tiempos,

primero acumulando la totalidad del desmonte en la ultima curva, para luego

llevarlo hasta el tajeo.

Para rellenar la totalidad del tajeo, que tiene un área de 68 m 2 y después de

darle un corte de 2 metros, se requiere de 136 m3 de desmonte. La capacidad

curva

CALCULO DE TIEMPO DE CURVA AL TAJEO

Distancia desde la curva hasta el tajeo 60 m

Velocidad del microscoop en bajada 8 km/hr.

Velocidad del microscoop en subida 5 km/hr.


Tiempo de traslado cargado en bajada 27 seg.


Tiempo de retorno vacio en subida 43 seg.

Tiempo total por cuchara desde la curva al tajeo 118 seg.

Tiempo Total por cuchara del frente al tajeo 256 seg.

(4 min, 16 seg.)

TIEMPO TOTAL PARA RELLENAR EL TAJEO 1075 min

(17 hrs, 55 min.)

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90

tabla 5.3 se aprecia el resumen de incidentes y accidentes en la zona de

Jimena.

Tabla N° 5.3 Estadísticas de accidentes e incidentes en la zona Jimena

AÑO INCIDENTES

REPORTADOS

LEVES INCAPACITANTES FATALES

2005 350 15 9 0

2006 521 17 15 1

2007 454 10 (01) 5 0

2008 647 08 (05) 3 0

2009 688 06 (02) 3 0

2010 525 (02)

TOTAL 2193 71 35 1

() Accidentes por gaseamiento.

En el año 2005 y 2006 no se registraron casos por gaseamiento, debido a que

a pesar que se realizaron los frentes ciegos de los cruceros de acceso en el

nivel 4750, la ventilación era buena ya que se contaba con ventiladores

inyectando aire fresco y a que la distancia a la bocamina no era excesiva.

En el año 2007 se registro un (01) caso de intoxicación debido a la presencia

de gases de voladura acumulados en la rampa positiva 260, la cual ya

empezaba a subir junto con el tajeo.

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91

En el año 2008 se registraron 5 casos de gaseamiento, 2 en el tajeo 270 y 3

en la rampa positiva 260. Este incremento se debió a que la rampa había

subido considerablemente, y la recirculación del aire viciado había aumentado.

A pesar que se contaba con 03 ventiladores enseriados.

Hasta la fecha en lo que va del año 2009, se han registrado 2 casos de

intoxicación por gases de voladura en el tajeo 270.

Esto hace un total de 08 casos registrados por intoxicación con gases de

voladura.

Por lo tanto estos problemas originan perdidas de tiempo en el trabajo del

personal y en la operación de los equipos del tajeo 270 de la zona de Jimena,

y también afectan la seguridad del personal y la calidad de trabajo.

5.1.1 Preparación de Rampas en el método

5.1.1.1 Características geométricas de la Rampa 260 Jimena

Los principales objetivos de la Rampa 260 son:

El acceso a los diferentes cortes de tajeo 270 E-W para su

respectiva explotación.

Proporcionar desmonte proveniente del avance de su frente

para utilizarlo como relleno detrítico en el tajeo 270.

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92

La rampa 260 Jimena es del tipo Zig zag y cuenta con una

sección de de 3.0 m x 3.0 m permitiendo el transito del micro

scoop eléctrico de 0.7 Yd3 (ver Cuadro N° 5.1).

Tabla N° 5.4 Dimensiones del microscoop eléctrico N° 40 de 0.7 Yd3

Parámetros Dimensiones

Largo 4846 mm (191")

Ancho 1055 mm (42")

Altura hasta la cabina 2045 mm (81")

Figura N° 5.1 Microscoop eléctrico N° 40 de 0.7 Yd3- Vista de perfil.

La gradiente de la rampa positiva 260 es de 15%, tiene una

Gradiente de curva de 8%, un radio de Curvatura de 16.5 m,

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93

un peralte de 0.14 m. La distancia promedio a la veta es de 15

m y la altura ganada por cada vuelta o pase es de 15 m.

Longitud de la Rampa 260 hasta la fecha es de 600 metros.

La rampa parte del nivel 4750 en la Veta Jimena y cada 100 m

aproximadamente de avance se ejecuta un crucero hacia el Ore

pass Ch-270 para la evacuación del mineral y/o desmonte. Ver

Plano N° 5.1

Figura N° 5.2 Microscoop eléctrico N° 40 de 0.7 Yd3- Vista en Planta.

5.1.1.2 Perforación

http://localhost/var/www/apps/conversion/tmp/scratch_4/01%20VETA%20JIMENA.dwg




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94

Se emplea el sistema de perforación rotopercutiva mediante

perforadoras manuales tipo Jack Leg, realizando taladros

paralelos de 6 pies y un cuele del tipo quemado con 3 taladros

vacíos y 3 cargados.

5.1.1.3 Voladura

Se emplean anfo como agente de voladura y como iniciador

dinamitas semigelatinas marca Semexa de 1 1/8 pulg. de

diámetro x 7 pulgadas con una potencia relativa de 65%,

accesorios como carmex de 7 pies de longitud.

5.1.1.4 Limpieza y Transporte

Para la limpieza del microscoop eléctrico de 0.7 yd

3

, se trasladael tablero eléctrico lo mas cerca posible al frente de la rampa.

De de no existir un espacio vacío del tajeo para su relleno,

entonces se procede a vaciar el desmonte por el ore pass 260

de donde es chuteado a la tolva de los camiones Dumper de 11

TM, y transportado a superficie al botadero de desmonte.

5.1.1.5 Sostenimiento

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95

De acuerdo a la calidad geomecánica del macizo rocoso, se

emplean Split set puntuales de 38 mm de diámetro x 7 pies de

longitud, que tienen una resistencia de 7 TM, colocados

sistemáticamente mediante una malla de 1.2 m x 1.2 m.

5.1.1.6 Costos de ejecución de la rampa 260 Jimena

a. Costos de Perforación

Implica la Mano de Obra, herramientas, implementos de

seguridad, perforadora, accesorios y barrenos. El costo de la

mano de obra de obra es de 45.09 $/m ver Tabla 5.5, el de

herramientas de 2.58 $/m ver Tabla 5.6, el de implementos de

seguridad de 7.71 $/m ver Tabla 5.7, el de perforadora de

15.80 $/m y el de barrenos mas afiladora asciende a 16.43

$/m. Ver tablas N°. 5.4, 5.5 y 5.6.

Tabla 5.5 Costo Unitario por Mano de Obra

Ocupación Tareas Jornal

( $ )

Incidencia Costo unitario

( $/m)

Perforista

Ayudante

01

01

30,42

29,12

125%

125%

23,04

22,05

Total 45,09

Herramientas

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96

Tabla 5.6 Costo Unitario por herramientas

Herramientas Unidad Cant.

Precio

unitario

( $ )

Vida

útil

Costo

/disp.

($/disp.)

Lampa minera

Pico

Llave Stilson 14"

Aceite de perforación

Barretilla de 5'

Barretilla de 8'

Combo de 6 Lb

Sacabarreno

Pieza

Pieza

Pieza

Gal

Pieza

Pieza

Pieza

Pieza

2

2

1

0,58

2

2

1

2

6,74

7,33

29,80

4,66

2,50

3,50

5,60

4,80

50

75

200

600

25

25

90

50

0,27

0,20

0,15

2,70

0,20

0,28

0,06

0,19

Sub total 4,05

Otros 5% 0,20

Total costo por disparo 4,25

Costo por metro = 2,58 $/m

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97

Tabla 5.7 Costo Unitario por implementos de seguridad

Implementos de

Seguridad Unid. Cantidad

Precio

unitario

( $ )

Vida

útil

Costo

/disp.

($/disp.)

Guantes de jebe

Respiradores

Lentes Uvex

Cartucho para respirador

Filtro para respirador

Cascos

Botas de jebe

Pantalón de jebe

Saco de jebe

Mameluco

Correa Portalámpara

Lámpara eléctrica

Par

Pza.

Pza.

Pza.

Pza.

Pza.

Par

Pza.

Pza.

Pza.

Pza.

Pza.

6

6

6

12

12

6

6

6

6

6

6

6

6,75

27,80

8,45

3,38

0,26

10,55

11,26

22,39

25,25

22,00

5,45

400

30

300

150

30

5

300

75

75

75

180

180

900

1,35

0,56

0,34

1,35

0,62

0,21

0,90

1,79

2,02

0,73

0,18

2,67

Total costo por disparo 12.72

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98

Costo por metro 7,71 $/m

Cuadro 5.1 Calculo del costo de Perforadora y accesorios

Perforadora

Precio de la perforadora = 2 264,70

Mantenimiento = 1 358.82

Costo financiero = 226,47

Costo total = 3 849,99

Vida útil = 45 000 pies

Costo por pie perforado = 3 849,99 = 0,0855 $/pie

45 000

Costo por disparo = 24,6 $/disparo


Manguera y accesorios

30 m de manguera de 1" de = 135,0 $

30 m de manguera de 1/2" de = 60,0 $

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99

Total = 195,0 $

Accesorios 5% = 9,75 $

TOTAL = 204,75 $

Vida útil = 300 disparos

Costo de manguera por disparo = 204,75 = 0,68 $/disparo

300


Costo Perforadora + Accesorios = 15.80 $/m

Barrenos y accesorios

Barrenos

Precio de barreno de 6' = 83,85 $

Vida útil = 1 000 pies perf.

Costo de barreno = 83,85 = 0,084 $/pie

1000



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101

Costo por pie perforado = 14,79 = 0,003

$/pie 5040


Costo por metro = 0,54 $/metro

Costo de Barrenos y Accesorios = 16.43 $/m

Total Costo de Perforación = 87.61 $/m

b. Costos de Voladura

Implica el Anfo como agente de voladura, la dinamita

Semexa como iniciador y los accesorios de voladura como

Exel, Cordón detonante, Carmex y mecha rápida. El detalle

de los costos de puede observar en la tabla 5.5.

Tabla 5.8 Costo Unitario por Voladura

Material Unidad Cantidad Precio

Unitario

$ / disparo

Semexa 65% Unidad 103 0.25 25.75

Examon Kg 45 0.66 29.70

Exel Pza. 43 1.2 51.6

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102

Cordón detonante Mts 25 0.13 3.25

Carmex Pza. 2 0.51 1.02

Mecha rápida Mts 0.5 0.25 0.13

Costo por metro de avance $ 67.54

c. Costos de Limpieza y Transporte

El equipo empleado en la limpieza es el microscoop eléctrico

N°. 040 de 0.7 yd3 de capacidad de cuchara.

Cuadro 5.2 Calculo del costo de Carguio

Costo de posesión del scoop eléctrico de 0.7 yd3

- Va : Valor de adquisición

- Vn : Valor de neumáticos.

- Ve : Vida económica útil.

- N : Vida económica útil en años

- i : Tasa vigente anual de interés

- IMA : Inversión media anual

- HOA : Horas operadas por año

Depreciación (D):

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103

D = 0,85 Va - Vn = 0,85 x 135 000 $ - 4 800 $ = 15,04 $/h

Ve 12 000 h

Intereses (I):

IMA = N + 1 x Va = 6 + 1 x 135 000$ = 78 750 $

2 x N 2 x 6

I = i x IMA = 0,097 x 78 750$ = 3,82 $/h

HOA 2 000

Seguros y almacenaje (SA):

SA = ( S + Alm.) x IMA

HOA

S = Prima anual por seguros 3,5 %

Alm. = Porcentaje por almacenaje 1,5 %

HOA = Horas operadas por año

Entonces:

SA = 0,05 x IMA = 0,05 x 127 167 $ = 3,18 $/h

HOA 2 000 h

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104

Costo de operación:

Mantenimiento y reparación (MR):

MR = % MR x Va - Vn = 0,55 (135 000 - 4 800)$ = 5.97 $/h

Ve 12 000 h

% MR : Porcentaje de mantenimiento y reparación

Va : Valor de adquisición

Vn : Valor de los neumáticos

Ve : Vida económica en horas

Costo de Energía (E):

E = Ce * Pe = 5.17 Kw * 0.10 $ / Kw – hr

= 0.52 $ / hr

Donde:

Ce : Consumo de Energía

Pe : Precio por Kw - hr

Neumáticos (Ne):

Ne = Vn = 4 800 $ = 2,66 $/h

Vu 1800 h

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105

Donde:

Vn = Valor de los neumáticos

Vu = Vida útil del neumático en horas.

Reparación de neumáticos (RN):

RN = % RN x Ne = 0,15 x 2,66 $ = 0,40 $/h

% RN = Factor de reparación de neumáticos 15%

Ne = Costo de reposición de los neumáticos

Lubricantes (CL):

CL = Costo de lubricantes + costo de grasa

Consumo de lubricantes = 0,17 gal/h

Consumo de grasa = 0,08 Lb/h

CL = (0,17 gal/h x 7,60 $/gal) + (0,08 gal/h x 1,50 $/Lb)

CL = 1,41 $/h

Operador (Op):

Jornal del operador = 28,84 $/tarea x 1 tarea = 3,6 $/h

8 h

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106

Costo Horario del Scoop Eléctrico = 30.72 $

Cuadro 5.3 Calculo del costo de transporte

Para el transporte se utiliza un volquete de bajo perfil modelo

MT 2010, marca Atlas Copco, de 20 toneladas de capacidad.

Datos generales

Equipo : Dumper

Marca : Atlas Copco

Modelo : MT 2010

Potencia de motor : 400 HP

Capacidad : 8 m3

Peso : 12 500 Kg

Vida económica en años (N) : 5 años

Vida económica en horas : 10 000 horas

Valor CIF : 95 805 $

Gastos variables

Petróleo = 1,40 $/gln

Aceite = 7,60 $/gln

Grasa = 1,50 $/gln

Costo de posesión

Simbología utilizada:

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107


Vn : Valor de neumáticos.

Ve : Vida económica útil.

N : Vida económica útil en años

i : Tasa vigente anual de interes

IMA : Inversión media anual

HOA : Horas operadas por año

Depreciación (D)

D = 0,85 Va - Vn = 0,85 x 132 265 $ - 3 670 $ = 10,88 $/h

Ve 10 000 h

Intereses (I):

IMA = N + 1 x Va = 5 + 1 x 132 265$ = 79 359 $

2 x N 2 x 5

I = i x IMA = 0,097 x 79 359$ = 3,85 $/h

HOA 2 000

Seguros y almacenaje (SA):

SA = ( S + Alm.) x IMA

HOA

S = Prima anual por seguros 3,5 %

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108

Alm. = Porcentaje por almacenaje 1,5 %

HOA = Horas operadas por año

Entonces:

SA = 0,05 x IMA = 0,05 x 79 359 $ = 1,98 $/h

HOA 2 000 h

Costo de operación

Mantenimiento y reparación (MR):

MR = % MR x Va - Vn = 0,5 (132 265 - 3 670)$ = 6,43 $/h

Ve 10 000 h

Donde:

% MR : Porcentaje de mantenimiento y reparación


Vn : Valor de los neumáticos

Ve : Vida económica en horas

Neumáticos (Ne):

Ne = Vn = 3 670 $ = 1,84 $/h

Vu 2 000 h

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109

Donde:

Vn = Valor de los neumáticos

Vu = Vida útil del neumático en horas.

Reparación de neumáticos (RN):

RN = % RN x Ne = 0,15 x 1,84 $ = 0,28 $/h

% RN = Factor de reparación de neumáticos 15%

Ne = Costo de reposición de los neumáticos

Combustible (CC):

CH = Potencia x 0,06 gal x % CT

HP hora

CH = Consumo horario

Potencia en HP

Consumo nominal de combustible = 0,06 gal/HP hora

% CT = % de ciclo de trabajo 40%

CH = 400 HP x 0,06 gal x 0,40 = 9,60 gal/h

HP hora

CC = CH x costo por galón

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110

CC = 9,60 gal/h x 1,40 $/gal = 13,44 $/h

Lubricantes (CL):

CL = Costo de lubricantes + costo de grasa

Consumo de lubricantes = 0,17 gal/h

Consumo de grasa = 0,08 Lb/h

CL = (0,29 gal/h x 7,60 $/gal) + (0,14 gal/h x 1,50 $/Lb)

CL = 2,41 $/h

Filtros (F):

F = 20 % del costo de combustible y lubricantes

F = 0,2 (CC + CL)= 0,2( 13,44 $/h+ 2,41 $/h) =3,17 $/h

Operador (Op):

Jornal del operador = 28,84 $/tarea x 1 tarea = 3,6 $/h

8 h

Costo Horario del Volquete Bajo Perfil = 47,88 $

El costo de limpieza y transporte por metro se resume en el

siguiente cuadro:

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111

Tabla 5.9 Costo Unitario por Limpieza y Transporte de la Rampa 260

Equipo $/hr. TM/

disparo

TM/

hora

Hrs US$ Mt /

disp.

$ /

metro

Scoop Eléctrico 30.52 40 25 1.6 48.83 1.65 29.60

Dumper 47.88 40 30 1.3 63.84 1.65 38.70

Costo por metro de avance $ 68.30

d. Costos de Sostenimiento

De conformidad con los estudios geomecánicos. La

estabilización con Split set de forma sistemática, espaciados

cada 1.20 m:

- Por cada 1.2 m se colocan 10 unidades de split set

- El precio por Split instalado = 7.31 dólares americanos

- Split set/ mt lineal = 10/1.2 = 8.33

- Costo $/mt: 8.33 Split set/mt x 7.31 $/ Split set

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112

Costo por sostenimiento: = 60.89 $/metro

e. Costo Unitario Total Operativo de la Rampa

Tabla 5.10 Resumen del costo operativo de la rampa.

Costo Operativo Total

Perforación 87.61 US$ /Metro

Voladura 67.54 US$ /Metro

Limpieza y

Transporte

68.30 US$ /Metro

Sostenimiento 60.89 US$ /Metro

Total 284.34 US$ /Metro

f. Costo de Supervisión y Servicios

Tabla 5.11 Costo unitario de supervisión.

CNT BASICO (B+BBSS)/DIA INC. % US$/DISP.

Ing. Residente de

obra

1 6688 360 10% 11.82

Ing. Jefe de guardia 1 4235 228 20% 14.97

Ing. De Seguridad 1 5445 293 15% 14.43

Capataz de Guardia 1 1815 98 20% 6.41

Administrador 1 1573 85 10% 2.78

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113

Auxiliar de

Secretaría

1 1210 65 10% 2.14

Total Supervisión

U$

1 52.55 35.03

g. Resumen General de Costos de Ejecución del Proyecto

El costo total directo de ejecución de la rampa es de 284.34,

faltando incrementar el 5% de gastos generales y el 10% de

utilidad para obtener el costo unitario total de 326.99.

