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empresa nacional adaro deinvestigaciones mineras, s. a ,enadimsa
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TITULO
FECHA
INVESTIGACION MINERA EN EL COTO ALTO DE CALABOR
(ZAMORA)
MARZO 1984
Referencia : P06310
Departamento : Yac. Igneos y Metamórficos y Rocas Industriales
50188
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INDICE
1.- INTRODUCCION .....................
2.- DATOS .LEGALES Y SITUACION .........
3.- BOSQUEJO GEOLOGICO-MINERO DE LA ZONA
3.1.- ESTRATIGRAFIA ...........................
3.2.- TECTONICA Y METAMORFISMO ................
3.3.- MINERALIZACIONES ........................
4.- HISTORIAL MINERO ..............................
5.- TRABAJOS-RESULTADOS OBTENIDOS .................
5.1.- PRIMERA CAMPAÑA DE ZANJAS ...............
5.2.- SEGUNDA CAMPAÑA DE ZANJAS ...............
5.3.- PRUEBAS MINERALURGICAS ..................
5.4.- TRANSVERSALES ...........................
5.4.1.- Galería de investigación ........
5.4.2.- Galería recuperada ..............
5.4.3.- Resultados ......................
6.- HIPOTESIS ACTUAL ..............................
7.- PROPUESTA DE TRABAJOS PARA 1984 ...............
8.- ENSAYOS MINERALURGICOS BASICOS ...............
8.1.- OBTENCION DE LA MUESTRA PARA LA REALIZA-
CION DEL ESTUDIO ........................
8.2.- ANALISIS QUIMICO DE LA MUESTRA DE TODO-
UNO OBTENIDA ............................
Pág.
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26
LII.
8.3.- DISTRIBUCION DEL Sn y As EN LA MUES-
TRA DE TODO-UNO .................... 27
8.4.- SEPARACION EN LIQUIDOS DENSOS ..... 28
8.5.- ENSAYO PRELIMINAR DE PRECONCENTRACION
EN CRIBA HIDRAULICA ................ 32
8.6.- INTERPRETACION INDUSTRIAL DE RESULTA-
DOS Y CONCLUSIONES FINALES ......... 33
9.- ENSAYO DE EXPLOTACION A CIELO ABIERTO .... 35
9.1.- DATOS DE PARTIDA ................... 36
9.1.1.- Dimensiones y leyes ........ 36
9.1.2.- Desarrollo de la explotación 36
9.1.3.- Repercusión por tonelada ... 36
9.2.- CALCULO DEL RATIO MEDIO RM ......... 37
9.3.- CUBICACION ......................... 37
10.- VIABILIDAD ECONOMICA DE EXPLOTACION ..... 43
10.1. DATOS DE PARTIDA ................... 43
10.1.1.- Datos del yacimiento ...... 44
10.1.2.- Tipo de explotación ....... 44
10.1.3.- Costes operacionales ...... 44
10.1.4.- Inversiones ............... 45
10.1.5.- Amostización técnica ...... 45
10.1.6.- Ingresos por ventas ...... 46ÍYr
10.1.7.- Cuenta de explotación pre-
vista ..................... 46
10.1.8.- Financiación .............. 47
10.2. ANALISIS DE RENTABILIDAD ........... 47
10.2.1.- Rentabilidad T.I.R. con una
posible subvención a la in-
versión .................. 50
10.3.- ANALISIS DE SENSIBILIDAD Y RIESGO . 51
10.3.1.- Análisis de sensibilidad a
inversión, costes y ventas 51
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III.
rr
10.3.2.- Análisis de sensibilidad a
la cotización del estaño,
recuperación mineralúrgica
y contenidos del mineral . 52
10.3.3.- Análisis del riesgo econó-
mico ..................... 54
IV: .
INDICE FIGURAS Pág.
Fig. 1.- Provincia de Zamora. Areas de interés
por Sn y W .......................... 2
Fig. 2.- Bosquejo geológico y propiedad minera
en la zona .......................... 6
Fig. 3 .- Foto aérea de la zona de labores .... 14
Fig. 4.- Restitución fotogramétrica de la misma 15
Fig. 5 .- Hipótesis inicial .. ................. 17
Fig. 6.- Situación de cortes ................. 38
Fig. 7 .- Cortes transversales ................ 40
Fig. 8.- Corte longitudinal ................... 42
V
INDICE CUADROS Pág.
Cuadro I.- Análisis de muestras en calicatas 18Cuadro II.- Muestra estudio de preconcentrabi-
lidad ............................. 20Cuadro III.- Análisis de muestras en galerías 23Cuadro IV.- Reparto granulométrico de Sn,W,As 27Cuadro V.- Separación en líquidos densos ..... 29Cuadro VI.- Resultados de la separación densimé
trica ............................. 31Cuadro VII.- Preconcentración de Sn en criba hi-
dráulica .......................... 32Cuadro VIII.- Cubicación de partida ............. 35Cuadro IX.- Cubicación por bloques ............ 39Cuadro X.- Cubicación por bloques rectificada. 41Cuadro XI.- Cuenta de explotación ............. 49
Cuadro XII.- Rentabilidad T.I.R. con posible sub-
vención ........................... 50
Cuadro XIII. Análisis de sensibilidad .......... 53
Cuadro XIV.- Sensibilidad a cotización, recupera
ción y ley ........................ 55
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1.- INTRODUCCION
Las cuarcitas de la Sierra de la Culebra constituyen,
con pequeñas excepciones como las manchas graníticas de Losa-
cio, la separación entre el Paleozoico -al SO- y el Terciario
en la provincia de Zamora, que representa, en todos los aspec--
tos físicos, el tránsito entre Galicia y la Meseta.
En este Paleozoico, se sitúan numerosos indicios de mi-
neralizaciones de estaño, wolframio, manganeso, barita y va-
riscita principalmente, que, en algunos casos, han dado lugar
a explotaciones de cierta importancia.
Desde Calabor,ce.rca de la provincia de Orense, hasta
Muga de Sayago, ya lindando con la de Salamanca, se han explo-
tado, y en algunos puntos se explotan, aunque siempre a peque-
ña escala, los minerales citados en Arcillera, Pino de Oro,
Villadepera, Cerezal de Aliste, Almaraz, Pereruela y Muga.
Las mineralizaciones están ligadas a granitos jóvenes,
sirviendo de caja terrenos metamórficos y, a veces, granitos
más antiguos.
Respecto al estaño y wolframio, los yacimientos prima-
rios presentan más interés económico que los aluviones, y, en
aquéllos, se tiende a realizar explotaciones a cielo abierto,
con el fín de obtener mayores masas metálicas, aunque sea a
partir de leyes contenidas más bajas.