Tabla 5.12 Resumen del Costo Total Unitario de la rampa 260

Costo Total Unitario de la Rampa

Supervisión y Servicios 35.03 US$ / METRO

Perforación 87.61 US$ / METRO

Voladura 67.54 US$ / METRO

Limpieza y Transporte 68.30 US$ / METRO

Sostenimiento 60.89 US$ / METRO

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Total Costo Directo 284.34 US$ / METRO

Gastos Generales (5%) 14.22 US$ / METRO

Utilidad (10%) 28.43 US$ / METRO

Costo Unitario Total 326.99 US$ / METRO

Grafico 5.1 Distribución de Costos de la Rampa 260

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115

h. Relación Beneficio Costo del Proyecto

Tabla 5.13_A Detalle de Egresos e Ingresos durante la explotación del tajeo 270 con la rampa 260

AÑO DETALLE EGRESO CANTIDAD UND PU $/UND P. TOTAL US$ CTTA INGRESO TONELAJE V. MINERAL TOTAL US$ FLUJO CAJARAMPA 260 199 METROS 326,99 6 50 71 ,0 1 MI C ON G 7200 102,41 737352

VENTANAS 60 METROS 207,7 1 24 62 MIC O NG

CHIMENEA ORE PASS (ECHADERO) 270 33,6 METROS 177,98 5 98 0, 12 8 MI C ON G

CHIMENEA VENTILACION/CAMINO 308 33,6 METROS 188,94 6 34 8, 38 4 MI C ON G

ENERGIA DE VENTILADORES 300 DIAS 321,84 96552 C IAMINADO 7200 TON 10,39 7 48 08 MIC O NG

TRANSPORTE DE MINERAL 7200 TON 3 2 16 00 MU L TIJ E E V AL

TOTAL 282821,5 737352 454530,5

RAMPA 260 199 METROS 326,99 6 50 71 ,0 1 MI C ON G 7200 102,41 737352




ENERGIA DE VENTILADORES 300 DIAS 321,84 96552 C IA

MINADO 7200 TON 10,39 7 48 08 MIC O NG


TOTAL 282821,5 737352 454530,5








TOTAL 282821,5 737352 454530,5








TOTAL 282821,5 737352 454530,5








TOTAL 282821,5 737352 454530,5

5

1

2

3

4

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Tabla 5.13_B Detalle de Egresos e Ingresos durante la explotación del tajeo 270 con la rampa 260

AÑO DETALLE EGRESO CANTIDAD UND PU $/UND P. TOTAL US$ CTTA INGRESO TONELAJE V. MINERAL TOTAL US$ FLUJO CAJARAMPA 260 199 METROS 326,99 6 50 71 ,0 1 MIC O N G 7200 102,41 737352

VENTANAS 60 METROS 207,7 12 46 2 MIC ON G

CHIMENEA ORE PASS (ECHADERO) 270 33,6 METROS 177,98 5 98 0, 12 8 MIC O N G

CHIMENEA VENTILACION/CAMINO 308 33,6 METROS 188,94 6 34 8, 38 4 MIC O N G


MINADO 7200 TON 10,39 74 80 8 MIC ON G

TRANSPORTE DE MINERAL 7200 TON 3 2 16 00 MU LT IJ E E VA L

TOTAL 282821,5 737352 454530,5

RAMPA 260 199 METROS 326,99 6 50 71 ,0 1 MIC O N G 7200 102,41 737352







TOTAL 282821,5 737352 454530,5






MINADO 7200 TON 10,39 74 80 8 MIC ON GTRANSPORTE DE MINERAL 7200 TON 3 2 16 00 MU LT IJ E E VA L

TOTAL 282821,5 737352 454530,5








TOTAL 285499,5 757834 472334,5

6

7

8

9

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Tabla 5.14 Ingreso y Egresos actualizados a una taza de 12%, VAN y B/C

PERIODO INGRESOS EGRESOS ING ACT EGR ACT FLUJO FAS VAN0 737352 282821.5 737352 282821.522 454530.5 1 454530.478

1 737352 282821.5 658350 252519.2161 454530.5 0.892857 405830.78392 737352 282821.5 587812.5 225463.5858 454530.5 0.797194 362348.91423 737352 282821.5 524832.5893 201306.773 454530.5 0.71178 323525.81634 737352 282821.5 468600.5261 179738.1902 454530.5 0.635518 288862.3365 737352 282821.5 418393.3269 160480.527 454530.5 0.567427 257912.86 737352 282821.5 373565.4705 143286.1848 454530.5 0.506631 230279.28577 737352 282821.5 333540.5986 127934.0936 454530.5 0.452349 205606.50518 757834 285499.5 306076.4422 115308.4685 472334.5 0.403883 190767.9737

6656650 2548071.7 4408523.454 1688858.561 2719664.893

ANALISIS ANUAL VAN Y B/C

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113

El VAN obtenido con el minado actual, con una tasa de 12%, es de

2 719 664. 893, y la relación beneficio costo es de:

B/C: 2.610

Con estos resultados se entiende que la explotación actual resulta muy rentable, y

que la diferencia entre los ingresos y egresos a través del tiempo es considerable.

5.2 Planteamiento de propuestas

5.2.1 Minado con corte y relleno ascendente mecanizado con material

detrítico a través de una chimenea RB

Esta alternativa sugiere la construcción de 02 Raise Boring (ver plano

N° 02), paralizando la rampa positiva 260 y así mantener “cautivo” el

microscoop eléctrico en el tajeo. Aprovechando al máximo la

disponibilidad del personal y del microscoop, además de mejorar los

niveles de producción en el tajeo y cumpliendo con los estándares de

seguridad.

Los Raise Boring tendrán una longitud de 282 metros con una

inclinación de 70° según el buzamiento de la veta Jimena y serán

ejecutados de forma secuencial. Ambos comunicarán al tajeo con el

nivel 5120 en superficie, tendrán un diámetro de 1.20 metros cada uno

y serán ejecutados por la empresa especializada Tumi SAC.

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114

Estas chimeneas estarán ubicadas a 5 metros de la caja piso de la veta

y se irán comunicando con el tajeo por medio de ventanas.

La ejecución de chimeneas Raise Boring requiere de trabajos previos:

en interior mina se deben realizar cámaras en roca estéril donde

comunicarán los pilotos. Si ocurriese alguna desviación topográfica u

operativa entonces se tendrá que realizar algún desquinche con el

objetivo que el punto de comunicación quede casi en el centro de la

cámara.

Concluida la primera cámara se procede a la perforación del piloto,

utilizando como herramienta un trícono de rodamientos sellados con un

diámetro de 9 7/8” a una velocidad promedio de 0.90 mt. por hora,

desde la superficie hasta comunicar a la cámara. Cuando esto ocurra

se procede a retirar el trícono y embonar el escariador, quedando este

unido a la columna de barras que descendió durante las perforación del

piloto. El escariador actúa en ascenso, excavando por corte y cizalle,

con un diámetro de 4 pies a una velocidad promedio de 0.20 metros por

hora, según las características de macizo rocoso que se atraviesa.

Mientras se va rimando la chimenea se van generando gran cantidad de

detritus, los cuales se acumulan en la cámara y que deben evacuarsecontinuamente para evitar problemas de campaneo de la chimenea o

que estos invadan la vía principal. La limpieza de estos se realizará con

un scoop de 2.2 yd3 y un Dumper de 10 toneladas métricas.

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115

El volumen estimado de detritus por cada Chimenea es de

aproximadamente 715 m3.

Terminada la perforación del primer Raise Boring, el escariador debe ser

retirado por superficie y los equipos se trasladaran al siguiente punto

para la perforación de la segunda chimenea que será perforada y

escariada en forma similar a la primera.

La parte superior de ambas chimeneas que esta en contacto con la

superficie desquincharán en forma de embudo hasta lograr un diámetro

de 2 m. Luego se construyen parrillas en ambas y se señalizan

adecuadamente para evitar cualquier tipo de evento no deseado.

Durante la perforación del piloto y rimado de ambas chimeneas, se

continuará trabajando normalmente en el tajeo, a menos que el tránsito

de los equipos diesel, que se encargaran de la limpieza de los detritus,

interfieran por unos minutos en el tránsito de microscoop eléctrico.

Concluido el rimado de ambas chimeneas, el retiro de equipos, limpieza

de las cámaras y colocación de parrillas en superficie, recién se

realizarán los trabajos complementarios para comunicar el tajeo con los

Raise Boring a través de ventanas, contando con el apoyo del área de

topografía.

La función principal del primer Raise Boring es permitir la alimentación

de material detrítico (relleno) desde superficie. Este RB se ubicara en la

parte central del Tajeo, (ver plano N° 02), frente al ore pass y conforme

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116

va realizando la rotura del tajeo se ira comunicando por medio de

ventanas, se colocará un tapón con puntales de madera de diámetro

considerado para sellar la RB y evitar que el material detrítico

alimentado pase a la parte inferior. El microscoop eléctrico se

encargara de distribuirlo en el tajeo a rellenar. La ubicación de esta

chimenea es estratégica, ya que al estar en la parte central del tajeo

permitirá que el microscoop rellene el ala vacía sin afectar a la que se

encuentra en proceso de rotura.

Se coordina la alimentación del material por la chimenea y los volquetes

transportaran la cantidad necesaria para rellenar el espacio vacío del

tajeo. Los volquetes descargarán directamente el material, sobre las

parrillas durante las horas muertas, para evitar la presencia de personal

en la labor; en caso de improvistos se coordinará su retiro mientras se

procede a la descarga.

Para acelerar el proceso de relleno y evitar improvistos se harán

campañas de acumulación en una cancha cercana a la chimenea, y este

sería alimentado por algún scoop o pala de forma rápida y eficiente.

El material a usar como relleno detrítico seria el relave del JIG de la

planta concentradora, que es generalmente usado en estos casos, esteposee propiedades físicas que favorecen su propósito ya que

prácticamente se trata de roca estéril chancada con un diámetro

promedio de 3/8 a 1.0 pulgada. Se encuentra en la planta

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117

concentradora en grandes cantidades y es necesario evacuarlo ya que

se genera en grandes cantidades. El cargador frontal de la planta estará

siempre disponible.

Si hubiese algún problema en cuanto al abastecimiento del relave del

JIG, se cargaría desmonte de diámetro adecuado de las canchas a los

volquetes, o se iniciaría con el carguío de material granulado de alguna

de las canteras cercanas a la zona del proyecto.

El segundo Raise Boring tendrá dos funciones: camino y ventilación con

el objetivo principal de mejorar los estándares en la labor. (Ver plano

N°02).

La chimenea Raise Boring se habilitará con descansos y escaleras para

utilizarse como camino. El diámetro facilita el acceso y el diseño interior

brinda seguridad por la estabilidad de sus paredes y brinda facilidades

para instalar los descansos. El ángulo de inclinación de 70° es

adecuado para una chimenea camino.

Actualmente el tajeo 270, cuenta con un solo camino (Chimenea 308);

no cumpliendo con los estándares de seguridad establecidos, por lo que

el segundo Raise Boring propuesto asumiría esta función. Este RB

igualmente ira comunicado por medio de ventanas al Tajeo y será

habilitado desde la comunicación hacia la parte inferior; es decir seria un

camino que permitiría bajar por un extremo de la labor hasta la rampa.

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118

No se podría habilitar al 100% hasta superficie para poder subir, debido

a que al momento de comunicar las ventanas hacia la chimenea, se

dañarían las escaleras y descansos, este quedaría inhabilitado y más

bien generaría retrasos operativos en la labor.

Al quedar esta chimenea habilitada, la labor quedaría con dos camino

(una al extremo de cada ala): la RB propiamente dicha y el camino

convencional que se construye conforme se avanza la rotura del tajeo

eliminando al fin esta condición sub estándar.

Las chimeneas Raise Boring por su forma circular y por la poca

rugosidad en el interior de sus paredes tienden a comportarse como un

excelente ducto de ventilación, mucho mejor que las chimeneas

convencionales excavadas con explosivo. El flujo de aire en estas

chimeneas encuentra una resistencia menor al de las convencionales y

por lo tanto la pérdida de carga es menor.

La segunda chimenea excavada servirá también para evacuar el aire

contaminado hacia la superficie. Ya que actualmente por el nivel

principal, Nv 750, ingresa aire fresco que al llegar a la labor recircula

debido a que no hay una chimenea de descarga, generando problemas

de ventilación. A pesar que tres ventiladores trabajan permanentementedurante la operación.

Al quedar esta chimenea comunicada a la labor el circuito seria de la

siguiente forma, el aire limpio y fresco ingresaría por la bocamina de

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119

forma natural y subiría por la chimenea de doble compartimiento, que ya

existe, hasta la labor; allí recorrería la labor Este a Oeste y subiría junto

con el aire viciado por la segunda chimenea Raise Boring. Si el primer

Raise Boring se encuentra libre de relleno detrítico también ayudaría a

que el aire viciado suba y aumentaría el flujo en la labor. Mejorando así

el problema de ventilación.

No serian necesarios lo ventiladores por lo que deberán retirarse de la

zona, reduciendo también así el consumo de energía.

La producción promedio del tajeo 270 es de 650 TMH por mes. Pero ya

con las chimeneas Raise Boring y el scoop cautivo, se estima que la

producción tendrá un incremento del 44%, considerando que no solo

mejorará la disponibilidad del personal y del microscoop, sino que las

condiciones mejorarán en general y permitirán un mejor desempeño en

la labor. Es por esto que se asume que la producción mensual llegará a

935 TMS.

Según lo estimado con la puesta en marcha del proyecto el personal

dedicará 20 guardias al mes en trabajos de preparación y sostenimiento,

y el resto de tiempo será dedicado a la rotura de mineral. La distribución

detallada será la siguiente:

Las chimeneas ore pass y la chimenea camino oeste, subirán junto con

el tajeo a un ritmo de 4.15 metros mensuales cada una, considerando

que se darán dos cortes. Y esto demandará que el personal se dedique

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120

6 guardias en estos trabajos. Considerando 1.5 metros de avance por

disparo y un disparo por guardia.

Los trabajos de sostenimiento con Split set tienen un rendimiento

promedio de 30 elementos de sostenimiento por guardia, y para dos

cortes se requiere instalar 272 Split sets, considerando un área de 68

metros cuadrados y una malla que nos permite instalar 2 elementos por

metro cuadrado, llegaríamos a ocupar 9 guardias para sostener

completamente la labor.

Entre trabajos de relleno detrítico y servicios se ocuparían 5 guardias.

Con esto podemos deducir que son 20 guardias al mes dedicadas a

trabajos de preparación, sostenimiento y relleno.

Las 40 guardias restantes podrán ser ocupadas en el proceso de rotura,

y considerando un rendimiento mínimo de 30 taladros por guardia se

puede deducir que 1200 taladros de producción serán disparados al

mes. La malla estándar es 0.40 m X 0.30m, y la perforación alcanza una

longitud de 8 pies (2.44 metros) que castigados al 90% dejan una

longitud real de 2.19 metros. Por lo que se llega a romper 0.92

toneladas húmedas por taladro. Alcanzando un tonelaje mensual de

1100 toneladas.

Sin embargo asumiendo problemas operativos y pérdidas en el proceso

de limpieza del mineral se esta descontando el 10%, para así tener un

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121

valor más real y ajustado, por lo que se considerará 990 TMH

mensuales como el tonelaje a alcanzar con los cambios sugeridos.

Si a este tonelaje le descontamos el 5.5% de humedad, que es el

porcentaje considerado para esta zona, entonces quedaría un total de

935 TMS. Sin embargo se asume que esta producción se alcanzará

recién en el segundo año de operación después de iniciado el proyecto,

debido a que con los cambios a ejecutarse puede tomar algo de tiempo

para que recién el tajeo incremente su producción a los niveles

deseados.

CUADRO N° 5.1.- CALCULO DEL COSTO DE CONSTRUCCION DE CHIMENEA

RAISE BORER

1.- COSTO DE MAQUINA RAISE BORER

Precio FOB de la Máquina: 320 950 US$

Precio CIF de la Máquina: 545 615 US$

Potencia de la Maquina : 100 Hp

Precio de Energía Eléctrica: 0.08 US$/KW-hr

Vida Útil: 10 años

Horas de operación al año: 4200

Longitud de perforación: 300 metros

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123

Donde: P: Precio de Adquisición

n: Vida Útil en años

D = 545 615 X 0.8 / 10 x 4200 = 10.39 US$ / hr

Costo de Mantenimiento: M = D x (1 +23%)

M = 10.39 US$ / HR x (1 + 23 %) = 12.78 US$ / hr

Costo de Energía: CE = HP Maquina x 0.746 x Precio de

Energía

CE = 100 x 0.746 x 0.07 = 5.22 US$ / hr

Costo de Lubricantes y Grasas: CL = 30% x E

CL = 0.3 x 5.22 = 1.57 US$ / hr

Costo Horario: = 52.96 US$ / hr

= 226.37 US$ / mt

2.- COSTO DE INSUMOS PARA COLUMNA DE PERFORACION 300 METROS

Tubos 244 unidades Precio FOB: 247 950 US$

Estabilizadores 04 und. Precio FOB: 21 200 US$

Total Precio FOB: 269 150 US$

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Total Precio CIF: 457 555 US$

Vida Útil: 10 años

Horas de operación al año: 4200

Longitud de perforación: 300 metros

Interés: 12%

Costo de Amortización: A= P [((1+i)n x i)] / [(1+i)n – 1]

Donde: A: Costo de Amortización US$ / año

P: Precio de Adquisición

i: Interés


horas trabajadas al año: 4200

A = 457 555 [((1+0.12)10 x 0.12)] / [(1+0.12)10 – 1] = 80 979.99 US$

/ año

A= 80 979.28 US$ / año / 4200 hrs / año = 19.28 US$/ hr

Costo de Depreciación: D= P x 80% / n

Donde: P: Precio de Adquisición


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D = 457 555 X 0.8 / 10 x 4200 = 8.72 US$ / hr

Costo de Mantenimiento: M = D x (1 +23%)

M = 8.72 US$ / HR x (1 + 23 %) = 10.72 US$ / hr

Costo por Rimadora

Precio CIF de Rimadora: 44 550 US$

Vida Útil: 20 000 HRS

Costo horario por Rimadora: = 2.23 US$/ hr

Costo por Broca Perforadora

Broca Precio CIF: 3120.00 US$

Vida Útil: 800 metros

Costo Horario por Broca: (3120 US$ / 800 mt) X 0.234 mt / hr = 0.90

US$ / hr

Costo por estabilizadores

Precio 5 und. Precio CIF: 62 348 US$

Vida Útil: 1000 metros

Costo Estabilizadores: (62 348 US$ / 1000 mts. ) X 0.234 mt / hr

= 14.50 US$ / HR

Costo Horario: = 55.5 US$ / hr

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= 237.1 US$ / MT

3.- COSTO DE MANO DE OBRA POR CHIMENEA RAISE BORING

MANO DE OBRA TOTAL

CARGO

TOTAL

S/. CNT AVANCE INC. % US$.

Supervisor 3,800.00 1 1,310.34

Operador 2,100.00 3 2,172.41

Ayudante 1,728.00 3 1,787.59

Chofer 1,728.00 3 1,787.59

TOTAL POR MANO

DE OBRA 10 7,057.93

Bono por Productividad (

US$. 2.0 m.) 1.00 10 80 800.00

Implementos de

Seguridad 52 10 517.24

Herramientas 344.83 1 344.83

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Alimentación 196.55 10 60% 1,179.31

Combustible 2.91 150 436.14

Depreciación Camioneta 22,000 36 611.11

Mantenimiento

Camioneta Aceite Llantas Otros

50 150 150 350.00

11,296.56

GASTOS

ADMINISTRATIVOS 20% 2,259.31

COSTO OPERATIVO + GASTOS

ADMINISTRATIVOS 13,555.88

UTILIDAD PROYECTADA 10% 1,355.59

TOTAL COSTO

MENSUAL S/. 14,911.47

RENDIMIENTO MENSUAL

(METROS) 80.00

VALOR DE VENTA MENSUAL (US$ POR

METRO) 186.39

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186. 39 US$/MT

COSTO TOTAL PARA PERFORACION Y RIMADO DE UNA CHIMENEA RB: 650.

00 US$ / METRO

DISGREGANDO LA PERFORACION DEL PILOTO Y EL RIMADO SE

CONSIDERA:

45% DEL PRECIO TOTAL PARA EL PILOTO : 290 US$ / MT

55% DEL PPRECIO TOTAL PARA EL RIMADO : 360 US$ / Mt

5.2.1.1. Parámetros del método

Los parámetros esperados para la presente alternativa son:

- Productividad en tajeos mecanizados : 8 t/h-gdia





- Dilución : 15%


- Restablecimiento del macizo rocoso : Relleno detrítico


- Sostenimiento temporal : Split set

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5.2.2 Minado con corte y relleno ascendente mecanizado con relleno

hidráulico a través de una chimenea RB

La presente alternativa sugiere la excavación de dos chimeneas Raise

Boring, para poder paralizar la rampa positiva que acompaña al tajeo,

cautivar al microscoop eléctrico y alimentar relleno hidráulico por una

tubería de bajará por una de las chimeneas.

Con esto se conseguirá al igual que en la primera alternativa mejorar los

estándares de seguridad y concentrar al personal en el tajeo.

El proceso de excavación para las chimeneas será igual que en el

primer caso, con los mismos equipos y la empresa encargada de la

ejecución será la misma. La longitud y el diámetro serán de 282.33 m y

1.20 m. respectivamente, con una inclinación de 70° según el

buzamiento de la veta Jimena.

La parte superior de ambas chimeneas se desquinchará de igual forma

que en el primer caso hasta lograr que tengan un diámetro de 2 m.

dando la apariencia de un embudo en su parte superior. Para que

puedan cumplir sus funciones de manera optima.

Las chimeneas a excavar cumplirán con varias funciones, que se

detallan a continuación:

Por la primera chimenea y desde la parte superior en superficie se

descolgará una tubería de 4 pulgadas de diámetro hasta el tajeo, por la

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130

cual se alimentará relleno hidráulico. La tubería estará descolgada de

forma permanente, ya que el peso total de esta seria de 591 Kg, con lo

cual resultaría una maniobra muy riesgosa jalarla según sube el tajeo,

por esta razón se debe ir cortando según la rotura ascendente en la

labor.

La tubería debe estar asegurada de tal forma que no haya riesgo que se

pueda soltar, por lo que se utilizarán bridas y punteras en cada empalme

para darle mayor seguridad.

Ya que el Raise Boring estará ubicado en el centro del tajeo, al final de

la tubería se debe empalmar manguera tipo boa (flexible), para que el

relleno pueda ser distribuido uniformemente en la zona a rellenar.

Mientras se este rellenado el tajeo, uno de los caminos será

deshabilitado debido al drenaje y a la fuerte cantidad de agua que

bajará por alguno de estos.

Por seguridad esta chimenea solo servirá para que baje la tubería de

relleno hidráulico y otros servicios, mas no se podrá habilitar como

camino hacia la parte inferior, ya que en el caso de desprendimiento de

tubería o fuga de relleno, podría originar algún accidente grave.

Otros servicios como agua y energía eléctrica también podrían bajar por

esta chimenea. También se puede acondicionar un pequeño winche en

la parte superior para bajar madera hasta el tajeo.

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131

La segunda chimenea Raise Boring servirá como camino, e igual que en

la primera alternativa será habilitado con escaleras y descansos desde

la labor hacia la parte inferior, según vaya ascendiendo el tajeo. Esto

permitirá que el personal baje por esta chimenea y llegue hasta la rampa

principal. Con esto el tajeo quedaría con dos caminos, logrando así que

cumpla con los estándares de seguridad.

Otra función de esta chimenea sería la de mejorar la ventilación, ya que

el aire viciado de la labor podrá salir a superficie a través de ella. En

este caso también seria innecesario hacer trabajar a los ventiladores,

por lo que quedarían paralizados. El flujo ingresaría por el nivel 750 y

subiría hasta el tajeo por la chimenea camino 308, recorrería el tajeo de

este a oeste y subiría por la chimenea Raise Boring hasta salir a la

superficie.

Con estas modificaciones el microscoop trabajaría cautivo en la labor y

el personal concentraría a los trabajos de producción en el tajeo.

Logrando así un incremento significativo en la producción y reduciendo

los costos de minado.

Estimando que se darán dos cortes por mes en la labor y considerando

los mismos rendimientos de productividad que en la primera alternativa,se llega a la conclusión que serán 935 TMH las producidas

mensualmente. Representando un crecimiento del 44% con respecto a

la producción actual.

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132

5.2.1.2. Parámetros del método

- Productividad en tajeos mecanizados : 8 t/h-gdia





- Dilución : 15%


- Restablecimiento del macizo rocoso : Relleno hidráulico


- Sostenimiento temporal : Split set

CAPITULO VI

SELECCIÓN DE LA ALTERNATIVA ÓPTIMA

6.1 Comparación técnica

El método de Corte y Relleno con un microscoop eléctrico cautivo y la

excavación de chimeneas Raise Boring que servirán para ventilación, camino

y para alimentar relleno detrítico o hidráulico, le dan al tajo las condiciones

necesarias para optimizar el ciclo de minado, minimizar costos y permite que

el personal trabaje en condiciones seguras.

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133

- El relleno hidráulico, así como cualquier método de relleno tiene dos fines

primordiales: El primero es servir como piso de trabajo para efectuar la

perforación, el disparo y el acarreo de mineral, y el segundo es servir de

sostenimiento para que la mina no colapse debido al incremento de áreas

abiertas. Se utiliza el relave desechado por la planta concentradora para

ciclonear, a fin de pasar las arenillas del relave (superiores a la malla 200),

las que caen a un tanque de agua donde es mezclado mediante un agitador.

El diseño consiste en encontrar una curva granulométrica de arena o

material de relave que junto a una cantidad de agua se comporte como una

pulpa de fácil manejo a través de cañerías y ductos de vaciado.

Esta mezcla de la arenilla del relave con el agua es el relleno hidráulico, el

que es lanzado por una bomba de lodo reciprocante, a fin de ser

transportado mediante una tubería de alta presión. La velocidad de

transporte de la pulpa debe estar en el rango de 1.3 a 1.7 m/s.

En la alternativa que sugiere aplicar relleno hidráulico, el tajeo es recubierto

en su interior con tela arpillera y colocarse las barreras necesarias para

concentrar el relleno en la zona que lo requiera, estas barreras serán de

madera o simplemente diques de desmonte.

En los primeros 15 a 20 minutos de operación se bombea solamente agua,

para limpiar la tubería y comprobar que esta no se encuentre obstruida,

luego se inicia con el bombeo del relleno, el cual llega a la labor con una

densidad promedio de 1500 a 1600 gr/Lt., para un caso normal, y es

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134

distribuido uniformemente por el personal encargado. El caudal que se

transporta por la tubería de 4 pulgadas es de 15 m3 por hora

aproximadamente.

La velocidad de drenaje del exceso de agua debería ser no menor a 2.5

cm/hr. Y en algunos casos se utiliza equipos de drenaje especial para

acelerar el proceso de percolación el cuál resulta ser la etapa crítica del

proceso productivo.

El personal de la empresa especializada Arbemin SAC sería la encargada

de los trabajos preparativos del tajeo así como instalación de tuberías y

tela arpillera, y estaría en la labor hasta que se rellene la zona vacía.

Mientras tanto el personal de la empresa especializada Micong, encargada

de los trabajos de explotación, continuará sin verse afectada por estos

trabajos.

Tabla 6.1 Relación entre densidad del

relleno y % de sólidos

Densidad

del relleno

% volumen

de sólidos

% de agua

1200 48% 52%

1300 52% 48%

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135

1400 56% 44%

1500 60% 40%

1600 64% 36%

1700 68% 32%

*Considérese una densidad del relave seco igual a 2500 gr/Lt.

Para poder calcular el tiempo promedio en que se rellenaría todo el tajeo,

debemos hacer el siguiente análisis:

El caudal promedio seria de 15 m3/hr. a una densidad de 1200 gr/Lt., lo

cual, según la tabla 6.1, nos da un porcentaje real de sólidos de 48%.

Siendo entonces 7.2 m3 de sólidos los que se alimentan por hora.

Asumiendo que se rellenará después de dar un corte de 2.0 m. a todo el

tajeo que tiene un área de 68 m2, lo que daría un volumen de 136 m3.

Al dividir el volumen total (136 m3), entre el caudal real de sólidos (7.2 m3),

nos da 18.9 horas, que sería el tiempo neto de relleno. El embolsado e

instalación de quenas para el drenaje implica un promedio de 1.5 horas. Por

lo que se deduce que el tiempo total para rellenar todo el tajeo, seria de 20

horas 24 minutos.

La causa por lo que la densidad debe ser muy baja (1200 gr/Lt.) es que la

distancia y la diferencia de cotas no permitiría que la tubería transporte

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136

relleno de alta densidad, originando constantes atascamientos y por ende

fugas y desempalmes. La planta para el ciclonéo de los relaves y bombeo

de estos como relleno hidráulico, se encuentra a 3350 m. de distancia de la

zona del proyecto. Y la diferencia de cotas es de 490 m., ya que la planta

esta en el nivel 4630 y el punto de máxima altura a donde llegaría el relleno

esta en la boca de la chimenea Raise Boring en superficie, a 5120 m.s.n.m.

Rellenar a esta densidad es muy poco productivo, sin embargo algunas

pruebas realizadas en los tajeos más altos de la mina, han demostrado que

solamente a esa densidad seria posible hacer llegar el relleno. Por lo que

Cía. Minera Raura generalmente opta por rellenar con material detrítico.

- En la segunda alternativa, se plantea excavar dos chimeneas Raise Boring y

rellenar la labor con material detrítico.

El material a ser usado es el relave del JIG de la planta concentradora, con

un diámetro promedio de 3/8 a 1.0 pulgada. Este material es seco y no

tiende a adherirse a las paredes del medio de transporte, cumpliendo así

con una de las características físicas que debe tener el material para poder

ser usado como relleno detrítico. El diámetro como ya se mencionó es

uniforme y debido a que no posee fragmentos de roca grandes, permite un

relleno uniforme y un piso adecuado para el tránsito del equipos y para queel personal pueda realizar sus trabajos de manera normal.

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137

Los volquetes que transportarán este material son de capacidad estándar,

12 m3, lo cual permitirá llevar un mejor control al momento de solicitar la

cantidad requerida para rellenar la labor.

Si se alimenta material detrítico en exceso, entonces este debe ser

evacuado por el ore pass, en caso que interfiera en el tránsito, de no ser así,

puede quedar en el pie de la chimenea hasta que haya un espacio vacío

por rellenar.

El microscoop eléctrico seria el encargado de distribuir el material en el

tajeo, recogiéndolo desde el pie de la chimenea y llevándolo a las zonas

vacías.

El espacio vacío sería el mismo que en el primer caso, para poder

comparar el tiempo de relleno, es decir, 136 m3.

Para cubrir ese volumen se requiere que los volquetes hagan 12 viajes, a 12

m3 por viaje. Generalmente el transporte de material para relleno a esa zona

es con 02 volquetes simultáneamente, por lo que el tiempo de transporte a

estimar seria para 06 viajes. El ciclo es de 45 minutos por viaje.

Los volquetes serán cargados por una pala que con 03 cucharadas llena

completamente al volquete.

Para encontrar el tiempo que el microscoop demorará en distribuir toda la

carga alimentada se asumirá la distancia máxima del pie del RB hasta los

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138

extremos del tajeo, considerando que la chimenea estará en el centro de la

labor. Esta distancia seria de 17 m.

El tiempo total para rellenar la labor resultaría de sumar el tiempo de

transporte con el tiempo de distribución del relleno, ya que el microscoop

debe esperar que se alimente completamente la carga desde superficie por

cuestión de seguridad.

En la Tabla 6.2 se detalla los tiempos para carguío, transporte y distribución

del relleno en el tajeo 270. Proveniente del relave del JIG de la planta

concentradora.

Concluimos que el tiempo de relleno con material detrítico es de 9 horas con

24 minutos menos que con relleno hidráulico, y esto básicamente debido a

la muy baja densidad con que se transportaría.

Los tiempos empleados en estos cálculos para hallar el ciclo del microscoop

son el resultado de un seguimiento y control de tiempos a este equipo que

labora en el tajeo.

Desde el punto de vista técnico sería conveniente rellenar con material

detrítico, debido a que el tiempo neto de relleno por corte es mucho menor

que con relleno hidráulico, prácticamente una guardia menos. Sin embargo

la decisión final necesita también de una evaluación económica.

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139

Tabla 6.2 Tiempo de relleno con material detrítico proveniente de la

planta.

CALCULO DEL TIEMPO DE RELLENO CON MATERIAL DETRITICO

PROVENIENTE DE LA PLANTA CONCENTRADORA

DATOS DE LOS EQUIPOS

Capacidad de la Pala 4 m

Capacidad del Volquete FM 12 m

Capacidad del Microscoop 100E 0.7 Yd3 (0.54 m3)

CALCULO NUMERO DE CUCHARAS

Volumen a rellenar 136 m

Cucharadas de pala por volquete 03

Volquetadas para rellenar el tajeo 12

TIEMPOS PARA CARGUIO Y TRANSPORTE

Tiempo por cucharada de pala a volquete 0.5 min.

Tiempo total para carguío de 01 volquete (03

cucharas.)

1.5 min.

Tiempo carguío de pala a 12 volquetes 18 min.

Tiempo por viaje de volquete 45 min.

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140

6.2 Evaluación económica

Tiempo de transporte para 12 viajes 540 min.

Tiempo transporte con 2 volquetes simultáneos 270 min.

Tiempo de descarga de volquete a RB 02 min.

Tiempo de descarga para 12 viajes 24 min.

Tiempo total de carguío y transporte del material

detrítico

312 min.

TIEMPO DISTRIBUCION DEL MATERIAL EN

TAJEO

Distancia máxima 17 mts.


Tiempo de traslado cargado 10 seg.


Tiempo de retorno vacio 08 seg.

Tiempo total por cuchara 83 seg. (1.38 min.)

Tiempo Total para 252 cucharas 348 min.

TIEMPO TOTAL PARA RELLENAR EL TAJEO 660 min

(11 hrs.)

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141

6.2.1 Evaluación económica financiera

La Evaluación Económica Financiera es el estudio más acabado,

denominado "factibilidad", se elabora sobre la base de antecedentes

precisos obtenidos mayoritariamente a través de fuentes primarias de

información.

La evaluación financiera es una técnica para evaluar Proyectos que

requieren de Financiamiento de créditos, como tal, permite medir el valor

financiero del Proyecto considerando el costo de capital financiero y el

aporte de los accionistas. Evaluar un Proyecto de Inversión desde el

punto de vista financiero o Empresarial consiste en medir el valor

proyectado incluyendo los factores del Financiamiento externo, es decir,

tener presente las amortizaciones anuales de la deuda y los intereses del

préstamo en el horizonte de planeamiento.

Este tipo de Evaluación permite comparar los beneficios que genera el

Proyecto asociado a los fondos que provienen de los préstamos y su

respectiva corriente anual de desembolsos de gastos de amortización e

intereses.

El fin de un estudio financiero no es la cuantificación de indicadores,

como comúnmente se cree, inclusive en el argot de los evaluadores. El

Valor Presente Neto, Costo Presente, Tasa Interna de Retorno, etc., no

son más que una ayuda para evaluar. La parte medular de un estudio

financiero más bien, es la propia generación y comparación de

alternativas, que a semejanza de las opciones técnicas u

http://www.monografias.com/trabajos5/esfa/esfa.shtml

http://www.monografias.com/trabajos10/formulac/formulac.shtml#FUNC

http://www.monografias.com/trabajos7/sisinf/sisinf.shtml

http://www.monografias.com/trabajos15/financiamiento/financiamiento.shtml

http://www.monografias.com/trabajos7/coad/coad.shtml#costo

http://www.monografias.com/trabajos16/proyecto-inversion/proyecto-inversion.shtml

http://www.monografias.com/trabajos15/amortizacion-gradual/amortizacion-gradual.shtml#SISTEM

http://www.monografias.com/trabajos15/valoracion/valoracion.shtml#TEORICA

http://www.monografias.com/trabajos15/valoracion/valoracion.shtml#TEORICA

http://www.monografias.com/trabajos15/amortizacion-gradual/amortizacion-gradual.shtml#SISTEM




http://www.monografias.com/trabajos7/sisinf/sisinf.shtml


http://www.monografias.com/trabajos5/esfa/esfa.shtml

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142

organizacionales, tendrán que medirse desde varios puntos de vista

(social, político, económico, etc.).

En un estudio financiero se define de dónde provienen los fondos, a

dónde van, y cómo son recuperados. Se estudia también los costos y

beneficios derivados de todas las fases del proyecto (especialmente en la

construcción y operación).

La evaluación económica viene a definir la rentabilidad del proyecto y

para ello se utilizan fundamentalmente la Tasa Interna de Retorno (TIR) y

el Valor Presente Neto (VAN), el cual considera un costo de capital o

tasa de descuento, y ambas técnicas suponen que las ganancias se

reinvierten en su totalidad y que al reinvertirse ganan la misma tasa de

descuento a la cual fueron calculadas.

El objetivo principal de la evaluación económica es analizar el

rendimiento y Rentabilidad de toda la Inversión independientemente de

la fuente de Financiamiento. En este tipo de Evaluación se asume que la

Inversión que requiere el Proyecto proviene de fuentes de

Financiamiento internas (propias) y no externas, es decir, que los

recursos que necesita el Proyecto pertenecen a la entidad ejecutora o al

inversionista. Examina si el Proyecto por si mismo genera Rentabilidad;

las fuentes de Financiamiento no le interesan.

Cuantifica la Inversión por sus precios reales sin juzgar si son fondos

propios o de terceros, por lo tanto sin tomar en cuenta los efectos del

servicio de la deuda y si los recursos monetarios se obtuvieron con

http://www.monografias.com/trabajos35/materiales-construccion/materiales-construccion.shtml

http://www.monografias.com/trabajos12/rentypro/rentypro.shtml#ANALIS

http://www.monografias.com/trabajos11/vepeme/vepeme.shtml#DETERM

http://www.monografias.com/trabajos14/nuevmicro/nuevmicro.shtml

http://www.monografias.com/trabajos11/vepeme/vepeme.shtml


http://www.monografias.com/trabajos13/capintel/capintel.shtml

http://www.monografias.com/trabajos6/juti/juti.shtml





http://www.monografias.com/trabajos6/juti/juti.shtml

http://www.monografias.com/trabajos13/capintel/capintel.shtml


http://www.monografias.com/trabajos11/vepeme/vepeme.shtml



http://www.monografias.com/trabajos12/rentypro/rentypro.shtml#ANALIS

http://www.monografias.com/trabajos35/materiales-construccion/materiales-construccion.shtml

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143

costos financieros o sin ellos, hablamos de los intereses de pre-

operación y de los intereses generados durante la etapa de operación o

funcionamiento del Proyecto.

Se debe entender que el dinero es un factor dinámico y productivo en los

negocios y que, por lo tanto, tiene derecho a una "remuneración" por su

uso. La mayoría de los estudios económicos financieros involucran la

inversión de un capital durante un tiempo tal, que es necesario e

indispensable tomar en cuenta el efecto de este sobre el capital.

De acuerdo al principio del valor del dinero en el tiempo, es mejor percibir

los ingresos más tempranos que percibirlos más tarde, ya que bajo esta

situación el capital tiene mayor productividad.

El análisis económico tiene las siguientes características:

Refleja los costos/beneficios para el proyecto.

Considera imperfecciones del mercado.

Toma en cuenta las externalidades.

Usa tasas sociales de actualización o descuento, y

Trata los impuestos/subsidios como transferencias.

Y el análisis financiero las siguientes:

Refleja el punto de vista de los individuos (empresas privadas).