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CROQUIS DE MINAS Y ÁREAS DE INTERÉS
4 ZAMORA : 1.- "Calabor"14 2.- "Casualidad"3.- Moveros4.- "Sta. Elisa"5-"R "
Sn-W ORENSE : 11.- "Penouta" Sn-TaSn 12.- Laza Sn-TaSn 13.- Casayo W-MoSn
ORENSE LEON osarlo Al LEON: 14.- "V. Encina" W6.- "Dorinda" SnPENA TREVINCA 7.- "Sta. Bárbara" Sn SALAMANCA : 15.- Barruecopardo w13 ® 8.- "Anita" W-Sn 16.- Golpejas Sn-Ta
v 9.- Almaraz Sn-W11 10.- Pereruela Sn-W PORTUGAL: 17.- "Montesinho" Sn
�.. 18.- "Cabecos" SnAREA DE CALABOR
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ZAMORA
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FIG. 1 ola
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2.- DATOS LEGALES Y SITUACION
En el Catastro Minero de Zamora, las C.C.E.E. "Calabor
825" y "Calabor 830" aparecen en los lugares tercero y cuarto,
después de "Nieves 736" (estaño) y "La Envidiada 788" (turba),
y antes que "Casualidad 831" (estaño), "Anita 835" (wolframio)rr
y "Manolita 840" (estaño). Están,pues, entre las más antiguas
vivas de la provincia, y es curioso conocer, consultando docu-
mentación -de hace muchos años, que, en la misma zona, existió
un conjunto de concesiones que ocupaban una superficie exacta-
mente igual a la suma de las que tienen actualmente las dos
objeto de esta nota: 308 pertenencias.
Como titular, aparece la sociedad SANTA BARBARA, S.A.,
y, actualmente, por contrato firmado el 14 de Abril de 1983:
entre dicha sociedad y la EMPRESA NACIONAL ADARO, con vigencia
de 30 meses, están integradas en el PLAN NACIONAL DE ABASTECI-
MIENTO DE MATERIAS PRIMAS MINERALES, para su investigación y
posible explotación.
Como queda indicado en el croquis de la Fig. 1, están
situadas en el saliente que la provincia de Zamora hace al NO,
a 5 Km de la frontera portuguesa. El Km 16 de la carretera de
Puebla de Sanabria a dicha frontera, por Calabor,rEpresenta el
centro de gravedad del grupo que forman las dos concesiones.
En ellas, los puntos de interés están en la margen izquierda
del arroyo de Valtreixal, que, con una longitud poco superior
a 1 Km, va desde el Alto de Repilaos hasta su confluencia con
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el Río Calabor, que, a grandes rasgos, corre de Norte a Sur -paralelo a la carretera. La altitud media es de 900 m.
La distribución de la propiedad minera de la zona seincluye en la fig. 2:
Concesiones de explotación
736 " Nieves 18 ha -Sn•825 "Calabor 825" 27 ha- Sn " Coto Alto de Calabor"830 "Calabor 830" 281 ha- Sn831 "Casualidad" 360 ha- Sn840 "Manolita" 329 ha- Sn841/2 "Amalia" 88 ha- Sn1352 "Alto de Repilaos 14 ha- Sn
El P.I. "Auria", con 4925 ha, se encuentra en trámitede caducidad.
El Balneario de Calabor, denunciado para Aguas Minera-les, se sitúa en una apófisis granítica, al NO de la localidaddel mismo nombre.
Tanto en "Casualidad" como en las "Calabor", y sobretodo en éstas últimas, se realizaron labores de interior, y,para el tratamiento, se contaba con lavaderos estables, aunqueno del todo apropiados, como demuestra el alto contenido deestaño en las escombreras.
Actualmente, no hay actividad minera en la zona, excep-to las invest igaciohes que realiza ADARO en "Calabor 825" y "Ca-labor 830",'CAVOSA en' "Casualidad" y explotaciones manualesen filones de "Casualidad".
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3.- BOSQUEJO GEOLOGICO-MINERO DE LA ZONA
Aunque el interés de esta nota se centra en las posibi-lidades industriales de un yacimiento, parece conveniente re-sumir una serie de ideas sobre las características de este -área, situada en la denominada Zona IV (Galicia Media- Trasos Montes) y en el .segmento NO del arco estanno-wolframíticode la Península. (Fig 2 a E 1/50.000 en el original).
3.1.- ESTRATIGRAFIA
Los terrenos pertenecen a formaciones paleozoicas aflo-rantes en el flanco suroeste del anticlinal:, del "Ollo de Sapo"
El Ordovícico Inferior está representado por un tramocon alternancias pizarrosas y pasadas de cuarcitas, sin queéstas lleguen a tener potencias importantes, como sucede conla cuarcita armoricana masiva, cuyas rocas cimeras forman elespinazo de la provincia de Zamora, Sierra de la Culebra ,-Aflora en el vértice NO de "Calabor 825".
En el Ordovícico Medio-Superior dominan las pizarrasoscuras (pizarras de Luarca), en las que predomina una esquis-tosidad de flujo debida a la primera fase tectónica.
Se intercalan filitas con cuarzo, clorita, muscovita,ilmenita, y, como escasos, rutilo, circón y turmalina. Contie-nen también grafito y óxidos de hierro. En ellas se encuentran
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ORDOVICICO INFERIOR
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ORDOVICICO MEDIO SUPERIO
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N* 1379(*a caducidad)
Fig. 2
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7.
L
las mineralizaciones en estudio. Ocupa la mayor parte de lasuperficie estudiada.
El Silúrico está en contacto anormal con las formacio-nes anteriores, y esta discordancia se señala, a veces, porconglomerados de base.
Hay filitas grises, a veces arenosas , con intercalacio-nes de rocas vulcano-sedimentarias , de básicas a riolíticas.También grauwacas , distribuidas en lentejones , y liditas. -Afloran en el ángulo SE.
El Cuaternario , aparte de los coluviones, tan sólo tie-
ne una cierta importancia en los aluviones del río Calabor,ir.
desde el puente situado hacia el Km 18 hasta la frontera.
El Granito , que aflora al O de la zona, es de grano me-dio a grueso, de dos micas, y está afectado por la 2ú fase -tectónica, que provocó una ligera orientación. Presenta, ensu mayor parte, textura hipodiomórfica. La biotita está alte-rada a clorita y, como accesorios, presenta apatito, rutilo,circón y turmalina.
Es importante señalar la presencia de una facies apicalen las inmediaciones de los edificios de los "Baños de Calabor°A este granito se considera ligado el cortejo de filones queha dado lugar al interés industrial de este área.
3.2.- TECTONICA Y METAMORFISMO
Es obvio que la orogenia hercínica es la que ha dadolugar a la estructura general de la zona.
La primera fase origina pliegues que siguen la direc-
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8.
triz hercínica que se curva en esta zona.
Estos pliegues presentan una esquistosidad S1 de flujo,en los niveles peliticos, paralela al plano axial, que va ajugar un papel importante en la implantación de las minerali-zaciones de interés, y que ha borrado la estratificación ori-ginal.
Entre esta fase y la segunda tiene lugar la implanta-ción del granito.
La segunda fase se pone de manifiesto por los plieguesque presenta la S1 . Origina pliegues menores y, a veces, una
{ crenulación que dificulta la observación de S1 . Actúa sobrelos granitos produciendo una ligera orientación.
Las deformaciones tardías dan estructuras transversales;sin llegar a producir una esquistosidad apreciable, modificanla arquitectura anterior curvando sus ejes, y configuran defi-nitivamente el campo de fracturas, importante en la zona porla relación que tienen al definir las mineralizaciones de in-terés.