Considera los precios de mercado de bienes y servicios directos.

http://www.monografias.com/trabajos6/prod/prod.shtml


http://www.monografias.com/trabajos13/mercado/mercado.shtml

http://www.monografias.com/trabajos7/impu/impu.shtml

http://www.monografias.com/trabajos11/empre/empre.shtml

http://www.monografias.com/trabajos16/fijacion-precios/fijacion-precios.shtml#ANTECED

http://www.monografias.com/trabajos16/configuraciones-productivas/configuraciones-productivas.shtml

http://www.monografias.com/trabajos14/verific-servicios/verific-servicios.shtml

http://www.monografias.com/trabajos14/verific-servicios/verific-servicios.shtml

http://www.monografias.com/trabajos16/configuraciones-productivas/configuraciones-productivas.shtml

http://www.monografias.com/trabajos16/fijacion-precios/fijacion-precios.shtml#ANTECED

http://www.monografias.com/trabajos11/empre/empre.shtml

http://www.monografias.com/trabajos7/impu/impu.shtml

http://www.monografias.com/trabajos13/mercado/mercado.shtml


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144

Impuestos = costos; subsidios = beneficios.

Tasas de descuento del mercado.

Para este proyecto se ha realizado de forma detallada el análisis

económico financiero, basados principalmente en los resultados que

arrojen el VAN, TIR y B/C.

Basados en el principio que la Optimización de un Proyecto no es

solamente aumentar los ingresos, ni solamente reducir los egresos, sino

que al optimizar un proyecto económicamente se busca maximizar la

diferencia entre ingresos y egresos, el propósito de este análisis

económico es demostrar que el VAN al final del proyecto es mucho

mayor para las alternativas propuestas que con el actual método de

explotación.

Es necesario mencionar que desde el punto de vista financiero

Compañía Minera Raura SA no necesita de créditos provenientes de

entidades financieras.

6.2.2 Niveles de Inversión

El tajeo 270 de la zona de Jimena viene produciendo de manera normal y

debido a la altas leyes y al alto valor de este mineral se obtienen grandes

ganancias. Sin embargo el hecho de pretender realizar algunos cambios

en el método puede mejorar los rendimientos y la productividad en la

labor y así aumentar la distancia entre ingresos y egresos, permitiendo

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145

también mejorar los estándares de seguridad en la labor. Pero todo esto

solamente seria posible mediante inversiones que representarían

aumentar los egresos de la empresa durante la puesta en marcha del

proyecto. Y a su vez esto implicaría el riesgo de recuperar estas

inversiones o no.

Al emplear una maquina Raise Boring para la excavación de chimeneas,

la cual representa un costo unitario elevado, significaría que se debe

analizar detalladamente el proyecto para determinar si conviene o no

correr este riesgo de inversión.

Cualquier factor de producción empleado en el proceso productivo de una

empresa tiene un costo. Esto es así tanto en el caso de materiales,

mano de obra y terrenos como en el caso del capital empleado, ya

que es otro factor de producción. Al igual que todos los otros costos, es

necesario conocerlo para evaluar si un producto o proyecto es viable o

no.

El capital propio es el que pertenece a quienes lo usarán, mientras que el

capital prestado es el obtenido por quienes lo usarán en un negocio,

pidiéndolo prestado a sus dueños, los cuales recibirán en compensación

intereses de quienes tomaron el préstamo, lo cual implica que los dueñosdel capital propio reciben utilidades y los dueños del capital prestado

reciben intereses.

http://www.monografias.com/trabajos16/estrategia-produccion/estrategia-produccion.shtml

http://www.monografias.com/trabajos14/propiedadmateriales/propiedadmateriales.shtml

http://www.monografias.com/trabajos12/elproduc/elproduc.shtml

http://www.monografias.com/trabajos12/elproduc/elproduc.shtml

http://www.monografias.com/trabajos14/propiedadmateriales/propiedadmateriales.shtml

http://www.monografias.com/trabajos16/estrategia-produccion/estrategia-produccion.shtml

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146

Para este proyecto, Compañía Minera Raura S.A no solicitará préstamo

alguno a ninguna entidad financiera, sino que debido a los fuertes

capitales con que cuenta, esta podrá cubrir el 100% de los egresos

generados por el proyecto.

Este proyecto esta siendo analizado de forma independiente, es decir los

ingresos a sumar son los obtenidos exclusivamente por la producción del

tajeo 270, donde se aplicarán los cambios sugeridos. Y los egresos son

los que se generan debido a la puesta en marcha del proyecto.

Los trabajos serán realizados por empresas especializadas, quienes

cobrarán mensualmente por los trabajos según el avance conseguido.

Estos montos mensuales son los que la Compañía Minera Raura

desembolsará para los pagos a los contratistas, y estos son los montos

utilizados para calcular los egresos mensualmente. Estos montos son

calculados a través de precios unitarios establecidos entre la compañía y

el contratista.

Estos precios unitarios, permiten calcular con facilidad el pago al ejecutor

de la obra según su avance, incluyen gastos por supervisión, mano de

obra, servicios, implementos de seguridad, perforación y voladura si fuera

el caso, herramientas, equipos, gastos generales, y utilidades para la

empresa especializada, entre otros.

6.2.3 VAN, TIR y Periodo de Retorno

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147

El VAN ( valor actual neto) puede definir como el valor presente del

conjunto de flujos de fondos que derivan de una inversión, descontados a

la tasa de retorno requerida de la misma al momento de efectuar el

desembolso de la inversión, menos esta inversión inicial, valuada también

en ese momento.

La regla es aceptar toda inversión cuyo valor actual neto (VAN) sea

mayor que cero, expresado matemáticamente de la siguiente forma:

Ecuación 6.1 VAN (Valor Actual Neto o Valor Presente Neto)

Definido como el Valor presente de una inversión a partir de una tasa de

descuento, una inversión inicial y una serie de pagos futuros. La idea del

V.A.N. es actualizar todos los flujos futuros al período inicial (cero),

compararlos para verificar si los beneficios son mayores que los costos.

Si los beneficios actualizados son mayores que los costos actualizados,

significa que la rentabilidad del proyecto es mayor que la tasa de

descuento, se dice por tanto, que "es conveniente invertir" en esa

alternativa. Luego: Para obtener el "Valor Actual Neto" de un proyecto se

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148

debe considerar obligatoriamente una "Tasa de Descuento" que equivale

a la tasa alternativa de interés de invertir el dinero en otro proyecto o

medio de inversión.

Para poder decidir, es necesario definir una tasa de oportunidad del

mercado, o sea el rendimiento máximo que se pude obtener en otras

inversiones disponibles con similar riesgo. Supongamos que es el “i%”

con dicha tasa se puede calcular el valor presente equivalente, utilizando

la formula del FAS (factor de actualización simple). Los valores presentes

individuales se suman y a este resultado se le resta el monto de la

inversión, obteniéndose así el valor en el tiempo.

La tasa de interés para este proyecto, no proviene de alguna entidad

financiera, debido a que no se hará préstamo alguno, sino que en estos

casos se asume una tasa que proviene del costo de oportunidad y según

las investigaciones realizadas para evaluación de proyectos con Raise

Boring la tasa por el costo de oportunidad alcanza el 12%.

Por lo que esta será la tasa con la que se realizará el análisis económico

(i = 12%).

La T.I.R. de un proyecto se define como aquella tasa que permite

descontar los flujos netos de operación de un proyecto e igualarlos a la

inversión inicial. Para este cálculo se debe determinar claramente cual es

la "Inversión Inicial" del proyecto y cuales serán los "flujos de Ingreso" y

"Costo" para cada uno de los períodos que dure el proyecto de manera

de considerar los beneficios netos obtenidos en cada uno de ellos

http://www.monografias.com/trabajos7/tain/tain.shtml

http://www.monografias.com/trabajos16/marx-y-dinero/marx-y-dinero.shtml

http://www.monografias.com/trabajos35/el-poder/el-poder.shtml

http://www.monografias.com/trabajos13/ripa/ripa.shtml



http://www.monografias.com/trabajos7/caes/caes.shtml

http://www.monografias.com/trabajos7/caes/caes.shtml



http://www.monografias.com/trabajos35/el-poder/el-poder.shtml

http://www.monografias.com/trabajos16/marx-y-dinero/marx-y-dinero.shtml

http://www.monografias.com/trabajos7/tain/tain.shtml

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149

La tasa interna de retorno es un método para la evaluación financiera de

proyectos que iguala el valor presente de los flujos de caja esperados con

la inversión inicial. la tasa interna de retorno equivale a la tasa de interés

producida por un proyecto de inversión con pagos (valores negativos) e

ingresos (valores positivos) que ocurren en períodos regulares. También

se define como la tasa (TIR), para la cual el valor presente neto es cero, o

sea aquella tasa (TIR), a la cual el valor presente de los flujos de caja

esperados (ingresos menos egresos) se iguala con la inversión inicial.

Matemáticamente se expresa, como la tasa K requerida para que la

siguiente expresión sea cero:

Ecuación 6.2 Expresión matemática del TIR (Tasa Interna de

Retorno)

Si T.I.R > i Significa que el proyecto tiene una rentabilidad asociada

mayor que la tasa de mercado (tasa de descuento), por lo tanto es más

conveniente.





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150

Si T.I.R < i Significa que el proyecto tiene una rentabilidad asociada

menor que la tasa de mercado (tasa de descuento), por lo tanto es

menos conveniente.

El período de recuperación de la inversión, es el lapso necesario para

que los ingresos cubran los egresos. Es equivalente conceptualmente al

punto de equilibrio.

Para la evaluación económica – financiera de este proyecto, se ha

considerado que el proyecto se inicia en el año 2009, los periodos para

el análisis son anuales y la tasa de interés es de 12%.

A continuación se detalla el análisis de egresos, ingresos y flujo de caja

desde el inicio de proyecto. El VAN, TIR y la relación B/C son los

resultados de este análisis.

Para realizar la comparación, no solo se deben considerar las dos

alternativas propuestas, sino que sobre todo se debe comparar con el

actual método con que se viene trabajando.

Los siguientes cuadros muestran el análisis y la evaluación económica

para la alternativa que sugiere rellenar con material detrítico.

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151

Tabla 6.2_A Análisis Económico para Minado con Corte Y Relleno Ascendente con Relleno Detrítico

MES DETALLE EGRESO DIAS CANTIDAD UND PU $/UND . TOTAL US CONTRATAINGRESO PORPRODUCCION

V. MINERAL TOTAL US$ FLUJO CAJA

RAISE BORINGMES 1 CRUCERO PARA CAMARA DE PRIMER RB (5M SECCION 3X3) 0 5 METROS 242,67 1213,35 MICONG 650 102,41 66566,50

LOZA EN SUPERFICIE (3X3X0.3) PARA INSTALACION DE MAQUINA 4 20 TAREAS 28,51 570,20 ARBEPOZA (4X4X2) RESERVORIO AGUA PARA PILOTAJE 1 4 TAREAS 27,00 108,00 TUMIINSTALACION DE BOMBA Y TUBERIA (30 MTS) LINEA DE SUCCION 1 30 METROS 0,76 22,8 TUMITRASLADO DE EQUIPOS Y BARRAS 5 20 TAREAS 27 540 TUMIPILOTO (100%) 16 282,33 METROS 290 81875,7 TUMIRIMADO PRIMER RB 3 12 METROS 360 4320 TUMI

ALQUILER DE BOMBA PARA PILOTAJE 16 15,685 DIAS 115 1803,775 TUMILIMPIEZA DE DETRITOS DE RIMADO 3 3 DIAS 68,68 206,04 CIATRANSPORTE DE DETRITOS DE RIMADO 3 3 DIAS 58,46 175,38 CIA

OPERACIÓN EN EL TAJEORAMPA 260 20 METROS 326,99 6539,8 MICONGVENTANAS 6,0 METROS 207,7 1247,45 MICONGCHIMENEA ORE PASS (ECHADERO) 270 3,14 METROS 177,98 559,37 MICONG

CHIMENEA VENTILACION/CAMINO 308 3,14 METROS 188,94 593,81 MICONGENERGIA DE VENTILADORES 25 DIAS 321,84 8046 MICONGMINADO 650 TON 10,39 6753,5 MICONGTRANSPORTE DE MINERAL 650 TON 2,68 1742 ULTIJEEVALOTROS 10% DE EGRESOS FUERA DEL PROYECTO 2548,2TOTAL 118865,36 66566,50 -52298,86

MES 2 RAISE BORINGRIMADO PRIMER RB 25 100 METROS 360 36000 TUMI 650 102,41 66566,5LIMPIEZA DE DETRITOS DE RIMADO 25 25 DIAS 68,68 1717 CIATRANSPORTE DE DETRITOS DE RIMADO 25 25 DIAS 58,46 1461,5 CIA

OPERACIÓN EN EL TAJEORAMPA 260 20 METROS 326,99 6539,8 MICONGVENTANAS 6,0 METROS 207,7 1247,45CHIMENEA ORE PASS (ECHADERO) 270 3,14 METROS 177,98 559,37 MICONGCHIMENEA VENTILACION/CAMINO 308 3,14 METROS 188,94 593,81 MICONGENERGIA DE VENTILADORES 25 DIAS 321,84 8046 MICONGMINADO 650 TON 10,39 6753,5 MICONGTRANSPORTE DE MINERAL 650 TON 2,68 1742 ULTIJEEVALOTROS 10% DE EGRESOS FUERA DEL PROYECTO 2548,2TOTAL 67208,617 66566,50 -642,12


OPERACIÓN EN EL TAJEORAMPA 260 20 METROS 326,99 6539,8 MICONGVENTANAS 6,0 METROS 207,7 1247,45CHIMENEA ORE PASS (ECHADERO) 270 3,14 METROS 177,98 559,37 MICONGCHIMENEA VENTILACION/CAMINO 308 3,14 METROS 188,94 593,81 MICONGENERGIA DE VENTILADORES 25 DIAS 321,84 8046 MICONGMINADO 650 TON 10,39 6753,5 MICONG

TRANSPORTE DE MINERAL 650 TON 2,68 1742 ULTIJEEVALOTROS 10% DE EGRESOS FUERA DEL PROYECTO 2548,2TOTAL 67208,62 66566,5 -642,12

MES 4 RAISE BORINGRIMADO PRIMER RB 18 70,33 METROS 360 25318,8 TUMI 650 102,41 66566,5LIMPIEZA DE DETRITOS DE RIMADO 18 18 DIAS 68,68 1236,24 CIATRANSPORTE DE DETRITOS DE RIMADO 18 18 DIAS 58,46 1052,28 CIALOZA EN SUPERFICIE (3X3X0.3) PARA INSTALACION DE MAQUINA 0 20 TAREAS 28,51 570,20 ARBEPOZA (4X4X2) RESERVORIO AGUA PARA PILOTAJE 1 4 TAREAS 27,00 108 TUMIINSTALACION DE BOMBA Y TUBERIA (30 MTS) LINEA DE SUCCION 1 30 METROS 0,76 22,8 ARBECRUCERO PARA CAMARA DE PRIMER RB (5M SECCION 3X3) 0 5 METROS 242,67 1213,35 MICONGRETIRADA DE EQUIPOS E INSTALACION EN NUEVO PUNTO RB 2 5 20 TAREAS 27 540 TUMIPILOTAJE 5 90 METROS 290 26100 TUMI

ALQUILER DE BOMBA PARA PILOTAJE 5 5 DIAS 115 575 TUMIOPERACIÓN EN EL TAJEO

RAMPA 260 20 METROS 326,99 6539,8 MICONGVENTANAS 6,0 METROS 207,7 1247,45CHIMENEA ORE PASS (ECHADERO) 270 3,14 METROS 177,98 559,37 MICONGCHIMENEA VENTILACION/CAMINO 308 3,14 METROS 188,94 593,81 MICONGENERGIA DE VENTILADORES 25 DIAS 321,84 8046 MICONGMINADO 650 TON 10,39 6753,5 MICONGTRANSPORTE DE MINERAL 650 TON 2,68 1742 ULTIJEEVALOTROS 10% DE EGRESOS FUERA DEL PROYECTO 2548,2TOTAL 84766,79 66566,5 -18200,29

ANALISIS ECONOMICO DE EGRESOS ANALISIS ECONOMICO DE INGRESOS

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152

Tabla 6.2_B Análisis Económico para Minado con Corte Y Relleno Ascendente con Relleno Detrítico



MES 5 RAISE BORINGPILOTAJE 11 192,33 METROS 290 55775,7 TUMI 650 102,41 66566,5RIMADO SEGUNDO RB 14 56 METROS 360 20160 TUMI ALQUILER DE BOMBA 11 11 DIAS 115 1265 TUMILIMPIEZA DE DETRITOS DE RIMADO 11 11 DIAS 68,68 755,48 CIATRANSPORTE DE DETRITOS DE RIMADO 11 11 DIAS 58,46 643,06 CIA

OPERACIÓN EN EL TAJEORAMPA 260 20 METROS 326,99 6539,8 MICONGVENTANAS 6,0 METROS 207,7 1247,45CHIMENEA ORE PASS (ECHADERO) 270 3,14 METROS 177,98 559,37 MICONGCHIMENEA VENTILACION/CAMINO 308 3,14 METROS 188,94 593,81 MICONGENERGIA DE VENTILADORES 25 DIAS 321,84 8046 MICONGMINADO 650 TON 10,39 6753,5 MICONGTRANSPORTE DE MINERAL 650 TON 2,68 1742 ULTIJEEVALOTROS 10% DE EGRESOS FUERA DEL PROYECTO 2548,2

TOTAL 106629,36 66566,5 -40062,86

MES 6 RAISE BORINGRIMADO SEGUNDO RB 25 100 METROS 360 36000 TUMI 650 102,41 66566,5LIMPIEZA DE DETRITOS DE RIMADO 25 25 DIAS 68,68 1717 CIATRANSPORTE DE DETRITOS DE RIMADO 25 25 DIAS 58,46 1461,5 CIA

OPERACIÓN EN EL TAJEORAMPA 260 20 METROS 326,99 6539,8 MICONGVENTANAS 6,0 METROS 207,7 1247,45CHIMENEA ORE PASS (ECHADERO) 270 3,14 METROS 177,98 559,37 MICONGCHIMENEA VENTILACION/CAMINO 308 3,14 METROS 188,94 593,81 MICONGENERGIA DE VENTILADORES 25 DIAS 321,84 8046 MICONGMINADO 650 TON 10,39 6753,5 MICONGTRANSPORTE DE MINERAL 650 TON 2,68 1742 ULTIJEEVALOTROS 10% DE EGRESOS FUERA DEL PROYECTO 2548,2TOTAL 67208,62 66566,5 -642,12


OPERACIÓN EN EL TAJEORAMPA 260 20 METROS 326,99 6539,8 MICONGVENTANAS 6,0 METROS 207,7 1247,45CHIMENEA ORE PASS (ECHADERO) 270 3,14 METROS 177,98 559,37 MICONGCHIMENEA VENTILACION/CAMINO 308 3,14 METROS 188,94 593,81 MICONGENERGIA DE VENTILADORES 25 DIAS 321,84 8046 MICONGMINADO 650 TON 10,39 6753,5 MICONGTRANSPORTE DE MINERAL 650 TON 2,68 1742 ULTIJEEVALOTROS 10% DE EGRESOS FUERA DEL PROYECTO 2548,2

TOTAL 67208,62 66566,5 -642,12

MES 8 RAISE BORINGRIMADO SEGUNDO RB 7 26,33 METROS 360 9478,8 TUMI 750 102,41 66566,5LIMPIEZA DE DETRITOS DE RIMADO 7 7 DIAS 68,68 480,76 CIATRANSPORTE DE DETRITOS DE RIMADO 7 7 DIAS 58,46 409,22 CIADESINSTALACION Y RETIRADA DE EQUIPOS Y MAQUINARIA 7 32 TAREAS 27 864 TUMICONSTRUCCION DE PARRILLAS EN SUPERFICE ( 2 ) 8 24 TAREAS 28,51 684,24 ARBEHABILITACION DE CAMINO CH 308 8 37 DESCANSOS 43,5 1609,5 MICONG