Las más importantes, en cuanto a dimensiones, son fa-llas norteadas que cruzan toda la zona: la de Braganza, que si-gue groseramente el curso del río, y, al Oeste de ella, la delBalneario de Calabor. El estudio de su actividad y efectos -producidos se ve dificultado al presentarse en materiales plás-ticos. Sí se conoce que en el dominio de "Calabor 830" las mi-neralizaciones están en el bloque oriental; como en el de "Ca-sualidad" ocurre lo contrario, podría pensarse, en principio,que haya actuado en forma de tijera.
En cuanto a metamorfismo , se evidencia la existencia de una
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ho
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9.
primera fase regional sintectónica con la aparición de la es-quistosidad de flujo, clasificada como facies de esquistos -verdes. Sigue una segunda fase , debida al emplazamiento delgranito de Calabor y sus satélites filonianos, con neoforma-ción de mica blanca y turmalina, que se incrementa con la su-perposición de fenómenos neumatolíticos tardíos.
A la segunda fase tectónica corresponde otro metamor-fismo regional, de tipo mecánico, que se traduce en roturasobservadas tanto en superficie como en las labores de interior.
3.3.- MINERALIZACIONES
En filones de cuarzo que encajan en la esquistosidad prin-cipal y/o en un sistema de fracturas, prácticamente paralelasa aquélla, que están relacionadas con la implantación del ma-cizo granítico, situado al Oeste, en el que hay que destacarel más evolucionado de las inmediaciones de los Baños de Cala-bor.
Las fases tectónicas posteriores actúan sobre el con-junto, produciendo una ligera orientación en los granitos yplegamientos e interrupciones de continuidad en los filones,
V observables tanto a escala de estudio en obra como en láminadelgada.
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Tanto la importancia de las leyes como los fenómenosde metamorfismo de contacto se van atenuando hacia el Este.
La potencia de los filones es muy variable y, aquéllosen los que se ha observado la existencia de casiterita alcan-za potencias hasta del orden de 40 cm. Sus discontinuidadesse aprecian tanto en la corrida como en profundidad.
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10.
Las concentraciones de muscovita tapizan prácticamente
las salbandas, y están siempre presentes en el entorno de los
cristales de casiterita.
El estudio de muestras da,como componentes principales,
además del cuarzo, casiterita ( a veces de color blanco), wol-
framita y mispíquel.
Como accesorios, muscovita, turmalina, scheelita, óxi-
dos de hierro, andalucita y turmalina. La casiterita parece
ser la primera especie formada, y, desde luego, es posterior
a ella la posible sustitución de wolframita por scheelita.
En general, la clasificación petrográfica se adapta al
tipo de exogreisen muscovítico, a veces con turmalina.
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11.
4.- HISTORIAL MINERO
El descubrimiento del interés de la zona parece relati-
vamente reciente. Puig y Larraz en su "Descripción Física yGeológica de la provincia de Zamora" (Madrid, 1883) no mencio-
na el estaño de esta zona.
En 1922, García Puelles, en un informe a la DirecciónGeneral de Minas, describe labores en cuatro niveles, citandoleyes muy altas en la explotación de haces de filones, y augu-rando un buen porvenir para las explotaciones.
En los decenios de los 40 y 50, trabajan con estrío ma-nual y la extracción la hacen cuadrillas de aventureros. En1961, el pueble minero está representado por 60 hombres, pro-duciéndose una media anual de 20 t de concentrados con 65-70%Sn; va disminuyendo el ritmo de extracción, y las labores separalizan en 1967. La documentación es poco fiable, y los di-versos planos que se han conseguido no guardan concordanciaentre ellos. De su estudio puede concluirse la mayor importan-cia de la margen izquierda del arroyo de Valtreixal; la explo-tación centrada en la zona de las antiguas instalaciones: sub-terránea por debajo de la carretera y a cielo abierto por en-cima.
Por parte de ADARO, se lleva a cabo un primera visitaen 1974; se incluye en las zonas de interés minero en 1977,y se firma un contrato ("fase INI") en 1978. En esta fase, se
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Yrr
12.
realiza una cartografía de las concesiones a escala 1/10.000,
seguida de otra de la zona considerada interesante, a 1/2.000,
sobre restitución fotogramétrica, y, a esta última escala se
lleva la traza teórica de la continuación de los filones, rea-
lizándose la apertura de las zanjas 1 a 7 y sus correspon-
dientes estudios,que aconsejan la continuación del proyecto.
Por diversas causas, se paralizan los trabajos, que no
se reanudan hasta 1983 ("fase PNAMPM"), con la apertura de las
zanjas A, B y C (comprobación) y el transversal, y los corres-
pondientes desmuestres y estudios.
13.
1r
5.- TRABAJOS-RESULTADOS OBTENIDOS
Como queda indicado anteriormente, para los primeros
trabajos se utilizó una cartografía a escala 1/10.000.
Para el siguiente paso, con más detalle, se decidió
trabajar sobre 1/2.000, limitándose a la zona considerada de
interés. Aprovechando un vuelo para otros proyectos, se hicie-
ron fotografías a escala 1/8.000, ampliada una de ellas como
Fig. 3, de donde se obtuvo la restitución deseada, Fig. 4.
5.1.- PRIMERA CAMPAÑA DE ZANJAS
Su objetivo era comprobar que los filones continuaban
en el Alto de Repilaos, y, al mismo tiempo, llegar a conocer
los posibles contenidos en minerales de interés.
Se abrieron con pala mecánica (n°s 1 a 7) con longitu-
des medias de 80 m y profundidad de 2,5 m, hasta alcanzar te-
rrenos no meteorizados.
Con rumbo perpendicular al de los filones, se iniciaron
en el punto más bajo (hacia el Norte) que podía alcanzar la
pala, en la margen izquierda del arroyo de Valtreixal.
Están numeradas de Este a Oeste, nos 1 a 7, (la nQ 1
fuera de las concesiones para comprobar que la corrida sigue
hacia el Este), y, dentro de cada una de ellas, las muestras
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Fig. 3
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CALABOR ALTO Fig. 4
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o so io o.
Ln
16.
van numeradas de Norte a Sur. El límite norte venia impuesto
por la accesibilidad a la pala; el sur, por la desaparición
de filones.
El estudio de cada zanja ponía cláramente de manifies-
to que no había correspondencia entre lo observado en dos con-
secutivas, ni en los filones ni en zonas de alteración, siendo
la distancia aproximada entre zanjas de unos 70 m. Con esto
se llegó a la conclusión de que parecía existir una minerali-
zación en relevo, y que el estudio se dirigiera hacia la hipó-
tesis de una posible explotación a cielo abierto.
Cada muestra, tomada con cincel en canal de sección re-
gular, corresponde a 5 m y con peso aproximado de 30 Kg. Tanto
en exterior como en interior, se han obtenido con la misma me-
todología y por las mismas personas; igualmente, en los labo-
ratorios del "Centro de Investigación Juan Gavala" , han sufri-
do el mismo proceso para obtención de muestras representativas,
hasta llegar a la fr acción apta para análisis.