OPERACIÓN EN EL TAJEORAMPA 260 20 METROS 326,99 6539,8 MICONGVENTANAS 6,0 METROS 207,7 1247,45CHIMENEA ORE PASS (ECHADERO) 270 3,14 METROS 177,98 559,37 MICONGCHIMENEA VENTILACION/CAMINO 308 3,14 METROS 188,94 593,81 MICONGENERGIA DE VENTILADORES 25 DIAS 321,84 8046 MICONGMINADO 750 TON 10,39 6753,5 MICONGTRANSPORTE DE MINERAL 750 TON 2,68 1742 ULTIJEEVALOTROS 10% DE EGRESOS FUERA DEL PROYECTO 2548,2TOTAL 41556,64 66566,5 25009,86

8/12/2019 41381262


153

Tabla 6.2_C Análisis Económico para Minado con Corte Y Relleno Ascendente con Relleno Detrítico



MES 9 OPERACIÓN EN EL TAJEOCHIMENEA ORE PASS (ECHADERO) 270 4,15 METROS 177,98 738,617 MICONG 900 102,41 92169CHIMENEA VENTILACION/CAMINO 308 4,15 METROS 188,94 784,101 MICONGHABILITACION DE CAMINO CH 308 4,15 METROS 16,11 66,86 MICONG

HABILITACION DE RB COMO CAMINO 4,15 MEROS 16,11 66,86 MICONGMINADO 900 TON 10,39 9351 MICONGTRANSPORTE DE MINERAL 900 TON 2,68 2412 ULTIJEEVALRELLENO DETRITICO 681 TON DE DTE 1,34 912,5 ULTIJEEVALOTROS 10% DE EGRESOS FUERA DEL PROYECTO 1433,2TOTAL 15765,18 92169 76403,82

MES 10 OPERACIÓN EN EL TAJEOCHIMENEA ORE PASS (ECHADERO) 270 4,15 METROS 177,98 738,617 MICONG 900 102,41 92169CHIMENEA VENTILACION/CAMINO 308 4,15 METROS 188,94 784,101 MICONGHABILITACION DE CAMINO CH 308 4,15 METROS 16,11 66,86 MICONGHABILITACION DE RB COMO CAMINO 4,15 METROS 16,11 66,86 MICONGMINADO 900 TON 10,39 9351 MICONGTRANSPORTE DE MINERAL 900 TON 2,68 2412 ULTIJEEVALRELLENO DETRITICO 681 TON DE DTE 1,34 912,5 ULTIJEEVALOTROS 10% DE EGRESOS FUERA DEL PROYECTO 1433,2TOTAL 15765,18 92169 76403,82



TOTAL EGRESOS PRIMER AÑO 683713,32 901208,00 217494,68

8/12/2019 41381262


154

Tabla 6.2_D Análisis Económico para Minado con Corte Y Relleno Ascendente con Relleno Detrítico

AÑO DETALLE EGRESO DIAS CANTIDAD UND PU $/UND P. TOTAL US$ CONTRATAINGRESO PORPRODUCCION


MINADO 11220 TON 10,39 116575,8 MICONG 11220 102,41 1149040,2TRANSPORTE DE MINERAL 11220 TON 2,68 30069,6 ULTIJEEVALRELLENO DETRITICO 8495 TON DE DTE 1,34 11383,5 ULTIJEEVALCHIMENEA ORE PASS (ECHADERO) 270 49,8 METROS 177,98 8863,4 MICONGCHIMENEA VENTILACION/CAMINO 308 49,8 METROS 188,94 9409,2 MICONGHABILITACION DE CAMINO CH 308 49,8 METROS 16,11 802,3 MICONGHABILITACION DE RB COMO CAMINO 49,8 METROS 16,11 802,3 MICONGOTROS (COMUNICACIONES,PARRILLAS,SERVICIOS) 10% 17790,6TOTAL EGRESOS SEGUNDO AÑO 195696,7 1149040,2 953343,5

MINADO 11220 TON 10,39 116575,8 MICONG 11220 102,41 1149040,2TRANSPORTE DE MINERAL 11220 TON 2,68 30069,6 ULTIJEEVALRELLENO DETRITICO 8495 TON DE DTE 1,34 11383,5 ULTIJEEVALCHIMENEA ORE PASS (ECHADERO) 270 49,8 METROS 177,98 8863,4 MICONGCHIMENEA VENTILACION/CAMINO 308 49,8 METROS 188,94 9409,2 MICONGHABILITACION DE CAMINO CH 308 49,8 METROS 16,11 802,3 MICONGHABILITACION DE RB COMO CAMINO 49,8 METROS 16,11 802,3 MICONGOTROS (COMUNICACIONES,PARRILLAS,SERVICIOS) 10% 17790,6TOTAL EGRESOS TERCER AÑO 195696,7 1149040,2 953343,5

MINADO 11220 TON 10,39 116575,8 MICONG 11220 102,41 1149040,2TRANSPORTE DE MINERAL 11220 TON 2,68 30069,6 ULTIJEEVALRELLENO DETRITICO 8495 TON DE DTE 1,34 11383,5 ULTIJEEVALCHIMENEA ORE PASS (ECHADERO) 270 49,8 METROS 177,98 8863,4 MICONGCHIMENEA VENTILACION/CAMINO 308 49,8 METROS 188,94 9409,2 MICONGHABILITACION DE CAMINO CH 308 49,8 METROS 16,11 802,3 MICONGHABILITACION DE RB COMO CAMINO 49,8 METROS 16,11 802,3 MICONGOTROS (COMUNICACIONES,PARRILLAS,SERVICIOS) 10% 17790,6TOTAL EGRESOS CUARTO AÑO 195696,7 1149040,2 953343,5

MINADO 11220 TON 10,39 116575,8 MICONG 11220 102,41 1149040,2TRANSPORTE DE MINERAL 11220 TON 2,68 30069,6 ULTIJEEVALRELLENO DETRITICO 8495 TON DE DTE 1,34 11383,5 ULTIJEEVALCHIMENEA ORE PASS (ECHADERO) 270 49,8 METROS 177,98 8863,4 MICONGCHIMENEA VENTILACION/CAMINO 308 49,8 METROS 188,94 9409,2 MICONGHABILITACION DE CAMINO CH 308 49,8 METROS 16,11 802,3 MICONG

HABILITACION DE RB COMO CAMINO 49,8 METROS 16,11 802,3 MICONGOTROS (COMUNICACIONES,PARRILLAS,SERVICIOS) 10% 17790,6TOTAL EGRESOS QUINTO AÑO 195696,7 1149040,2 953343,5

MINADO 11220 TON 10,39 116575,8 MICONG 11220 102,41 1149040,2TRANSPORTE DE MINERAL 11220 TON 2,68 30069,6 ULTIJEEVALRELLENO DETRITICO 8495 TON DE DTE 1,34 11383,5 ULTIJEEVALCHIMENEA ORE PASS (ECHADERO) 270 49,8 METROS 177,98 8863,4 MICONGCHIMENEA VENTILACION/CAMINO 308 49,8 METROS 188,94 9409,2 MICONGHABILITACION DE CAMINO CH 308 49,8 METROS 16,11 802,3 MICONGHABILITACION DE RB COMO CAMINO 49,8 METROS 16,11 802,3 MICONGOTROS (COMUNICACIONES,PARRILLAS,SERVICIOS) 10% 17790,6TOTAL EGRESOS QUINTO AÑO 195696,7 1149040,2 953343,5

T E R C E R

A Ñ O

C U A R T O A

Ñ O

Q U I N T O A

Ñ O

S E X T O A

Ñ O

S E G U N D O

A Ñ O

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Tabla 6.3 VAN, RELACION BENEFICIO-COSTO Y TIR

AÑO PERIODO INGRESO EGRESO FLUJO FAS ING ACT EGR ACT VAN2009 0 901208 683713,32 217494,68 1 901208 683713,3244 217494,682010 1 1149040,2 195696,7 953343,53 0,89285714 1025928,75 174729,1694 851199,582011 2 1149040,2 195696,7 953343,53 0,79719388 916007,813 156008,187 759999,632012 3 1149040,2 195696,7 953343,53 0,71178025 817864,118 139293,0241 678571,092013 4 1149040,2 195696,7 953343,53 0,63551808 730235,82 124368,7715 605867,052014 5 1149040,2 195696,7 953343,53 0,56742686 651996,268 111043,546 540952,72

6646409 1662196,67 4984212,33 5043240,77 1389156,022 3654084,75

B/C 3,630 TIR TIENDE AL INFINITO DEBIDO A QUE NO HAY NINGUN AÑO NEGATIVO

ANALISIS ANUAL , VAN Y BC

A continuación se detalla mes a mes del primer año de inversión, para poder determinar con mayor exactitud el

tiempo de retorno de la inversión.

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Tabla 6.4 Análisis del Primer Año de Inversión para Determinar el Tiempo de Retorno

MES PERIODO FLUJO FAS VAN SALDO ACUMENERO 0 -52298,86 1 -52298,862 -52298,86

FEBRERO 1 -642,12 0,990099 -635,759455 -52934,62MARZO 2 -642,12 0,980296 -629,464807 -53564,09 ABRIL 3 -18200,29 0,9705901 -17665,0193 -71229,11MAYO 4 -40062,86 0,9609803 -38499,6182 -109728,72JUNIO 5 -642,12 0,9514657 -610,95234 -110339,68JULIO 6 -642,12 0,9420452 -604,903307 -110944,58

AGOSTO 7 25009,86 0,9327181 23327,15072 -87617,43EPTIEMBR 8 76403,82 0,9234832 70557,64752 -17059,78OCTUBRE 9 76403,82 0,9143398 69859,05696 52799,28OVIEMBR 10 76403,82 0,905287 69167,38312 121966,66

DICIEMBRE 11 76403,82 0,8963237 68482,55755 190449,22

ANALISIS DE PRIMER AÑO DE INVERSION PARA ENCONTRAR TIEMPO DE RETORNO DE LA INVERSION

El periodo de retorno, de la inversión en el proyecto, con la primera alternativa, es de 8 meses y 7 días.

En el siguiente cuadro se muestra el detalle y los mismos resultados, pero para la segunda alternativa, es

decir para corte y relleno con relleno hidráulico.

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Tabla 6.5_A Análisis Económico para Minado Por Corte Y Relleno Ascendente con Relleno Hidráulico

MES DETALLE EGRESO DIAS CANTIDAD UND PU $/UND . TOTAL US CONTRATA TMHPRODUCIDAS V. MINERAL TOTAL US$ FLUJO CAJA

MES 1 RAISE BORINGCRUCERO PARA CAMARA DE PRIMER RB (5M SECCION 3X3) 0 5 METROS 242,67 1213,35 MICONG 650 102,41 66566,50LOZA EN SUPERFICIE (3X3X0.3) PARA INSTALACION DE MAQUINA 4 20 TAREAS 28,51 570,20 ARBEPOZA (4X4X2) RESERVORIO AGUA PARA PILOTAJE 1 4 TAREAS 27,00 108,00 TUMIINSTALACION DE BOMBA Y TUBERIA (30 MTS) LINEA DE SUCCION 1 30 METROS 0,76 22,8 TUMITRASLADO DE EQUIPOS Y BARRAS 5 20 TAREAS 27 540 TUMIPILOTO (100%) 16 282,33 METROS 290 81875,7 TUMIRIMADO PRIMER RB 3 12 METROS 360 4320 TUMI

ALQUILER DE BOMBA PARA PILOTAJE 16 15,685 DIAS 115 1803,775 TUMILIMPIEZA DE DETRITOS DE RIMADO 3 3 DIAS 68,68 206,04 CIATRANSPORTE DE DETRITOS DE RIMADO 3 3 DIAS 58,46 175,38 CIA

RELLENO HIDRAULICOPREPARATIVOS DE ELEMENTOS DE SOPORTE PARA LA TUBERIA 200 TAREAS 28,51 5702,00 ARBETENDIDO LINEA RH EN SUPERFICIE 3350 METROS 2,07 6944,85 ARBEBRIDAS Y ACCESORIOS PARA EMPALME DE 4 PULGADAS 73 BRIDAS 28,00 2044,00 ARBEEMPALME ESCAMADO (NIPLE) 146 NIPLES 7,32 1068,72 ARBECOSTO TUBERIA DE PVC DE 4 PULGADAS DE DIAMETRO 3620 METROS 5,45 19729,00 ARBEREMOCION DE TERRENO, TRACTOR D6 PARA TENDIDO DE TUBERIA 70 HORAS 52,50 3675,00 ARBETRABAJOS DE INSTALACION NUEVA TRONCAL EN BOMBA MARS 75 TAREAS 28,51 2138,25 ARBE

OPERACIÓN EN EL TAJEORAMPA 260 20 METROS 326,99 6539,8 MICONGVENTANAS 6,0 METROS 207,7 1247,45 MICONGCHIMENEA ORE PASS (ECHADERO) 270 3,14 METROS 177,98 559,37 MICONGCHIMENEA VENTILACION/CAMINO 308 3,14 METROS 188,94 593,81 MICONGENERGIA DE VENTILADORES 25 DIAS 321,84 8046 MICONGMINADO 650 TON 10,39 6753,5 MICONGTRANSPORTE DE MINERAL 650 TON 2,68 1742 ULTIJEEVAL

OTROS 10% DE EGRESOS FUERA DEL PROYECTO 2548,2TOTAL 160167,18 66566,50 -93600,68

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158

Tabla 6.5_B Análisis Económico para Minado Por Corte Y Relleno Ascendente con Relleno Hidráulico

MES DETALLE EGRESO DIAS CANTIDAD UND PU $/UND . TOTAL US CONTRATATMH

PRODUCIDASV. MINERAL TOTAL US$ FLUJO CAJA


OPERACIÓN EN EL TAJEORAMPA 260 20 METROS 326,99 6539,8 MICONGVENTANAS 6,0 METROS 207,7 1247,45 MICONGCHIMENEA ORE PASS (ECHADERO) 270 3,14 METROS 177,98 559,37 MICONGCHIMENEA VENTILACION/CAMINO 308 3,14 METROS 188,94 593,81 MICONGENERGIA DE VENTILADORES 25 DIAS 321,84 8046 MICONGMINADO 650 TON 10,39 6753,5 MICONGTRANSPORTE DE MINERAL 650 TON 2,68 1742 ULTIJEEVALOTROS 10% DE EGRESOS FUERA DEL PROYECTO 2548,2TOTAL 64660,425 66566,50 1906,08



MES 4 RAISE BORINGRIMADO PRIMER RB 18 70,33 METROS 360 25318,8 TUMI 650 102,41 66566,5LIMPIEZA DE DETRITOS DE RIMADO 18 18 DIAS 68,68 1236,24 CIATRANSPORTE DE DETRITOS DE RIMADO 18 18 DIAS 58,46 1052,28 CIALOZA EN SUPERFICIE (3X3X0.3) PARA INSTALACION DE MAQUINA 0 20 TAREAS 28,51 570,20 ARBEPOZA (4X4X2) RESERVORIO AGUA PARA PILOTAJE 1 4 TAREAS 27,00 108 TUMIINSTALACION DE BOMBA Y TUBERIA (30 MTS) LINEA DE SUCCION 1 30 METROS 0,76 22,8 ARBECRUCERO PARA CAMARA DE PRIMER RB (5M SECCION 3X3) 0 5 METROS 242,67 1213,35 MICONGRETIRADA DE EQUIPOS E INSTALACION EN NUEVO PUNTO RB 2 5 20 TAREAS 27 540 TUMIPILOTAJE 5 90 METROS 290 26100 TUMI

ALQUILE R DE BO MBA PA RA PILO TAJE 5 5 DIAS 115 575 TUMIOPERACIÓN EN EL TAJEO

RAMPA 260 20 METROS 326,99 6539,8 MICONGVENTANAS 6,0 METROS 207,7 1247,45 MICONGCHIMENEA ORE PASS (ECHADERO) 270 3,14 METROS 177,98 559,37 MICONGCHIMENEA VENTILACION/CAMINO 308 3,14 METROS 188,94 593,81 MICONGENERGIA DE VENTILADORES 25 DIAS 321,84 8046 MICONG

MINADO 650 TON 10,39 6753,5 MICONGTRANSPORTE DE MINERAL 650 TON 2,68 1742 ULTIJEEVALOTROS 10% DE EGRESOS FUERA DEL PROYECTO 2548,2TOTAL 82218,59 66566,5 -15652,09

MES 5 RAISE BORINGPILOTAJE 11 192,33 METROS 290 55775,7 TUMI 650 102,41 66566,5RIMADO SEGUNDO RB 14 56 METROS 360 20160 TUMI

ALQUILE R DE BO MBA 11 11 DIAS 115 1265 TUMILIMPIEZA DE DETRITOS DE RIMADO 11 11 DIAS 68,68 755,48 CIATRANSPORTE DE DETRITOS DE RIMADO 11 11 DIAS 58,46 643,06 CIA

OPERACIÓN EN EL TAJEORAMPA 260 20 METROS 326,99 6539,8 MICONGVENTANAS 6,0 METROS 207,7 1247,45 MICONGCHIMENEA ORE PASS (ECHADERO) 270 3,14 METROS 177,98 559,37 MICONGCHIMENEA VENTILACION/CAMINO 308 3,14 METROS 188,94 593,81 MICONGENERGIA DE VENTILADORES 25 DIAS 321,84 8046 MICONGMINADO 650 TON 10,39 6753,5 MICONGTRANSPORTE DE MINERAL 650 TON 2,68 1742 ULTIJEEVALOTROS 10% DE EGRESOS FUERA DEL PROYECTO 2548,2TOTAL 104081,16 66566,5 -37514,66

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159

Tabla 6.5_C Análisis Económico para Minado Por Corte Y Relleno Ascendente con Relleno Hidráulico

MES DETALLE EGRESO DIAS CANTIDAD UND PU $/UND . TOTAL US CONTRATATMH

PRODUCIDASV. MINERAL TOTAL US$ FLUJO CAJA


OPERACIÓN EN EL TAJEORAMPA 260 20 METROS 326,99 6539,8 MICONGVENTANAS 6,0 METROS 207,7 1247,45 MICONGCHIMENEA ORE PASS (ECHADERO) 270 3,14 METROS 177,98 559,37 MICONGCHIMENEA VENTILACION/CAMINO 308 3,14 METROS 188,94 593,81 MICONGENERGIA DE VENTILADORES 25 DIAS 321,84 8046 MICONGMINADO 650 TON 10,39 6753,5 MICONG

TRANSPORTE DE MINERAL 650 TON 2,68 1742 ULTIJEEVALOTROS 10% DE EGRESOS FUERA DEL PROYECTO 2548,2TOTAL 64660,42 66566,5 1906,08



MES 8 RAISE BORINGRIMADO SEGUNDO RB 7 26,33 METROS 360 9478,8 TUMI 750 102,41 66566,5LIMPIEZA DE DETRITOS DE RIMADO 7 7 DIAS 68,68 480,76 CIATRANSPORTE DE DETRITOS DE RIMADO 7 7 DIAS 58,46 409,22 CIADESINSTALACION Y RETIRADA DE EQUIPOS Y MAQUINARIA 7 32 TAREAS 27 864 TUMICONSTRUCCION DE PARRILLAS EN SUPERFICE ( 2 ) 8 24 TAREAS 28,51 684,24 ARBEHABILITACION DE CAMINO CH 308 8 37 DESCANSOS 43,5 1609,5 MICONG