Los resultados obtenidos se incluyen en el cuadro 1;
en este cuadro, se han intercalado también los resultados de
la segunda campaña de zanjas: A, B y G.
Hacia el Este, fuera de la concesión, se han tomado -1i1r muestras que indican que las mineralizaciones van disminuyendo:
primero el estaño y luego el wolframio, hasta que, a unos 200
m de la zanja 1 ya no presentan interés.
A consecuencia de los expuesto se formuló la hipótesis
que se expresa gráficamente en la fig. 5.
L
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17.
LL Para la determinación de la anchura en superficie de
la banda de interés, se tuvo en cuenta que los contenidos de
Sn + W superaran los 1.000 gr/t.
Volumen: 1/2 (400m x 40m x 50m)= 400.000m3_1.000.000 t
Contenido: 1.000.000 t x 1.000 gr/t = 1.000 t Sn
Recuperación: 1.000 t Sn x 0,7 = 700 t Sn
ZONA DE CALICATAS
BLOQUE 1HIPOTESIS INICIAL : 1000 gr (Sn + W) / t.
50 m
40 m ZONA DE GALERIAS
BLOQUE II
400 m
65 0,000
400 m
BLOQUE 11
FIG. 5
ZONA SIN LABORES
VACIE ANTIGUAEXPLOTACION,.,
N 70 E
Las cifras de esta hipótesis eran susceptibles de ser
tres veces mayores, si se consideraba la posibilidad de exten-
der la explotabilidad a la corrida (área inaccesible) compren-
dida entre la zanja n4 7 y la cantera antigua.
L
L
L
En este momento, surgieron dificultades y faltó el pre-
supuesto necesario para continuar la investigación.
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-CALABOR-- ANALISIS DEMUESTRAS EN CALICATAS-
MUESTRA ZANJA 7 ZANJA C ZANJA 6 ZANJA 5 ZANJA B ZANJA 4 ZANJA 3 ZANJA A ZANJA 2 ZANJA 1
METROS So w Sn w Sn W Sn W So w So w Sn w Sn w Sn w So w
ó-5 308 80 579 64 664 75 362 52 487 44 335 78 1.065 189 143 125 103 71 148 59
5-10 390 70 6.000 65 168 165 120 45 206 54 367 77 988 77 216 90 247 77 278 136
10 - 15 102 124 184 44 134 51 358 73 84 54 78 60 163 79 117 64 200 52 537 93
15 - 20 80 213 181 43 1.662 97 220 228 864 58 782 48 110 65 113 161 1 .576 54 250 56
20 - 25 1.224 151 169 94 290 56 444 187 57 60 195 65 158 104 570 35 665 57 214 144
25 - 30 274 59 1.927 78 3.888 90 255 267 82 125 160 190 258 111 83 130 205 37 576 691
30 - 35 3 .360 54 134 113 930 98 132 395 122 294 983 201 1.300 288 210 96 468 82 263 216
35-40 20 27 93 112 417 37 1.763 3.505 175 461 360 876 130 525 144 193 158 84 880 44
40 - 45 < 15 43 556 301 37 44 774 3 .329 610 1.869 1.262 3 .259 2 .840 980 546 140 843 127 152 67
45 - 50 26 57 76 426 72 41 272 196 330 1.090 205 514 195 401 116 170 130 317 98 117
50 - 55: 133 49 254 99 64 44 145 224 80 71 126 117 383 232 109 100 104 309 110 243
55 - 60 88 81 338 152 48 36 182 70 6.000 289 638 56 575 571 61 81 88 192 1.593 793
60 - 65 237 98 28 148 36 41 152 140 1 .220 164 256 165 687 86 3,000 507 1.034 896 1.225 1.998
65 - 70 140 73 77 124 < 15 27 326 247 298 298 1.546 95 262 48 3.000 2.435 2 .802 2.533 122 146
70 - 75 82 83 118 26 79 52 132 105 < 15 29 2 .200 3 .700 227 644 176 135
75 - 80 68 44 100 65 82 48 262 148 128 35 4.600 2.547 410 149 120 124
80 - 85Sit ió 1/2000M
130 63 136 206 36 111 172 357 40 111 45 119
85 - 90uac apan :
Muestra : Continua 5 mPeso muestra : 30 k
164 20 74 117 215 252 141 442. < 15 87 36 105
90 - 95g
Origen zanja : NorteRealización : 1980 y 1983
88 35 523 154
CUADRO I Co
19.
L
5.2.- SEGUNDA CAMPAÑA DE ZANJAS
La posibilidad de reanudar los trabajos de investiga-ción, ya dentro del marco del PNAMPM, surge en los primerosmeses de 1983.
Se considera conveniente comprobar el orden de cifrasde contenidos mediante la apertura de tres nuevas zanjas, A,B y C, intercaladas entre las de la primera campaña.
Los resultados, incluidos también en el Cuadro I, si-guen siendo interesantes, y todos ellos están contenidos en
•runa banda irregular en la que no se puede definir la continui-dad de cada estructura portadora de mineralización. Por estarazón, se afianza la idea de dirigir la hipótesis hacia unaexplotación a cielo abierto, y se programa un estudio previode concentrabilidad.
5.3.- PRUEBAS MINERALURGICAS
Se trata de llegar a una primera estimación, dado el ma-terial con que se cuenta, del comportamiento de las menas enun proceso de concentración.
Para ello se han tomado todounos correspondientes a 35m de anchura (7 muestras) de cada una de las zanjas A, B y C,con un peso total de 116,250 Kg, mezclados y homogeneizadosa 2,5 mm. Obtenida la muestra representativa, se analizó conlos siguientes resultados:
LL
L
L
L
20.
Elemento Ley (gr/t)
Sn 1562
W 953
As 1567
S 30
Ta 18
Nb 15
Au 0,5
Ag 10 Cuadro II
El estudio se detalla aparte, y de las conclusiones
interesa aquí conocer que la recuperación de estaño es alta.
5.4.- TRANSVERSALES
Tanto los resultados de las "zanjas de comprobación"(A,B y C) como los del estudio mineralúrgico preliminar, seajustaban a la hipótesis formulada, pero se necesitaban datosde lo que se podría encontrar hacia el Oeste donde no es posi-ble trabajar con medios mecánicos en superficie.
5.4.1.- Galería de investigación
Se desechó una campaña de sondeos que no se podría pro-gramar convenientemente, dado que la pendiente topográfica escontraria al buzamiento de las estructuras mineralizadas; ade-más la experiencia indica que se obtendrían datos puntuales.Por ello se decide la apertura de un transversal de reconoci-miento, con emboquille situado a unos 40 m por debajo de lascotas bajas alcanzadas en las calicatas.
Fijando el punto de arranque, se habilitó una pista pa-ra el transporte del material necesario, aprovechando los cor-tafuegos existentes.
L
21.
En el lecho del arroyo se situaron 60 m de tubo de hor-
migón, de 50 cm 0, para no interrumpir el paso de las aguas.