RELLENO HIDRAULICOTENDIDO DE TUBERIA POR RB E INST. ELEM. PARA ASEGURARLA 50 TAREAS 28,51 1425,5 ARBEMANGUERA FLEXIBLE TIPO BOA 4" 20 METROS 57,27 1145,4

OPERACIÓN EN EL TAJEORAMPA 260 20 METROS 326,99 6539,8 MICONGVENTANAS 6,0 METROS 207,7 1247,45 MICONGCHIMENEA ORE PASS (ECHADERO) 270 3,14 METROS 177,98 559,37 MICONGCHIMENEA VENTILACION/CAMINO 308 3,14 METROS 188,94 593,81 MICONGENERGIA DE VENTILADORES 25 DIAS 321,84 8046 MICONGMINADO 750 TON 10,39 6753,5 MICONG

TRANSPORTE DE MINERAL 750 TON 2,68 1742 ULTIJEEVALOTROS 10% DE EGRESOS FUERA DEL PROYECTO 2548,2TOTAL 44127,54 66566,5 22438,96

MES 9 OPERACIÓN EN EL TAJEOCHIMENEA ORE PASS (ECHADERO) 270 4,15 METROS 177,98 738,617 MICONG 900 102,41 92169CHIMENEA VENTILACION/CAMINO 308 4,15 METROS 188,94 784,101 MICONGHABILITACION DE CAMINO CH 308 4,15 METROS 16,11 66,86 MICONGHABILITACION DE RB COMO CAMINO 4,15 MEROS 16,11 66,86 MICONGMINADO 900 TON 10,39 9351 MICONGTRANSPORTE DE MINERAL 900 TON 2,68 2412 ULTIJEEVALM3 DE RELLENO HIDRAULICO 257 M3 3,01 773,5 ULTIJEEVALOTROS (COMUNICACIONES,PARRILLAS,SERVICIOS) 12% 1703,2TOTAL 15896,11 92169 76272,89

MES 10 OPERACIÓN EN EL TAJEOCHIMENEA ORE PASS (ECHADERO) 270 4,15 METROS 177,98 738,617 MICONG 900 102,41 92169CHIMENEA VENTILACION/CAMINO 308 4,15 METROS 188,94 784,101 MICONGHABILITACION DE CAMINO CH 308 4,15 METROS 16,11 66,86 MICONGHABILITACION DE RB COMO CAMINO 4,15 METROS 16,11 66,86 MICONGMINADO 900 TON 10,39 9351 MICONGTRANSPORTE DE MINERAL 900 TON 2,68 2412 ULTIJEEVALM3 DE RELLENO HIDRAULICO 257 M3 3,01 773,5 ULTIJEEVALOTROS (COMUNICACIONES,PARRILLAS,SERVICIOS) 12% 1703,2TOTAL 15896,11 92169 76272,89

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162

Tabla 6.6 VAN, RELACION BENEFICIO-COSTO Y TIR

AÑO PERIODO INGRESO EGRESO FLUJO FAS ING ACT EGR ACT VAN2009 0 901208,00 712820,61 188387,39 1 901208 712820,6085 188387,3915

2010 1 1149040,2 196901,3 952138,90 0,89285714 1025929 175804,7305 850124,01952011 2 1149040,2 196901,3 952138,90 0,79719388 916008 156968,5094 759039,30312012 3 1149040,2 196901,3 952138,90 0,71178025 817864 140150,4548 677713,66352013 4 1149040,2 196901,3 952138,90 0,63551808 730236 125134,3346 605101,48532014 5 1149040,2 196901,3 952138,90 0,56742686 651996 111727,0845 540269,1833

6646409 1697327,10 5002136,005 5043241 1422605,722 3620635,046

B/C 3,545 TIR TIENDE AL INFINITO DEBIDO A QUE NO HAY NINGUN AÑO NEGATIVO

ANALISIS ANUAL , VAN Y BC

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163

Tabla 6.7 ANALISIS MENSUAL DEL PRIMER AÑO DE INVERSION PARA DETERMINAR EL

TIEMPO DE RETORNO DE LA INVERSION

MES PERIODO FLUJO FAS VAN ALDO ACUENERO 0 -93600,68 1 -93600,68255 -93600,683

FEBRERO 1 1906,08 0,99009901 1887,203376 -91713,479MARZO 2 1906,08 0,98029605 1868,518194 -89844,961 ABRIL 3 -15652,09 0,97059015 -15191,7688 -105036,73

MAYO 4 -37514,66 0,96098034 -36050,8553 -141087,59JUNIO 5 1906,08 0,95146569 1813,56535 -139274,02JULIO 6 1906,08 0,94204524 1795,609258 -137478,41

AGOSTO 7 22438,96 0,93271805 20929,22587 -116549,18EPTIEMBR 8 76272,89 0,92348322 70436,73624 -46112,448OCTUBRE 9 76272,89 0,91433982 69739,34281 23626,8944OVIEMBR 10 76272,89 0,90528695 69048,85427 92675,7487

DICIEMBRE 11 76272,89 0,89632372 68365,20225 161040,951

LISIS DE PRIMER AÑO DE INVERSION PARA ENCONTRAR TIEMPO DE RETORNO DE LA INVERS

El periodo de retorno para la alternativa que sugiere relleno hidráulico es de 8 meses 19 días.

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164

En cuanto a los precios unitarios por tonelada rota y transportada

hasta la planta concentradora, se tiene los siguientes cuadros

comparativos:

Tabla 6.8 COSTO DE MINADO PARA UNA TONELADA DE MINERAL

PUESTA EN PLANTA CONCENTRADORA, CON EL METODO

UTILIZADO ACTUALMENTE.

COSTO DE EXPLOTACION (MO,PERF.,VOL,LIMP) 12.38 $/TON

COSTO DE PREPARACIONES 12.4807 $/TON

COSTO DE TRANSPORTE 2.68 $/TON

SERVICIOS 10% 2.75407 $/TON

TOTAL 30.29477 $/TON

COSTO DE MINADO ACTUAL

Fuente: Departamento de Planeamiento Cía. Raura


PUESTA EN PLANTA CONCENTRADORA, CON 2 RB Y

RELLENO HIDRAULICO.



COSTO DE RELLENO 0.827 $/TON

COSTO DE TRANSPORTE MINERAL 2.68 $/TON

COSTO DE MADERAMEN 0.143 $/TON



COSTO DE MINADO PARA RELLENO HIDRAULICO

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165


PUESTA EN PLANTA CONCENTRADORA, CON 2 RB Y

RELLENO DETRITICO.



COSTO DE RELLENO 1.0145 $/TON

COSTO DE TRANSPORTE MINERAL 2.68 $/TON

COSTO DE MADERAMEN 0.143 $/TON



COSTO DE MINADO PARA RELLENO DETRITICO

6.3 Evaluación y selección

A continuación se aprecian los gráficos que resumen los resultados del

análisis técnico y económico:

Gráfico 6.1 Tiempo en horas para rellenar un corte en el

tajeo 270.

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166

En el grafico se aprecia que el tiempo actual de relleno es mayor que la

que propone alimentar relleno detrítico por la chimenea RB, pero menorque si se utilizara relleno hidráulico.

La diferencia de tiempo entre la opción de utilizar relleno hidráulico y la de

alimentar material detrítico por la RB como relleno es de 9.95 horas.

Como ya se ha hecho mención, esto se debe a que la densidad del relleno

hidráulico debe ser muy baja para recorrer los más de 3 km. y subir los 490

m. que hay entre el punto de bombeo y en punto donde se ubican las

chimeneas Raise Boring.

Por otro lado el proceso de relleno detrítico sería mucho más simple,

debido a que se cuenta con los equipos de carguío y transporte. Y el

material a usarse como relleno se genera constantemente y se encuentra

en grandes volúmenes, debido al tratamiento del JIG en la planta

concentradora.

Se concluye que la alternativa propuesta para alimentar material detrítico

por la chimenea RB es la que requiere de menos tiempo.

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167

Gráfico 6.2 Valor Actual Neto para las alternativas propuestas y para el

método actual.

El análisis económico esta siendo comparado entre las dos alternativas

propuestas y el actual método de minado con que se esta trabajando.

El VAN siendo el mejor indicador para poder comparar la rentabilidad de

proyectos, nos deja como resultado que ambas alternativas propuestas

resultan mucho mejor que con el actual método que se trabaja el Tajeo

270.

Las barras de color azul y rojo en el grafico 6.2 pertenecen a las

alternativas propuestas en este trabajo de investigación, y la barra verde

pertenece al método utilizado actualmente.

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168

El VAN que resultaría de seguir trabajando con el actual método asciende a

US$ 2 719 664, y es menor que ambas alternativas propuestas para el

proyecto.

La diferencia entre las dos alternativas propuestas es de 23 220 US$, a

favor de la que sugiere la utilización de relleno detrítico, representando así

un porcentaje de 0.6% más que la de relleno hidráulico.

En la relación Beneficio Costo, los resultados obtenidos también son

favorables para las alternativas propuestas, sin embargo según lasinvestigaciones realizadas el índice beneficio costo sólo debe utilizarse

cuando se requiere determinar si un proyecto se debe realizar o no, de

forma independiente. Este indicador no es recomendable para comparar

proyectos porque su magnitud absoluta puede ser engañosa.

Debido a la poca diferencia económica entre las dos alternativas

propuestas, la evaluación técnica será la que determine que método será el

seleccionado.

La diferencia de 9.95 horas para rellenar el tajeo, prácticamente 01 guardia

por corte, no solo afectaría al tajeo 270, sino que a las demás labores que

quedarían en espera de relleno hasta que se concluya con esta labor.

Los precios unitarios de minado por tonelada de mineral transportada hasta

la planta concentradora en las alternativas propuestas resultan mucho

menor que con el actual método de explotación, observándose sobre todo

una gran reducción de costos en las preparaciones operativas.

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169

El menor costo unitario se alcanzaría al trabajar con la alternativa que

sugiere relleno detrítico, llegando a 19.63 US$/Ton.

Todo esto nos indica que la alternativa “Minado por Corte y Relleno

Ascendente Mecanizado con Relleno Detrítico a través de una Chimenea

RB” es la que nos permitirá optimizar el sistema de minado, incrementar

los niveles de producción, mejorar los estándares de seguridad y reducir

los costos unitarios.

.

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170

CAPITULO VII

IMPLEMENTACION DE LA ALTERNATIVA SELECCIONADA

7.1 Equipos

La necesidad de ir incorporando técnicas de excavación de chimeneas y

piques mineros más seguros y de mayor productividad ha privilegiado, en

los últimos años, la utilización de las tecnologías Raise Boring en las

diferentes compañías mineras del país.

El método Raise Boring consiste principalmente en la utilización de una

máquina electrohidráulica en la cual la rotación se logra a través de un

motor eléctrico y el empuje del equipo se realiza a través de bombas

hidráulicas que accionan cilindros hidráulicos.

El equipo a utilizar es un Raise Boring marca Robbins modelo RB 43 de

propiedad de Tumi Contratistas Mineros S.A.C., y a continuación se detalla

el proceso de excavación y las características de este equipo.

Básicamente la operación consiste en perforar, descendiendo, un tiro piloto

desde una superficie superior, donde se instala el equipo, hasta un nivel

inferior. Posteriormente se conecta en el nivel inferior el escariador el cual

actúa en ascenso, excavando por corte y cizalle, la chimenea, al diámetro

deseado.

Dependiendo de las características del equipo el motor eléctrico puede ser

de 100 HP a 500 HP, este rango de potencias irá directamente en relación

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171

con el diámetro final de escariado y la longitud del pique o chimenea. En

este caso la potencia es de 100 HP:

En este método de excavación de chimeneas se necesitará contar con dos

superficies de trabajo: Al inicio de la excavación, en la parte superior y al

final de la excavación en la parte inferior.

Es decir el método será aplicable para excavaciones en interior de la mina

entre dos galerías o desde superficie a una galería ubicada al interior de la

mina, como en este caso.

La perforación del piloto es realizada en forma descendente, vertical o

inclinada, utilizando como herramienta de corte un tricono de rodamientos

sellados.

El avance de la perforación se logra, agregando barras a la columna de

perforación, la cual se estabiliza con barras estabilizadoras de piloto.

El detritus producto de la perforación es barrido con agua a presión

impulsada por bombas de 37 a 50 KW de potencia, extrayéndolo por el

espacio anular que queda entre la pared del pozo y la columna de barras

de perforación. Y el caudal mínimo requerido es de 150 galones por minuto(GPM).

Una altura de salida del flujo de agua, con detritus, o "bailing", de 10 a 12

centímetros, medida de la salida del pozo, nos indicará un buen barrido.

Bajo ese valor será necesario revisar posibles inconvenientes como:

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172

pérdidas de agua por el fondo, falta de volumen de agua para barrer o

aumento de densidad del material a extraer.

En todos esos casos será necesario agregar aditivos químicos que nos

ayuden con la extracción.

Normalmente junto al equipo será necesario tener una poza de unos 32

m3 para almacenamiento y recirculación del agua utilizada en el barrido de

los detritus.

En caso de tener un tipo de roca muy deleznable, en que el barrido con

agua no sea adecuado, será necesario utilizar aire comprimido a alta

presión para esta operación.

Habitualmente se utiliza para perforaciones de unos 250 m. de longitud aire

comprimido a razón de 900 a 1200 CFM con 200 a 300 PSI.

La deflexión o desviación del tiro piloto dependerá de la pericia de

operación y de la calidad del macizo rocoso a perforar. La presencia de

diques, fallas o discontinuidades en general, tenderá a provocar mayores

desviaciones.

Una vez perforado el tiro piloto y después de retirado el trícono, se procede

a conectar el cabezal o escariador provisto con cortadores, en la galería

ubicada en el interior de la mina, donde finalizó la perforación piloto.

El escariador avanza en ascenso, excavando la roca por corte y cizalle, al

diámetro final de la chimenea.

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173

Normalmente la presión de empuje en la etapa de escariado es de unas 5

veces mayor a la etapa de perforación piloto.

Para retirar el escariador al final de la excavación existen 2 alternativas.

Bajar la columna de barras, desconectar y retirar el escariador por el

fondo de la chimenea o pique, a través de la galería inferior. En este

caso será necesario dejar un puente de roca, no excavado, en la parte

superior de 2 a 3 metros dependiendo del diámetro final de excavación y

la calidad geomecánica de la roca excavada.

Excavar la chimenea completa, retirando el escariador por la parte

superior de la excavación. Normalmente es posible utilizar esta

alternativa cuando el inicio del pique o chimenea está en la superficie.

Para realizar está operación se requiere montar el equipo Raise Borer en

vigas metálicas que atraviesen la excavación circular abierta en

superficie, sostener el escariador desconectado de la columna mediante

una grúa, retiro del equipo, para finalizar con el retiro del escariador.

En cuanto al equipo Raise Boring podemos mencionar los siguientes

componentes principales:

Motor Eléctrico

Tiene como misión dar la rotación a la columna de perforación en las

2 etapas: perforación piloto y escariado.

En la etapa de perforación piloto la columna rota a una velocidad de

30 RPM y en la etapa de escariado a 8 RPM.

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174

Tiene un sistema eléctrico hidráulico de 100 HP y la energía eléctrica

debe ser de 440Volt / 60Hz.

Figura 7.1 Motor eléctrico de 440 V, para la maquina Raise

Boring

Conjunto de Reductores

Conjunto de 3 o 4 transmisiones en base a engranajes y piñones

planetarios que reducen las velocidades de rotación a los valores

señalados anteriormente, según la operación que se esté realizando.

Sistema de Empuje electrohidráulico.

Conjunto de bombas hidráulicas y electroválvulas de alta presión,

alrededor de 3000 PSI, que entrega la presión de trabajo a los

cilindros hidráulicos para el empuje en las dos etapas de la

operación.

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La presión necesaria para la operación dependerá de: longitud de la

columna suspendida, calidad geomecánica de la roca a excavar,

calidad estructural de la roca y diámetro final de la excavación.

En general podemos indicar los siguientes rangos de presión de

trabajo:

Perforación Piloto : 0 a 3 MPa

Escariado : 4 a 20 MPa

El consumo mínimo de agua es de 30 galones por minuto (GPM)

para el enfriamiento hidráulico.

Sistema de Sujeción de la Columna de Barras

Figura 7.2 Sistema de Sujeción de barras

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Corresponden a componentes mecánicos, tratados térmicamente

que tienen como misión sujetar la columna en las 2 etapas de la

operación, transmitiendo la energía de empuje y rotación a las

herramientas de corte.

Bases y Cuerpo Principal del Equipo

Componentes fabricados en fierro fundido donde se montan los

elementos anteriormente señalados. El conjunto completo es

montado en la base de concreto.

Figura 7.3 Cuerpo principal del equipo

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Conjunto Eléctrico

Sistema de componentes eléctricos compuestos por

transformadores, sistemas de partidas suaves, "soft starter",

limitador de torque y sistemas de seguridad que resguardan la rotura

o daño de la columna extendida en situaciones de partidas y

detenciones de rotación en cualquiera de las etapas.

Columna de perforación

Formada básicamente por barras, estabilizadores de piloto y de

escariado, cross over, stem bar y barra de partida.

La adecuada combinación de este material, permite una operación

eficiente y segura.

Habitualmente una barra de 11 1/4" de diámetro y 1,50 mt. de

longitud tiene un peso de 420 kgs. Una barra similar a la anterior

pero de 10" de diámetro pesa 260 kgs.

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Figura 7.4 Columna de

perforación con el piloto y

con la cabeza rimadora.

La barra utilizada para la ejecución del proyecto es de un diámetro

de 9 7/8” y 1.20 metros de longitud y tiene un peso de 120 Kgs.

Escariador o Cabezal.

Estructura metálica, asimétrica, donde van ubicados los cortadores

que dan el área de corte final de excavación.

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180

Las cantidades de cortadores pueden variar según el modelo de escariador

se adopte.

Figura 7.5 Cabeza Rimadora o escariadora, embonada con la

columna de barras.

El rendimiento en la excavación de chimeneas con equipos Raise Boring es

variable y dependerá fundamentalmente de la calidad geomecánica de la

roca, la profundidad de la chimenea y por supuesto del diámetro final de

excavación.

Por ejemplo excavaciones donde el yacimiento tiene zonas con alta

resistencia a la compresión uniaxial alrededor de 300 a 400 MPa, en la cual

el rendimiento de excavación a diámetro final de 1,5 mt., aplicando altas

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181

presiones de empuje, no llegaba a 4 mts por turno, en turnos de 10 horas,

con penetraciones de 3 cm. cada 6 minutos.

En cambio excavaciones a diámetro final de 3,0 mt. en zonas de calizas,

donde la resistencia a la compresión uniaxial de la roca llegaba a 120 MPa,

se logran hasta 6 mts por turno con penetraciones de hasta 6 cms. cada 6

minutos.

Según el estudio geomecánico la resistencia a la compresión simple de la

roca en la zona del proyecto es de 126.4 MPa, lo que nos llevaría a inducir

que la velocidad de perforación de piloto y rimado seria alta, pasando

fácilmente los 10 metros por día en el escariado, sin embargo la

experiencia en el rimado en esta zona nos arroja un valor mucho mas bajo.

Por lo que se esta asumiendo que el pilotaje se hará a una velocidad de 18

metros por día y el rimado con la escariadora se hará a una velocidad de 4

metros por día, considerando problemas operativos y retrasos que

comúnmente se han venido dando en este tipo de trabajo.