A continuación, se incluyen datos técnicos de la gale-
ría:
- Rumbo transversal a las mineralizaciones y pendiente
para salida de aguas.
- Sección aproximada: 7m2
- Fortificación de 45,70 m empleando:
. 195 pernos de 20 mm 0 y 2,40 m de longitud
. 10 m2 de malla metálica
15.700 Kg de acero en entibación
- Puerta de celosía de hierro con candado en el emboqui
lle.
- Consumos medios por metro:
10,42 Kg de GOMA DOS
. 26 DETONADORES
. 69,5 1 de GASOIL
5.4.2.- Galería recuperada
En el tiempo empleado en la fortificación de la zona
de hundimiento en el transversal de investigación, se estudió
la posibilidad de recuperar una antigua galería hundida, con
la finalidad de obtener datos en profundidad, más hacia el -
Oeste.
Como se comprobó al hacerla accesible, las labores de
extracción no habían sido importantes y tenia una longitud de
140 m y una sección de 2,5 m2 . Se propuso al Comité del -
PNAMPM y éste aceptó, la recuperación y posterior desmuestre,
con la misma pauta utilizada en las otras labores.
L
r
L
L
22.
5.4.3.- Resultados
Al igual de lo observado en superficie, las mineraliza-
ciones no conservan una regularidad en las paredes de las ga-
lerías: los filones ensanchan, se ramifican y acuñan, cambian-
do no sólo sus potencias, sino también las de las zonas de al-
teración correspondientes. La lámpara denuncia la presencia
de pequeños pero abundantes granos de scheelita en algunos -
puntos, y, en otros, se han tomado muestras, obviamente no re-
presentativas, con cristales de casiterita de varios centíme-
tros de longitud. La casiterita es unas veces compacta y otras
desleznable ( "casposa") y, aunque generalmente es oscura, se
presenta también con color blanco.
Como se dijo anteriormente, la metodología empleada en
desmuestre, tratamiento de muestras y análisis ha sido exacta-
mente igual que la utilizada en las zanjas, con lo que son -
perfectamente comparables.
Los valores más altos se sitúan en una banda irregular,
zanjas y proyección en superficie de los de las dos galerías,
constituyendo la zanja C una anomalía que aún no se ha expli-
cado; por eso, los valores de la zanja C, a pesar de que una
de las muestras presenta un contenido superior a los 6.000 gr
Sn/t, no se han considerado en los estudios posteriores.
Los valores dé leyes de las muestras tomadas en ambas
galerías se expresan en el Cuadro III.
23.
-CALABOR-ANALISIS DE MUESTRAS EN GALERIAS-
MUESTRA INTERVALOGALERIA NUEVA GALERIA RECUPERADA
NUMERO m a mSn w Sn w
1 o- 5 72 148 132 32
2 S- 10 8 199 172 106
3 lo- 15 197 72 172 254
4 15- 20 170 255 24 456
5 20- 25 61 226 262 939
6 25 - 30 32 235 288 387
7 30- 35 270 270 298 1.316
8 35- 40 125 1.004 106 53
9 40- 45 66 197 34 125
10 45- 50 115 78 47 22
11 so- 55 494 14 116 81
12 SS- 60 645 38 214 33
13 SO- 65 245 41 150 472
14 65- 70 678 292 735 57
15 70- 75 115 237 773 163
16 75- 80 336 117 210 151
17 80- 85 92 120 295 79
18 85 - 90 311 486 288 213
19 90- 95 1.062 412 2.943 1.554
20 95 - 100 297 313' 1.575- 973
21 100 - 105 329 68 350 104
22 105-110 231 152 168 188
23 110-115 370 367 44 90
24 115-120 2.455 125 116 110
25 120 - 125 277 30 155 479
26 125 - 130 185 25 586 .422
27 130 - 135 97 11 104 374
28 135 - 140 548 22 63 218
29 140 - 145 407 25
30 145 - 150 57 4 Situación : Mapa 1/2000
31 150- 155 13 9Muestra : Continua.5 mPeso muestra: 30 kg
32 155- 160 18 8 Origen galería: Norte
33 160 - 165 14 g Realización: 1983
34 165 - 170 53 54
35 170 - 175 95 19 CUADRO I I I
24.
L
6.- HIPOTESIS ACTUAL
Cuando se formuló la primitiva hipótesis, el precio del
wolframio era más elevado, y se consideraba la existencia de
un cuerpo mineralizado, explotable a cielo abierto, de un mi-
llón de toneladas -ampliables a tres millones- con un conteni-
do de 1000 gr/t, en Sn+W, y una recuperación del 70 por ciento.
El estudio previo de concentrabilidad, dirigido sólo
al estaño, ha puesto de manifiesto su alta recuperación, que,
como punto de partida, se considera de 691 gr Sn/t.
Con esta base, y, como se expondrá más adelante, se ha
previsto el arranque y tratamiento de un yacimiento de una po-
tencia menor, pero explotable a más profundidad, que contiene
3,3 millones de toneladas, con un ratio de 2,26 t de estéril
por tonelada de mena, y con una vida de 13 años.
No se tienen en cuenta los indicios, a veces altos, de
wolframio y otros metales. Hay miner.alizaciones a muro del -yacimiento; el techo es estéril.
En esta hipótesis se basan los trabajos siguientes, -
hasta llegar al estudio de viabilidad económica.
LL
LlL
LL
25.
7.- PROPUESTA DE TRABAJOS PARA 1984
Dado lo abrupto de la topografía, se ha desechado la
idea de realizar trabajos mecánicos de superficie. Hay dos -
puntos que es imprescindible conocer para ajustar la hipóte-
sis y tomar decisiones:
1Q) Estudio de recuperación de los minerales de inte-
rés.
2Q) Datos del fondo de la posible corta.
- Para cumplir el primer fin, se van a tratar dos lotes,
de 10 t cada uno, procedentes de la zona de zanjas y de la de
galerías respectivamente.
- En cuanto al conocimiento del fondo de la corta, só-
lo puede aproximarse, a pesar de experiencias anteriores, me-
diante sondeos inclinados desde la superficie.
Cumplidos estos dos objetivos , se estará en condiciones
de decidir sobre el futuro de este asunto minero.
26.
8.- ENSAYOS MINERALURGICOS BASICOS
Se pretende llegar a una cifra aproximada de la recupe-
ración que puede esperarse, para completar la hipótesis, y,
además, fijado el ritmo de posible explotación, adelantar -
ideas sobre el tipo de la instalación de tratamiento más apro-
piada, a escala industrial.
8.1.- OBTENCION DE LA MUESTRA PARA LA REALIZACION DEL ESTUDIO
La muestra de todo-uno, utilizada para la realización
del estudio preliminar de concentración, se obtuvo mediante
la mezcla de muestras procedentes de las zanjas A, B y C, rea-
lizadas en la investigación del yacimiento. De cada una de es-
tas zanjas se tomaron siete muestras, que equivalían a tramos
de 35 m de longitud en cada una de ellas.
Estas muestras se encontraban trituradas a tamaño menor
de.2,5 mm y se habían analizado, previamente, por Sn y W.
8.2.- ANALISIS QUIMICO DE LA MUESTRA DE TODO-UNO OBTENIDA
De este lote representativo de la muestra de todo-uno
obtenida, se preparó otra para análisis químico cuantitativo.
Los resultados de dicho análisis fueron los siguientes:
Elemento Ley (p.p.m.)
Sn 1.562
L
L
27.
Elemento Ley (p.p.m.)
W 953As 1.567
S 30Ta 18Nb 15
Au 0,5Ag 10
Como puede apreciarse, son muy interesantes las leyes -
en Sn y W. Además, esta muestra tiene unos contenidos signifi-
cativos en Au y Ag (0,5 y 10 p.p.m., respectivamente) que, muy
posiblemente, van asociados al As.
8.3.- DISTRIBUCION DEL Sn, W y As EN LA MUESTRA DE TODO-UNO
Un lote representativo de la muestra de todo-uno fué
sometido a análisis granulométrico; procediéndose, posterior-
mente, al análisis químico de las fracciones granulométricas
obtenidas.
A continuación , se expresan tanto el reparto granulomé-
trico obtenido como las distribuciones del Sn, W y As.
CATEGORIAS PESO LEYES (g/t) DISTRIBUCION (%)
( MM ) (%) Sn w As Sn w As
1,651 - 2,500 11,02 2.877 712 1.850 20,30 8,24 ( 13,01
0,833 - 1,651 15,58 2.175 840 1.800 21,70 13,74 17,89
0,417 - 0,833 9,73 3.200 936 1.950 19,94 9,56 12,11
0,208 - 0,417 7,22 2.497 1.010 1.900 11,55 7,65 8,75
0,104 - 0,208 7,96 1.740 1.078 1.500 8,87 9,01 7,62
0,053 - 0,104 8,47 1.062 1.110 1.400 5,76 9,87 7,56
0,038 - 0,053 5,54 480 900 950 1,70 5,23 3,36
- 0,038 34,48 461 1.014 1.350 10,18 36,70 29,70
CUADRO IV 100,00 1.562 953 1.567 100,00 100,00 100,00
L28.
i
En el reparto granulométrico anterior pueden observarse
como hechos destacados:
a) Las categorías granulométricas inferiores a 53 mi-
cras representan el 40,02% del peso de la muestra molida a ta-
maño menor de 2,5 mm y solamente contienen el 11,88% del Sn
metal. Por otra parte, en dichas categorías se encuentran el
41,93% del W y el 33,06% del As contenidos en esta muestra del
todo-uno.
b) Las leyes en Sn más elevadas corresponden a las ca-
tegorías granulométricas superiores a 0,104 mm.
c) La ley en W en las diferentes categorías granulomé-
tricas obtenidas, es bastante similar.
d) Se aprecia un ligero enriquecimiento en cuanto a la
ley en As, en las categorías granulométricas superiores a -
0,208 mm.
e) Todo lo anterior parece apuntar a que el estaño con-
tenido en esta muestra tiene un grado de liberación superior
Lal del arsénico y, a su vez, el de éste es superior al del -
wolframio.
8.4.- SEPARACION EN LIQUIDOS DENSOS
Cada una de las fracciones granulométricas obtenidas
anteriormente, exceptuando la fracción menor de 53 micras, se
sometió a separación densimétrica utilizando como líquidos -
densos el bromoformo ( d =2,9) y el yoduro de metileno (d=3,3).
Los resultados obtenidos en esta separación se indican
seguidamente:
LÍr
L
L
CATEGORIAS_.. PESOS I LEYES (g/t) RECUPERACION (%)
( mm ) ( ) Sn As Sn As
1,651 - 2,500 0,50 379.663 61.647 65,98 17,00ro
0,833 - 1,651 0,77 238.666 28.513 85,59 13,000,417 - 0,833 1,01 284.444 19.712 89,78 10,21
0,208 - 0,407 1,66 128.020 9.375 85,11 8,190,104 - 0,208 1,72 80.018 422 79,10 0,490,053 - 0,104 0,35 73.292 10_299 60,04 6,49
1,651 - 2,500 18,02 4.572 4.000 28,64 38,96
0,833 - 1,651 18,32 664 4.100 5,59 41,73
0,417 - 0,833 32,06 584 4.000 5,85 65,76.
0,208 - 0,417 32,00 706 4.000 9,05 67,370,104 - 0,208 25,49 810 4.000 11,87 67,97
0,053 - 0,104 17,13 1.060 3.300 17,10 41,87
Q, 1,651 - 2.500 81,48 190 1.000 5,38 44,04
N 0,833 - 1,651 80,91 237 1.025 8,82 46,07v
0,417 - 0,833 66,93 209 700 4,37 24,03
0,208 - 0,417 66,34 220 700 5,84 24,44o
0,104 - 0,208 72,79 216 650 9,03 31,540,053 - 0,104 82,02 296 850 22,86 51,64
CUADRO V
29.
30.
En los resultados anteriores puede observarse , como he-
chos más destacados.
a) En todas las categorías granulométricas ensayadas,
se obtienen a densidades relativamente altas (d=2,9) elimina-
ciones en peso superiores al 66 % de la entrada, alcanzándose
valores superiores al 20 % en las categorías mayores de 0,833
mm.
b) Las pérdidas de Sn metal en los productos ligeros
(d42,9) son , prácticamente , inferiores al 9% en todas las ca-
tegorías , excepto en la 0,053-0,104 mm enque se supera el 22%.
Esto último cabe pensar que se debe a la imperfección de la
separación efectuada.
c) en los productos densos ( d > 3,3) de las categorías
comprendidas entre 0,104 y 1,651 mm, se alcanzan recuperacio-
nes de Sn metal superiores al 79%.
d) El producto denso ( d > 3,3) de la categoría 1,651-
2,5 mm , alcanza una ley en Sn del 38% y contiene más del 65%
del Sn metal de dicha fracción. Por otra parte , la mayor recu-
peración de Sn en los productos medios ( d=2,9-3,3 ) correspon-
de a esta categoría granulométrica.
L
e) Con relación al As, se aprecia un comportamiento di-
ferenciado en relación con el Sn, obteniéndose, generalmente,
las mayores recuperaciones de As en los productos medios (d=
2,9-3,3) y las menores en los densos ( d 7 3 , 3 ) . Esto parece -
confirmar el. hecho mencionado anteriormente de que el Sn tiene
un grado de liberación superior al del As.
En los resultados de la separación densimétrica no se
han incluido los referentes al W al no haber sido posible ce-
L
31.
rrar la mayoría de los balances metalúrgicos correspondientes
a cada una de las categorías granulométricas, ya que las leyes
en W de cada una de ellas eran similares a las de los produc-
tos ligeros (d <2,9) y medios (d=2,9-3,3). Esto parece indicar
que el grado de liberación de este metal es bastante bajo.
En cuanto al Au, cuyo contenido en el todo-uno es sig-
nificativo (0,5 gr/t) no se ha podido hacer su seguimiento en
esta operación por ser pequeña la cantidad de muestra recupe-
rada en los densos (d > 3, 3), lo que no daba fiabilidad al re-
sultado del análisis.