Entonces el tiempo para pilotear y rimar una chimenea del proyecto se

resume en el siguiente cuadro:

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Tabla 7.2 Velocidad de perforación y rimado

LONGITUD VELOCIDAD DIAS

PILOTO 282.33 18 METROS/DIA 16

RIMADO 282.33 4 METROS/DIA 71

TOTAL 87

Fuente: Datos tomados durante excavación de chimenea en la zona

Jimena.

Entonces serían 87 días los que se ocuparían exclusivamente en el pilotaje

y rimado de una chimenea de 1.20 metros de diámetro y 282.33 m. de

longitud.

7.2 Mano de obra

Tumi Contratistas Mineros S.A.C. cuenta con una gran experiencia en la

ejecución de chimeneas mecanizadas utilizando el método Raise Boring.

En la actualidad y después de 8 años de operaciones en el Perú, Chile,

Argentina, Ecuador, Brasil, Tumi Contratistas Mineros S.A.C. ha construido

alrededor de 15,000. metros de chimeneas, piques de traspaso y pilotos

utilizando el método Raise Boring con diámetros desde 9” hasta 5 m. de

diámetro y con profundidades de hasta 500 m.

Tumi Contratistas Mineros S.A.C. cuenta con el soporte y respaldo de su

casa matriz en Colorado – USA de la empresa Stu Blattner Inc., empresa

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183

líder en excavaciones con equipos Raise Boring en Estados Unidos con

sucursales en el Perú, Chile, Brasil y África.

Stu Blattner Inc. diseña sus equipos, los fabrica y además entrega el

servicio de construcción de chimeneas con el método Raise Boring.

Por lo anterior, algunos de los factores que aseguran la productividad de

Tumi Contratistas Mineros S.A.C. son:

Mantener los recursos de repuestos originales en stock en el país de

operación y a la vez contar con la dirección y asesoría permanente del

personal experto en este tipo de operaciones en cada país.

Para cada chimenea RB Tumi Contratistas Mineros considera la siguiente

dotación de personal:

Supervisor : 1

Asistente Administrativa : 1

Operadores : 3

Ayudantes : 3

Chofer : 1

Se trabajará en dos turnos de 12 horas c/u, el tercer operador será el de

recambio. El mecánico irá cuantas veces lo requiera la operación sin

necesidad de permanecer en mina.

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184

Personal técnico de Tumi inspeccionará las instalaciones, el terreno en

donde se efectuarán los trabajos y todos los demás aspectos, los mismos

que deben encontrarse conformes previos a la prestación de servicios.

Los servicios de un topógrafo serán responsabilidad de la mina, para que

provean la locación, dirección y ángulo de la máquina. Topografía debe

marcar los puntos de trabajo, punto de inicio y punto de llegada de la

chimenea o sea el lugar donde se comunicará el hoyo piloto.

Para la realización de trabajos previos a los Raise Boring como los de

perforación y voladura en interior mina se cuenta con el personal de la

empresa especializada Micong, quien se encargará de la excavación de

los cruceros donde comunicarán los pilotos y realizaran los desquinches

necesarios. También realizara la limpieza del desmonte que estos trabajos

generarán. Para esto la empresa cuenta con:

Supervisor : 1

Capataz : 1

Perforistas : 2

Operador microscoop : 1

La empresa especializada Arbemin SAC será la encargada de los trabajos

de construcción de lozas donde se instalará el equipo y estará disponible

para realizar cualquier trabajo que tenga que ver con la instalación de

tuberías.

El personal que dispondrá esta empresa será el siguiente:

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Capataz de obras civiles : 1

Maestro : 1

Ayudantes : 4

Compañía Minera Raura cuenta con un supervisor exclusivo para hacer

seguimiento a los trabajos de Raise Boring, este se encargará de verificar

que se cumplan con las condiciones establecidas en el contrato y de dar

facilidades al contratista para evitar retrasos en la ejecución de las

chimeneas.

Para el traslado e instalación del equipo será necesario un scoop de un

mínimo de 4 yardas aportado por Cia. Minera Raura S.A.. El equipo Raise

Boring es desconectado y se traslada en forma separada; es decir, el

power pack, la máquina en si, el motor y toda la tubería.

El tiempo estimado para la instalación inicial y desinstalación al moverse de

locación es de aproximadamente 3 días, suponiendo que todos los

requerimientos de Cía. Minera Raura S.A. sean oportunos

7.3 Infraestructura

Para la ejecución del proyecto y básicamente para permitir la operación

de la maquina Raise Boring, se requiere realizar una serie de trabajos en

interior mina y en superficie.

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En interior mina las dimensiones de las galerías por donde se trasladarán

los equipos deberán ser de un mínimo de 2.0m x 2.0m, y en este caso las

dimensiones del crucero principal y la rampa son de 3.0 x 3.0 de sección,

por lo que no se hará ningún trabajo adicional.

La cámara de trabajo para la máquina RB43 deberá de ser de 6 m. de

ancho x 5 m. de fondo x 5 m. de alto como mínimo, pero en este caso la

maquina estará en superficie, debido a esto no se hará ningún trabajo de

voladura.

Las ventanas donde comunicarán los pilotos y desde donde se embonará

la cabeza rimadora deben ser excavadas a una sección de 3m x 3m y 5

metros de longitud. Esto se realizara antes o durante la perforación del

piloto, pero previniendo que los disparos no afecten el piloto o la columna

de barras.

En superficie se requiere tener una poza de 4mx4mx2m como reservorio

para recircular el agua durante la perforación del piloto. Este trabajo lo

realiza el personal de la misma empresa especializada con ayuda de algún

scoop diesel y es recubierta en su parte interna con geomenbrana o algún

material impermeable para evitar fugas de agua. En esta poza se instalaráuna bomba que proporcione 150 GPM para la evacuación de detritus. La

bomba es de propiedad de Tumi SAC y será alquilada al precio de 115 US$

por día.

El equipo ira montado sobre una loza de concreto, que deberá ser

construida en roca sólida por lo que antes de construirse debe removerse

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el material de relleno para que la adherencia de la loza al piso sea la mejor

posible. Esta condición evita que la loza se fisure o se quiebre con las

evidentes pérdidas que esto significa.

Las dimensiones de la loza de concreto donde se instalará el equipo será

de 3m x 3m x 0.30m. de espesor, la loza debe ser de concreto simple,

cemento, piedra y arena, sin aceros y tipo 250 Kg/cm2.

En esta loza se deberán realizar 12 perforaciones verticales para poder

anclar el trineo, sobre el cual irá el equipo de perforación. Esto impedirá

que haya desplazamiento de la maquina debido al esfuerzo que se produce

durante la perforación o rimado sobre todo.

Una caceta simple tipo carpa deberá instalarse junto a la maquina para que

el operador no este expuesto a lluvias y proteger a su ves el panel decontrol. Esta será transportada hasta el lugar por el personal de la empresa

especializada Tumi SAC.

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Figura 7.6 Infraestructura con equipo Raise Boring en plena

operación.

Con esta infraestructura en interior mina y en superficie se puede dar inicio

a la perforación y rimado de las chimeneas Raise Boring. Y cuando se

hayan concluido las chimeneas se construirán parrillas sobre estas para

prevenir la caída de personas o materiales que puedan originar

accidentes.

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La parrilla para la chimenea por donde se alimentará relleno detrítico debe

ser de rieles, para que puedan resistir el impacto y el peso del material al

ser descargado por el volquete. Y la otra que servirá para ventilación seria

de fierro corrugado distanciado 20 centímetros, para no originar resistencia

al flujo que saldrá por la chimenea.

Figura 7.6 Muros de protección y parrillas construidas en las

bocas de chimeneas Raise Boring.

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CAPITULO VIII

CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES

8.1 CONCLUSIONES

El actual sistema de de explotación depende del avance del frente de la

rampa, debido a que dicha rampa sirve como acceso para el tajeo y de su

avance se obtiene estéril para el relleno del tajeo.

El relleno del tajeo empleando el actual sistema de minado de explotaciónpor Corte y Relleno ascendente con Rampa positiva demora 17.92 horas,

dependiendo si existe desmonte disponible del frente de la rampa, con la

primera alternativa “Minado con corte y relleno ascendente mecanizado

con material detrítico a través de una chimenea RB” demora 11.0 horas;

además se descarta la segunda alternativa propuesta de “Minado con

corte y relleno ascendente mecanizado con relleno hidráulico a través de

una chimenea RB” por lo que demora 20.4 horas debido a que la altura

debido a que tiene que emplearse una densidad del relleno hidráulico muy

baja para que pueda recorrer los más de 3 km. y subir los 490 m. que hay

entre el punto de bombeo y en punto donde se ubican las chimeneas Raise

Boring.

La ventilación en el tajeo 270 es deficiente debido a que no se tiene un

circuito de ventilación definido, y la evacuación de los gases de la voladura

es muy lenta, por lo cual el personal que trabaja en la labor retraza su

ingreso, llegando a registrarse 6 horas netas operativas en promedio en

una guardia de 10 horas.

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El actual sistema de minado de explotación por Corte y Relleno ascendente

con Rampa positiva como preparación, se ha propuesto dos alternativas

de explotación, la primera que plantea “Minado con corte y relleno

ascendente mecanizado con material detrítico a través de una chimenea

RB” y la segunda que plantea “Minado con corte y relleno ascendente

mecanizado con relleno hidráulico a través de una chimenea RB”

Al realizar la Evaluación Económica se obtienen que el VAN para el

sistema de minado actual es de 2 719 664 US$, mientras que para la

primera alternativa propuesta es de 3 654 084 US$ y para la segunda

alternativa de 3 630 864 US$, ambas en un periodo de ejecución de 6

años.

El actual sistema de minado tiene un costo de 30.29 US$ / TMH, mientras

que la primera alternativa propuesta un costo de 19.63 US$ / TMH, y para

la segunda alternativa de 19.78 US$ / TMH, obteniéndose una disminución

de 10.66 US$ / TMH, y de 10.51 US$ / TMH respectivamente.

La producción actual del tajeo 270 es de 650 TMH/mes, con la primera y

segunda alternativa propuesta se obtiene una producción de 990

TMH/mes, incrementándose en un 44%.

Con las dos alternativas propuestas se mejora el sistema de ventilación,

debido a que las chimeneas RB permiten una rápida evacuación de los

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seguridad, permitiendo un mejor desempeño del personal, aumentando su

productividad.

Emplear microscoops eléctricos y rellenar los tajeos con material detrítico

para mejorar su rendimiento, adicionar un camino mas de acceso al tajeo,

y mejorar el circuito de ventilación.

Aprovechar los relaves originados del JIG, y trasladarlos a la zona deJimena u otras zonas para utilizarlos como relleno en los tajeos con

problemas para emplear el relleno hidráulico debido a la alta diferencia de

cotas y grandes distancias desde el punto de bombeo.

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BIBLIOGRAFIA

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Atlas Copco www.atlascopco.com

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ANEXOS

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ANEXO 1

COSTO DE EXPLOTACIÓN EN US$/TON PARA EL TAJEO 270

E.E. MICONG S.R.L. T. de Cambio 3.05

Taladros de produccion ( Pies) 30 Perforacion InclinadaTaladros Sostenimiento (8 pies) 4 Peso del mineral 3.50

Taladros de servicios (3 pies) 4 Peso del desmonte 2.70

Longitud de perforacion (pies) 1.68 M Eficiencia 89%

Altura de corte (m) 1.50 M. Ancho de veta promedio (m) 1.5

Volumen (m3) * 10.94 Malla de perforacion 0.6 0.45

Tonelaje a disparo (tm) 38.27 Inclinacion del taladro 75º

BB.SS Obreros 99.20% Dias de Trabajo 30

BB.SS Empleados 61.69%

1.- MANO DE OBRA CNT Jornal Jornal+ BB.SS Inc. % US$/DISP. US$/TMSPerforista (Perforación, sostenimiento y voladura) 1 48.00 95.62 125% 39.19

Ayudante perforista 1 46.00 91.63 125% 37.55

Operador de Scoop 1 50.95 101.49 75% 24.96

Lamparero/ Compresorista 1 46.00 91.63 63% 18.78

Bodguero /tubero/otros servicios 1 46.00 91.63 63% 18.93

TOTAL MANO DE OBRA (US$.) 5 139.40 3.64

2.- SUPERVISIÓN Y SERVICIOS CNT Basico (B+ BB.SS)/dia Inc. %Ing. Residente de obra 1 6,688 360 10% 11.82

Ing. Jefe de guardia 1 4,235 228 31% 23.39

Ing. De Seguridad 1 5,445 293 15% 14.43

Capatáz de Guardia 1 1,815 98 31% 10.02

Administrador 1 1,573 85 10% 2.78

Auxiliar de Secretaría 1 1,210 65 10% 2.14

TOTAL SUPERVISIÓN (US$) 64.58 1.69

3. IMPLEMENTOS DE SEGURIDAD CNT Precio ($) Rend.(tareas) TAR

Botas 14.66 125 5.38 0.63Correa de Seguridad 4.00 300 5.38 0.07

Filtro para respirador P-100 8.80 15 5.38 3.16

Guantes de Jebe Neoprene 5.24 25 5.38 1.13

Lámpara Minera 251.00 600 5.38 2.25

Cargadora de Lampara Minera 69.04 600 5.38 0.62

Mantenimiento de Lampara (30%) 30% 0.00 0 0.86

Lentes de Seguridad 7.86 75 5.38 0.56

Mameluco con cinta reflectiva 14.15 150 5.38 0.51

Pantalón de Jebe 9.15 100 2.50 0.23

Protector con portalampara 11.77 300 5.38 0.21

Respirador Survivar 16.60 100 5.38 0.89

Saco de Jebe 9.15 100 2.50 0.23

Tafilete para protector 3.65 100 5.38 0.20

Barbiquejo 0.56 75 5.38 0.04

Tapón de oído 0.80 25 5.38 0.17

TOTAL IMPLEMENTOS DE SEGURIDAD 11.76 0.31

4. PERFORACIÓN CNT Precio V. util(pies) $/pie PP/dispMáquina perforadora 3,500 100,000 0.035 195 6.83

Aceite perforación (glns.) 4 394 0.011 195 2.16

Mantenimiento (75%) 75% 5.12

Juego de barrenos 4' y 6' 107 1,200 0.089 195 17.42

Adaptador deSplit set 80 1,200 0.067 30 2.00

Máquina afiladora 4,135 500,000 0.008 195 1.61

Piedra esmeril 16 9,843 0.002 195 0.32

Manguera jebe 1' (20 m) 85 13,500 0.006 195 1.22

Manguera 1/2' (20 m) 58 13,500 0.004 195 0.84TOTAL PERFORACIÓN 37.52 0.98

5. VOLADURA CNT Precio US$/DISP.Semexa 65% (Unid.) 30 0.25 7.50

Examón (kg) 30 0.66 19.80

Exel (Pza) 30 1.20 36.00

Cordon detonante (m.) 15 0.13 1.95

Carmex (Pza) 2 0.51 1.02

Mecha Rápida (m) 0.1 0.25 0.03

TOTAL VOLADURA 66.30 1.73

5. HERRAMIENTAS CNT Precio $. Rend.(# disp) Incidencia (%) Atacador 2 1.93 10 100% 0.39

Arnez 1 49.15 75 100% 0.66

Mochila 1 10.50 75 100% 0.14

Cinta y Grampa Vand-IT 1 47.12 10 100% 4.71

Comba de 6 lbs. 1 6.91 300 100% 0.02

Cucharilla 2 5.00 75 100% 0.13

Escalera 0 10.00 50 100% 0.00

Juego de Barretilla Aluminio 6' ,8', 10' 1 78.21 75 100% 1.04

Cargador de anfo 1 562.00 150 50% 1.87

Manguera antiestática (m) 5 10.19 75 50% 0.34

Lampa 1 8.51 75 100% 0.11

Llave stilson de 14" 1 29.50 300 100% 0.10

Arco de Sierra 1 9.73 75 50% 0.06

Hoja de Sierra 1 1.10 5 50% 0.11

Pico 1 8.51 150 100% 0.06

Pintura (Gal) 1 9.96 15 100% 0.66

Punzon de Cebo 1 5.00 150 100% 0.03

Sacabarreno 1 25.00 150 10% 0.02

TOTAL HERRAMIENTAS 10.46 0.27

6. EQUIPOS CNT US$/Hr. ton/hr Hrs Inc %Scoop electrico de 1.5 yd3 (mineral) 1 29.01 20 1.91 55.52

Camioneta de servicios 1 6.61 2.00 13.22

Camion de servicios 1 6.61 2.00 13.22

TOTAL EQUIPOS 81.96 2.14

SUB TOTAL 411.97 10.76G.G. 5% 0.54

Utilidad 10% 1.08

COSTO TOTAL $/TMS 12.38 Ancho de Veta de 2.0 m.

COSTO DE EXPLOTACI N TJ 270 JIMENAPerforación(Jackleg) + Voladura (Examón+Carmex) + Limpieza con Scoop de Ctta.

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ANEXO 2

COSTO DE AVANCE EN US$/MT PARA LAS VENTANAS DE 2.5 M X 2.5 M

QUE SE EXCAVAN DESDE LA RAMPA 260

E.E. MICONG S.R.L. MICONG T. de Cambio 3.05

Taladros de avance (6 pies) 34 Tipo de roca MEDIANO

Taladros de sostenimiento (8 pies) 3 Peso del mineral 3.50

Taladros de servicios (3 pies) 4 Peso del desmonte 2.70

Longitud de perforacion (pies) 1.68 Eficiencia de disparo 89%

Avance por disparo (m): 1.50 Factor de Potencia (Kg/Ton): 0.00

Volumen por disparo (m3) 9.38 Factor de Carga (Kg/m3): 0.00

Toneladas por disparo (tm) 25.31 Factor de Carga (Kg/m) 0.00

BB.SS Obreros 99.20% Dias de trabajo por mes 30


1.- MANO DE OBRA CNT Jornal S/. (J+ BB.SS)/Día Inc. % US$/DISP US$/M.Perforista (Perforación, sostenimiento y voladura) 1 48.00 95.62 125% 39.19

Ayudante de perforista 1 46.00 91.63 125% 37.55



Bodguero /tubero 1 46.00 91.63 25% 7.51

TOTAL MANO DE OBRA (US$.) 5 105.88 70.592.- SUPERVISIÓN Y SERVICIOS CNT Básico S/. (B.+ BB.SS)/día Inc. %

Ing. Residente de obra 1 6,688 360 10% 11.82Ing. Jefe de guardia 1 4,235 228 20% 14.97

Ing. Segrurid 1 5,445 293 15% 14.43


Administrador 1 1,573 85 10% 2.78


TOTAL SUPERVISIÓN (US$) 6 52.55 35.033. IMPLEMENTOS DE SEGURIDAD Precio ($) Rend.(tareas) Cant.(tar)Botas 14.66 125 4.27 0.50

Correa de Seguridad 4.00 300 4.27 0.06



Lámpara Minera 251.00 600 4.27 1.78


Mantenimiento de Lampara (30%) 30% 0.68






Saco de Jebe 9.15 100 4.27 0.39


Barbiquejo 0.56 75 4.27 0.03

Tapón de oído 0.80 25 4.27 0.14

TOTAL IMPLEMENTOS DE SEGURIDAD 9.74 6.504. PERFORACIÓN Precio $. V. util(pies) $/pie PP/dispMáquina perforadora 3,500 100,000 0.04 204 7.12

Aceite perforación (glns.) 4.36 394.00 0.01 204 2.25

Mantenimiento (75%) 2,625.00 100,000 5.34

Juego de barrenos 4' y 6' 107.19 1,200 0.09 204 18.18



Piedra esmeril 16 9,843 0.00 204 0.33

Manguera jebe 1' (20 m) 85 13,500 0.01 204 1.28

Manguera 1/2' (20 m) 58.25 13,500 0.00 204 0.88

TOTAL PERFORACIÓN 38.17 25.445. HERRAMIENTAS CNT Precio $. Rend.(# disp) Inc. (%) Atacador 2 1.93 10.00 100% 0.39

Mochila 1 10.50 75 100% 0.14

Cinta y Grampa Vand-IT 1 47.12 10.00 100% 4.71

Comba de 6 lbs. 1 6.91 300.00 100% 0.02

Cucharilla 2 5.00 75.00 100% 0.13

Escalera 1 10.00 50.00 100% 0.20

Juego de Barretilla Aluminio 6' ,8', 10' Jgo. 3 78.21 75.00 100% 3.13

Cargador de anfo 1 562.00 150.00 100% 3.75

Manguera antiestática (m) 5 10.19 75.00 100% 0.68

Lampa 1 8.51 75.00 100% 0.11

Llave stilson de 14" 1 29.50 300.00 100% 0.10

Arco de Sierra 1 9.73 75.00 100% 0.13

Hoja de Sierra 1 1.10 5.00 100% 0.22

Pico 1 8.51 150.00 100% 0.06

Pintura (Gal) 1 9.96 15.00 100% 0.66

Punzon de Cebo 1 5.00 150.00 100% 0.03

Sacabarreno 1 25.00 150.00 100% 0.17

TOTAL HERRAMIENTAS 14.63 9.756. EQUIPOS CNT US$/Hr. Rend.(ton/hr) HrsScoop Diesel de 1.5 yd3 1 29.01 20 1.27 36.72


Camión de servicios 1 6.61 1.00 6.61


TOTAL COSTO DIRECTO 270.91 180.61G.G. 5% 9.03

Utilidad 10% 18.06

COSTO TOTAL POR DISPARO 207.70

COSTO DE UN CRUCERO DE SECCIÓN 2.5m. x 2.5m. JIMENAPerforación(Jackleg) + Voladura (Examón+Tecnel) + Limpieza con Scoop de Ctta.