Seguidamente se expresa el conjunto de los resultados
de la separación densimétrica, referidos al todo-uno.
CUADRO VI
Pesos Leyes (p.p.m.) Distribución %
Productos % Sn As Sn As
Conc. (> 3,3) 0,605
Mixtos (d=2,9-3,3) 13,754
Estéril (d 2,9 ) 45,621
r Fracc.0,053-2,5mm 59,980
Fracc. 0,053 mm 40,020
TODO UNO 100,000
181.166 17.734 70,17 7,02
1.281 3.947 11,28 34,74
228 865 6,67 25,18
2.295 1.748 88,12 66,94
464 1.295 11,88 33,06
1.562 1.567 100,00 100,00
Como puede apreciarse, el conjunto de los densos (d?3,3)
alcanza unas leyes del 18,12% en Sn y 1,77% en As y contiene
el 70,17% del Sn y el 7,02% del As del todo-uno (79,63% del
Sn y 10,49% del As contenidos en las categorías granulométri-
cas sometidas a separación densimétrica). Por otra parte, el
conjunto de productos medios (d 2,9-3,3) contiene el 11,28%
L
L
32.
del Sn y el 34,74% del As del todo-uno (12,80 y 51,90% del Sn
y As contenidos en las categorías sometidas a separación, res-
pectivamente).
La suma de los productos densos y medios daría unas le-
yes de, aproximadamente , 0,89% en Sn y 0,45% en As. Este pro-
ducto contiene el 81,45% del Sn y el 41,76% del As del todo-
uno.
Todo lo anterior parece apuntar que sea factible la -
concentración gravimétrica en lo que se refiere a la recupera-
ción del Sn metal contenido en el todo-uno.
8.5.- ENSAYO PRELIMINAR DE PRECONCENTRACION EN CRIBA HIDRAU-
LICA.
Con objeto de comprobar la factibilidad de la precon-
centración gravimétrica respecto al Sn, apuntada anteriormente,
se realizó un ensayo a escala de laboratorio, utilizando un
jig DENVER de 4" x 6" y unos 50 Kg de la muestra de todo-uno
molido a 2,5 mm.
A continuación se expresan los re.sultadós obtenidos en
este ensayo.CUADRO VII
Productos Pesos, % Ley,Sn(p.p.m.) Recup. %:Sn
Preconcentrado 8,10 14.457 77,26
Estéril 91-,90 375 22,74
TODO-UNO 100,00 1.516 100,00
Como puede observarse, el preconcentrado obtenido al-
canza una ley del 1,45% en Sn y contiene el 77,26% del metal.
Por otra parte, hay que tener en cuenta que parte del Sn con-
tenido en el estéril (fracción menor de 1 ó 0,5 mm) podría ser
recuperado por métodos gravimétricos.
L
L
r
33.
8.6.- INTERPRETACION INDUSTRIAL DE RESULTADOS Y CONCLUSIONES
FINALES
En función de las características detectadas en la -
muestra estudiada a nivel básico, parece posible llegar a ob-
tener, con esta muestra, un concentrado de Sn con calidad co-
mercial en el que se recuperaría el 70% del Sn contenido en
el todo-uno.
El estudio mineralúrgico básico se ha realizado sobre
una mezcla de muestras con elevado contenido de Sn; sin embar-
go, en la hipótesis que se ha planteado sobre la posible explo-
tación del yacimiento el contenido de Sn en el mineral a tra-
tar sería de 987 gr/t en lugar de los 1.562 gr/t.
De todas formas se va a estimar como posible una recu-
peración del orden del 70% del Sn contenido en el mineral a
tratar; es decir, que se recuperarían 691 gr de Sn, por tone-
lada tratada de mineral.
La realización de un estudio completo de concentración
sobre una muestra de mineral representativa del todo-uno del
yacimiento, incluyendo el tratamiento en semi-continuo del mi-neral, permitirá determinar el nivel práctico de recuperación
del Sn del metal, así como el tamaño óptimo del mineral a tra-
tar, posible recuperación del W y proceso completo a seguir.
Aunque hasta la realización del estudio completo de -concentración no se conozca el proceso a seguir, de los datosobtenidos en el estudio preliminar se pueden adelantar algunasideas sobre el tipo de la instalación de tratamiento que sería
necesaria.
En líneas generales, cabe pensar que la etapa de precon-
Li
34.
centración podría hacerse en cribas hidráulicas (fracción ma-
yor de 1 mm) y conos Reichert (fracción menor de 1 mm). La eta-
pa de concentración se haría en cribas hidráulicas y mesas a
sacudidas y el afino de los concentrados obtenidos que, muy
probablemente, tendrán un contenido en As relativamente eleva-
do, se realizará por métodos tradicionales.
ir La inversión necesaria para la instalación de una plan-
ta de este tipo, con una capacidad de tratamiento de 250.000
t/año, se estima en 450 MP.
El coste de tratamiento estimado es de 385 pts por to-
nelada tratada.
35.
9.- ENSAYO DE EXPLOTACION A CIELO ABIERTO
La banda que, desde los primeros trabajos, se ha con-siderado de interés, va desde el Alto de Repilaos (1.070m) -hasta la cantera antigua (930 m), comprendiendo una corridadel orden de los 800 m, y una potencia entre 30 y 45 m, te-niendo en cuenta solamente los contenidos en Sn.
En prinicipio, se establece una primera aproximación,tomando los tramos de leyes más altas en cada una de las labo-res de reconocimiento, como se indica en el cuadro
LABOR TRAMOPOTENCIA LEY MEDIA (gr/t)
MINERALIZADOMINERA MINERALIZADA(m. a m.) Sn w
ZANJA 1 35-65 30 676 544ZANJA 2 40-70 30 834 729ZANJA A 50-80 30 2.162 1.562ZANJA 3 0-45 45 779 269ZANJA 4 30-70 40 671 660ZANJA B 40-70 30 1.423 630ZANJA 5 15-45 30 598 1.319ZANJA 6 10-40 30 1.220 72ZANJA 7 5-35 30 905 112GALERIA NUEVA 90-120 30 791 240G. RECUPERADA 70-100 30 1.014 521
MEDIAS- 32,3 987 592
PONDERADAS
CUADRO VIII
36.
L
9.1.- DATOS DE PARTIDA
Con los datos de situación y estudio de labores, el en-
sayo previo de concentrabilidad, y un ritmo previsto de trata-miento de 250.000 t/año:
9.1.1.- Dimensiones y leyes
- Tonelaje contenido : 3,3 x 106 t
- Leyes: Sn 987 gr/t
W 592 gr/t
- Recuperación: 691 gr Sn/t
- Precio Sn contenido: 2 pta/gr
9.1.2.- Desarrollo de la explotación
- Vida de la mina : 13 años
- Capacidad anual: 250.000 t
- Adquisición lavadero: 450 x 106 pta
- Valor residual lavadero: 45 x 106 pta
- Inversiones iniciales (1): 125 x 106 pta- Interés del capital: 15%
9.1.3.- Repercusión por tonelada
- Coste financiero: 450.000.000 x 14 x 0,15 = 145 pta250.000 26
- Coste amortización: 450.000.000 x 0,9 = 123 pta3.300.000
- Coste inversiones Iniciales: 125.000.000 = 38 pta3.300.000
- Coste arranque, carga, transporte
y desmuestre y análisis previos -
de mineral ............................. 120 pta- Coste arranque, carga y transporte
de estéril ............................. 100 pta
(1) Comprende: Investigación, derechos mina, infraestructura y restauracióndel terreno.