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199

ANEXO 3

COSTO DE AVANCE EN US$/MT DE LA CHIMENEA ORE PASS 270

DE 1.5M X 1.5 M

E.E. MICONG S.R.L. T. de Cambio 3.05

Taladros de avance 18 Tipo de roca MEDIANOTaladros de sostenimiento 0 Peso del mineral 3.50

Taladros de servicio (3 pies) 0 Peso del desmonte 2.70

Longitud de perforacion (pies) 1.68 Eficiencia del disparo 85%

Avance de disparo (m): 1.43 Factor de Potencia (Kg/Ton) 0.00

Volumen disparado (m3) 3.22 Factor de carga (Kg/m3): 0.00

Tonelaje disparado (tm) 8.69 Factor de carga (Kg/m) 0.00



1.- MANO DE OBRA CNT Jornal S/. (J+ BB.SS)/Día Inc. % US$/DISP. US$/MPerforista (Perforación, sostenimiento y voladura) 1 48.00 95.62 125% 39.19




Bodguero /tubero 1 46.00 91.63 25% 7.51

TOTAL MANO DE OBRA (US$.) 5 105.63 73.87

2.- SUPERVISIÓN Y SERVICIOS CNT Básico S/. (B.+ BB.SS)/día Inc. %Ing. Residente de obra 1 6,688 360 10% 11.82


Ing. Segrurid 1 5,445 293 15% 14.43


Administrador 1 1,573 85 10% 2.78


TOTAL SUPERVISIÓN (US$) 6 52.55 36.75

3. IMPLEMENTOS DE SEGURIDAD Precio ($) Rend.(tareas) Cant.(tareas)Botas 14.66 125 4.07 0.48




Lámpara Minera 251.00 600 4.07 1.70


Mantenimiento de Lampara (30%) 30% 0.00 0 0.65






Saco de Jebe 9.15 100 2.50 0.23


Barbiquejo 0.56 75 4.07 0.03

Tapón de oído 0.80 25 4.07 0.13


4. PERFORACIÓN Precio $. V. util(pies) $/pie PPMáquina perforadora 3,500 100,000 0.04 99 3.47

Aceite perforación (glns.) 4 394 0.01 99 1.10

Mantenimiento (75%) 2.60

Juego de barrenos 4' y 6' 107 1,200 0.09 99 8.84



Piedra esmeril 16 9,843 0.00 99 0.16

Manguera jebe 1' (20 m) 85 13,500 0.01 99 0.62

Manguera 1/2' (20 m) 58 13,500 0.00 99 0.43

TOTAL PERFORACIÓN 18.03 12.61

5. HERRAMIENTAS CNT Precio $. Rend.(# disp) Incidencia (%) Atacador 1 1.93 10.00 100% 0.19

Arnez 2 49.15 75.00 100% 1.31

Mochila 1 10.50 75.00 100% 0.14


Comba de 6 lbs. 1 6.91 300.00 100% 0.02

Cucharilla 2 5.00 75.00 100% 0.13

Escalera 1 10.00 50.00 100% 0.20

Juego de Barretilla Aluminio 6' ,8', 10' 1 78.21 75.00 100% 1.04

Cargador de anfo 0 562.00 150.00 100% 0.00

Manguera antiestática (m) 0 10.19 75.00 100% 0.00

Lampa 1 8.51 75.00 100% 0.11

Llave stilson de 14" 1 29.50 300.00 100% 0.10

Corvina 1 28.80 125.00 100% 0.23

Punta 2 3.75 75.00 100% 0.10

Formon 1 17.53 100.00 100% 0.18

Arco de Sierra 1 9.73 75.00 100% 0.13

Hoja de Sierra 1 1.10 5.00 100% 0.22

Pico 1 8.51 150.00 100% 0.06

Pintura (Gal) 1 9.96 15.00 100% 0.66

Punzon de Cebo 1 5.00 150.00 100% 0.03

Soga de 15 Kg 1 34.45 50.00 100% 0.69

Sacabarreno 1 25.00 150.00 10% 0.02


6. EQUIPOS CNT US$/Hr. Rend.(ton/hr) HrsScoop Diessel de 1.5 yd3 1 29.01 20 0.43 12.60





Utilidad 10% 15.48

COSTO UNITARIO ( US$./ ML.) 177.98

Perforación(Jackleg) + Voladura (Examón+Tecnel) + Limpieza con Scoop de Ctta.

COSTO DE UNA CHIMENEA SIMPLE DE 1.50m x 1.50m JIMENA

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200

ANEXO 4

COSTO DE AVANCE EN US$/MT DE LA CHIMENEA CAMINO DE DOBLE

COMPARTIMIENTO 308 DE 2.4M X 1.5 M

E.E. MICONG T. de Cambio 3.05

Taladros de avance (6 pies) 25 Tipo de roca MEDIANO

Taladros de sostenimiento (8 pies) 0 Peso del mineral 3.50

Taladros de servicio (3 pies) 0 Peso del desmonte 2.70

Longitud de perforacion (pies) 1.68 Eficiencia del disparo 85%

Avance por disparo (m): 1.43 Factor de potencia (Kg/Ton): 0.00

Volumen disparado (m3) 5.15 Factor de carga (Kg/m3): 0.00

Toneladas disparadas (tm) 13.90 Factor de carga (Kg/m) 0.00



1.- MANO DE OBRA CNT Jornal S/. (J+ BB.SS)/Día Inc. % $./Disp. $/M.Perforista (Perforación, sostenimiento y voladura) 1 48.00 95.62 125% 39.19



Compresorista/Lamparero 1 46.00 91.63 25% 7.51

Bodguero /tubero 1 46.00 91.63 25% 7.51

TOTAL MANO DE OBRA (US$.) 5 $105.63 73.872.- SUPERVISIÓN Y SERVICIOS CNT Básico S/. (B.+ BB.SS)/día Inc. %

Ing. Residente de obra 1 6,688 360 10% 11.82


Ing. Seguridad 1 5,445 293 15% 14.43


Administrador 1 1,573 85 10% 2.78


TOTAL SUPERVISIÓN (US$) 6 52.55 36.75

3. IMPLEMENTOS DE SEGURIDAD Precio ($) Rend.(tareas) Cant.(tar)

Botas 14.66 125 4.07 0.48




Lámpara Minera 251.00 600 4.07 1.70


Mantenimiento de Lampara (30%) 30% 0.65






Saco de Jebe 9.15 100 2.50 0.23


Barbiquejo 0.56 75 4.07 0.03

Tapón de oído 0.80 25 4.07 0.13


4. PERFORACIÓN Precio $. V. util(pies) $/pie PPMáquina perforadora 3,500 100,000 0.04 138 4.81

Aceite perforación (glns.) 4.36 394.00 0.01 138 1.52

Mantenimiento (75%) 2,625.00 100,000.00 3.61

Juego de barrenos 4' y 6' 107.19 1,200 0.09 138 12.28

Máquina afiladora 4,135.00 500,000 0.01 138 1.14

Piedra esmeril 16.14 9,843 0.00 138 0.23

Manguera jebe 1' (20 m) 84.75 13,500 0.01 138 0.86

Manguera 1/2' (20 m) 58.25 13,500 138 0.00


5. HERRAMIENTAS CNT Precio $. Rend.(# disp) Inc. (%)

Atacador 2 1.93 10.00 100% 0.39

Arnez 2 49.15 75.00 100% 1.31

Mochila 1 10.50 75.00 100% 0.14


Comba de 6 lbs. 1 6.91 300.00 100% 0.02

Cucharilla 2 5.00 75.00 100% 0.13

Juego de Barretilla Aluminio 6' ,8', 10' 1 78.21 75.00 100% 1.04

Lampa 1 8.51 75.00 100% 0.11

Llave stilson de 14" 1 29.50 300.00 100% 0.10

Corvina 1 28.80 125.00 100% 0.23

Punta 2 3.75 75.00 100% 0.10

Formon 1 17.53 100.00 100% 0.18

Pico 1 8.51 150.00 100% 0.06

Pintura (Gal) 1 9.96 15.00 100% 0.66

Punzon de Cebo 1 5.00 150.00 100% 0.03

Soga de 15 Kg 1 34.45 50.00 100% 0.69

Sacabarreno 1 25.00 150.00 10% 0.02


6. EQUIPOS CNT US$/Hr. Rend.(ton/hr) Hrs

Scoop de 1.5 yd3 1 29.01 20 0.69 20.16





Utilidad 10% 16.43

COSTO UNITARIO DE LA RAMPA POSITIVA ( US$./ ML.) 188.94

COSTO DE UNA CHIMENEA DE DOBLE COMPORTAMIENTO DE 2.4m x 1.5m JIMENAPerforación(Jackleg) + Voladura (Examón+Tecnel) + Limpieza con Scoop de Ctta.

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201

ANEXO 5

COSTO DE TRANSPORTE EN US$ / TON CON VOLQUETES DE LA

E.E. MULTIJEEVAL

Precio compra 150,946 Costo de Propiedad US $/hora

Precio jgo llantas 6,000 Costo por depreciación 8.93

Vida llantas (hor) 1,500 Costo por intereses 3.14

Precio stock (V) 150,946 Costo por seguro -

Valor de rescate (Vr) 25% 37,737 Total costo de Propiedad 12.08

Vida económica en horas (n) (dato de manual) 12,000

Vida económica en años (N) 4.0 Costo de operación US $/hora

Combustible 12.40

Consumo Precio Lubricantes (aceite grasa) 2.45 gal/hora US $/gal Costo filtros 1.93

Combustible 4.00 3.10 Costo llantas 4.00

Aceite motor gal/hor 0.15 7.50 Reparación llanta (15%) 0.60

Aceite hidraulico gal/hor 0.15 7.50 Repuestos 7.55

Grasa lbs/hora 0.1 2.00 Total costo de operación 28.93

Filtro (0,4 * costo aceite + grasa) 13%

Repuestos 60%

Total Costo de Propiedad y Operaci 41.01

Factor de inversión K = (n+1)/2n 0.63

Intereses % 10.0% Cap. Operativa de Transporte (ton/Via 22.68

Seguros % 0.0%

COSTO DE TRANSPORTE Ton x Hr US$./Ton

Capacidad de Transporte

Capacidad de TV (m 3) 12.0

P.e. 2.7

Transporte de Dte (Plena Cap.) 32.4

Factor de llenado 0.70

Cap. Operat iva de Transp (Ton/Viaje) 22.68

Rendimiento ( Viajes /Hr.) CT T.on/Hr. $/tonModulo I N/A

Modulo II (CATUVA) 1.12 20.25 2.03Modulo III (MARGOT) 1.05 21.60 1.90

Modulo IV (JIMENA - YANCO) 1.33 17.05 2.40

Modulo V N/A

Camión Volvo

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202

ANEXO 6

COSTO DE PILOTAJE Y RIMADO EN US$ / MT SEGÚN CONTRATO CON LA

E.E. TUMI SAC

ITEM CHIMENEA LONGITUD DIAMETRO INCLINAC. PRECIO

Metros Pulg. / m Grados US $/mt

RB

Piloto 940 9 - 7/870 - 90 290.00

<70 295.00

Rimado 9401.20 70 - 90 360.00

1.20 <70 375.00

*En el caso que en algún hoyo se requiriese únicamente el servicio de

perforación piloto sin rimado, el precio será US$ 300.00/m.

Stand By : US$75.23.00/ hora no productiva.

Bomba : US$115.00/día/bomba

*Los Precios podrían variar luego de analizar las condiciones del terreno

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203

ANEXO 7

COSTO POR METRO CUBICO DESQUINCHADO POR LA E.E. MICONG

E.E.

Taladros de producción 30 de 6' EFICIENCIA: 90%

Taladros de sostenimiento 4 DE 8' F. DE POT.(Kg/Ton): 0.77

Longitud del taladro 5.5 Pies Malla 0.70 0.6

Avance de l disparo 1.51 MTS P.E. Desmonte 2.70

Cubos por disparo 16.16 M3

Toneladas por disparo 43.63 TMS

Leyes sociales 99.20%

1.- MANO DE OBRA CNT Salario (S/.) B+BB.SS Inc.% Costo

Maestro Perforista 1 51.70 102.99 125% 128.7

Ayudante Perforista 1 49.70 99.00 125% 123.8

Operador de Micro Scoop 1 55.57 110.70 31% 34.6

TOTAL MANO DE OBRA 287.1 17.77

2. IMPLEMENTOS DE SEGURIDAD TAR P.U.S/. Nro. Disp Costo

Botas 2.81 42.51 125.00 0.96

Correa de Seguridad 2.81 11.60 300.00 0.11

Filtro para respirador P-100 2.81 25.52 15.00 4.79

Guantes de Jebe Neoprene 2.81 15.20 25.00 1.71

Lámpara Minera 2.81 727.90 600.00 3.41

Cargadora de Lampara Minera 2.81 200.22 600.00 0.94

Mantenimiento de Lampara (30% ) 30% 1.31

Lentes de Seguridad 2.81 22.79 75.00 0.85

Mameluco con cinta reflectiva 2.81 41.04 150.00 0.77

Pantalón de Jebe 2.81 26.54 125.00 0.60

Arnez 0.00 199.78 75.00 0.00

Mochila 1.00 30.45 150.00 0.20

Protector con portalampara 2.81 34.13 300.00 0.32

Respirador Survivar 2.81 48.14 125.00 1.08

Saco de Jebe 2.81 26.54 125.00 0.60

Tafilete para protector 2.81 10.59 125.00 0.24

Barbiquejo 2.81 1.62 75.00 0.06

Tapón de oído 2.81 2.32 25.00 0.26


3. PERFORACIÓN P.U.S/. V.U.(pies) S/x pie PP Costo

Máquina perforadora 10150.00 100,000 0.10 175.50 17.81

Aceite perforación (glns.) 12.64 394 0.03 175.50 5.63

Mantenimiento (75% ) 13.36

Juego de barrenos 4' y 6' 310.85 1,200 0.26 175.50 45.46

Adaptador deSp lit set 232.00 1,200 0.19 28.80 5.57

Máquina afiladora 11991.50 500,000 0.02 175.50 4.21

Piedra esmeril 46.81 9,843 0.00 175.50 0.83

Manguera jebe 1' (20 m) 411.08 13,500 0.03 175.50 5.34

Manguera 1/2' (20 m) 216.05 13,500 0.02 175.50 2.81


4. VOLADURA CNT P.U S/. Factor Costo

Semexa 65% (Unid.) 30.00 0.73 1 21.75

Exadit 65% (Unid.) 0.00 0.73 0 0.00

Carmex (Pza) 2.00 1.48 1 2.96

Examón (kg) 36.00 1.91 1 68.90

Exel (Pza) 30.00 3.48 1 104.40

Cordon detonante (m.) 25.00 0.37 1 9.31

Mecha Rápida (m) 0.50 0.73 1 0.36

TOTAL VOLADURA 207.68 12.85

5. HERRAMIENTAS CNT P.U S/. Rend.(# disp) Inc% Costo

Atacador 1 5.60 10 100% 0.56

Arnez 1 212.08 75 100% 2.83

Cinta y Grampa Vand-IT 1 2.00 10 100% 0.20

Comba de 6 lbs. 1 36.25 300 100% 0.12

Cucharilla 1 14.50 75 100% 0.19

Escalera 1 28.57 50 100% 0.57

Juego de Barretilla Aluminio 6' ,8', 10' 3 90.31 75 100% 3.61

Cargador de anfo 1 1899.50 150 30% 12.66

Manguera antiestática (m) 5 32.97 75 30% 2.20

Lampa 1 35.24 75 100% 0.47

Llave stilson de 14" 1 62.06 300 100% 0.21

Corvina 0 145.00 125 100% 0.00

Punta 0 10.15 75 10% 0.00

Formon 0 29.00 100 100% 0.00

Arco de Sier ra 1 20.30 75 100% 0.27

Hoja de Sierra 1 8.70 5 100% 1.74

Pico 1 28.13 150 100% 0.19

Pintura (Gal) 1 22.91 15 10% 1.53

Punzon de Cebo 1 14.50 150 10% 0.10

Soga de 15 Kg 0 104.40 50 100% 0.00

Sacabarreno 1 72.50 150 100% 0.48


7. EQUIPO DE LIMPIEZA Tn/Hr CNT S/. Hr Hrs Costo

Scoop de 1.50 Yd3 20 1 83.81 2.18 182.82


SUB TOTAL 641.92 51.04

Utilidad 10% 5.10

TOTAL COSTO DE UN METRO DE DESQUINCHE ( Valores expresados en nuevos soles) 56.14

COSTO DE DESQUINCHES EN AMPLIACION DE GALERIAS CRUCEROSPerforación (inclinada) + Voladura (anfo) Lpza con Micro Scoop de Ctta

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ANEXO 8

COSTO POR METRO DEL TENDIDO DE TUBERIA DE 4” DE DIAMETRO

REALIZADO POR LA E.E. ARBE SAC

E.E. OPEMISS S.R.L.Rendimiento por guardia 80 Mts

BB. SS. Obreros 99.20% Sistema de trabajo 20 X 10

BB.SS. Empleados 69.96%

Dias de trabajo Obreros 26

Dias de Trabajo empleados 30

MANO DE OBRA CNT SALADRIO (S/.) SUELDO (S/.) B+BB.SS. INC. (%) S/. X GDIA S/. X M

Maestro tubero 1 51.70 102.99 125.0% 128.73

Ayudantes 2 49.70 99.00 125.0% 247.51

Bodeguero 1 45.70 91.03 20.0% 18.21

TOTAL MANO DE OBRA 394.45 4.93IMPLEMENTOS DE SEGURIDAD TAR P.U. S/. Rend.(tar.) US$ X GDIA

INSTALACION DE TUBERIAS DE POLIETILENO DE 4" DE DIAMETRO

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