LI
37.
L
L- Coste de tratamiento ................... 385 pta
ir
9.2.- CALCULO DEL RATIO MEDIO RM
Se considera que el beneficio sobre tonelada producida
es el 15% de la inversión específica:
0,15 4 50 x 106 + 125 x 106 = 345 pta/t250.000
987 gr / t x 0,7 x 2 pta / gr = 1.382 pta/t recuperadas
145 + 123 + 38 + 120 + 100 RM + 385 + 345 = ( 1156 + 100RM)pta/t
de costo.
1382 = 1156 + 100 R . De donde R = 2,26 t estérilm M 1 t mineral
Con un peso especifico de 2,5 t/m3 , RM 0,9 m3estéril1 t mineral
9.3.- CUBICACION
Se ha empleado , como base , la restitución fotogramétri-
ca, a escala de 1/2.000, con curvas de nivel cada 2 m; en ella
se han situado las labores realizadas y los valores considera-
dos como interesantes, (proyección sobre el terreno en el caso
de las galerías ); no se ha utilizado la información proporcio-
nada por la zanja C, que representa una anomalía en el conjun-
to, quizá por una posible confusión en la consideración de su
origen. Se toma como origen la intersección con la superficie
de la vertical del fondo de la galería nueva, Fig.6.
El plano vertical que contiene a la galería constituye
el CORTE 6 ( C-6) de referencia , y los demás se han considerado
a distancias de 100 m, empezando, al Oeste, por el C-1 en el
Alto de Repilaos , y terminando en el C-7, que corta a la gale-
ría vieja en el primer tercio de s u recorrido aproximadamente.
LL
.„.. tes" r _ f !'"�°"'--. :•
CALABOR ALTO~TA S �- í
17
--- -- ---------- -------
- - ��ENruéA-DÓ929,5 . .yU2
SCOMER RAS
LIMIL/'-------------
UU /Iy �\
970-_-----i�_�
900
LEMA REC R DA990
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.ces - ---- B(p�E / f A On 'O � ' i
ro
LOG
o 01� 3 M.
Fig.6°'
39.
L
A partir de estos cortes, equidistantes 100 m entre si,
y teniendo en cuenta que, por cada tonelada de mineral a ex-
traer, hay que arrancar también 2,26 toneladas de estéril, se
han calculado los correspondientes fondos de corta.Fig.7.
No se han tenido en cuenta los siguientes puntos:
- Taludes de cierre según rumbo del yacimiento, porque
se considera que la corrida es ampliable en ambos -
sentidos.
- Existencia de un bloque -sin datos de leyes- al haber
más de 100 m de corrida, entre el bloque 7 y la anti-
gua cantera.
- El material extraido en el talud del muro presenta
mineralización, aunque con leyes inferiores.
- Posibilidades, aún no estudiadas, de valor añadido -
debido a presencia de otros minerales de interés, -
además de la casiterita.
Los parámetros geotécnicos adoptados han sido:
Talud de techo (Sur): 50Q
Talud de muro (Norte): 40Q
Así, los tonelajes de cada bloque, el total de.reservas,
con leyes y fondo de explotación, quedan como resume el cuadro
adjunto.
i
L
BLOQUERESERVAS(x 103 t)
LEY Sn(gr /t)
LEY W(gr/t)
COTA FONDO DEEXPLOTACION
1 314 676 544 9902 621 834 729 9953 872 1.102 742 9804 455 1.080 674 9935 491 905 112 9786 416 791 240 9687 328 1.014 521 954
Reservas totales y Ley me 3..497 940 544dia ponderada CUADRO IX
LlL
LL
L
LL
L
lLL
L E
CORTES TRANSVERSALES DEL YACIMIENTO DE CALABOR ALTO 40.
RT 1 CORTE 21100
1050
77
1000.27671 -6 �s 76
R. = 0,9676 Sn
r/m1 s 6211R1d
544 Ww=71r/.1.5402
t,.•0.9
34 Sn Rl` 1'e=0, 43Rnformeciron vocee-de de la sana 1. 67R1:1 950 729 W
Mfw+.ecisiw .acsq,da M te~ 3.
M :.
k=110t/m1=4722
m 4i`y .• 1. e6
R 1,4le�
�_;j t/wl= 7267
1.102 se R.e 0,75742 W Rt= 1,44
lnio.mocidn 'acogida de os aona A,3 y 4.
CORTE 41100
1050
s� .1.000
�- d
• i >-j we51�r r/.¡ -4550s
950 =�''+^'.rsÍ Rj 1,733
1.080 Sn674 W
la 0.alOcien recogida da las aanios e, 5y 6.
1.100
•1050
•1.000
•950
•900
CORTE. 6
0 50 DO 150 200 m
y 1.150
1.100
950
900
Fig. 7
Escalo grdf .co (Estola de rrobaio ,1 /2.000)
Explica ción:
h= Profundidad de explotación.t/ml = Tonelaje por metro lineal.Rm = Ratio medio . (m3/t)•R1= Ratio limite.
112 W Rm= 0,9 rIn4ormac , ón recogida de la santo 7. RI=1,75 791 Sn Rl: 1,7
240 W
1.014 Sn R 1 e 1,62
521 W
41.
L
Representando gráficamente estos resultados, Fig. 8 ,en un corte longitudinal, se observa cómo los bloques 1 y 3quedan descolgados del resto, por lo que se ha considerado -conveniente rectificar sus fondos, dándoles menor profundidad;de esta forma, el perfil longitudinal general tendrá una pen-diente hacia el Oeste, con el fin de favorecer el desagüe na-tural.
Al rectificar este perfil, el cuadro anterior quedamodificado como se indica.
BLOQUE RESERVAS(x 103 t)
LEY Sn(gr/t)
LEY W(gr/t)
COTA FONDO DEXPLOTACION
1 290 676 544 9962 621 834 729 9953 727 1.102 742 9944 455 1.080 674 9935 491 905 112 9786 416 791 240 9687 328 1.014 521 954
Reservas totales y Ley me 3.328 935 536dia ponderada
CUADRO X.
L
r r r r. ..
9721/11
CORTE LONGITUDINAL
LEYENDA
Fondo de aaolotacion deducidorectificado 1.100
IQSo
993 944 995 996 1 D0097 960 990
966
954
950
BLOQUE 7 BLOQUE B BLOQUE 5 BLOQUE 4 BLOQUE a BLOQUE E BLOQUE 1
C-7 C-B C-6 C-4 C-B C-E C-1900
Escala gráfica -0 50 100 150 200m
Fig. 8
L 43.
10.- VIABILIDAD ECONOMICA DE EXPLOTACION
Según hipótesis establecidas para reservas existentes,contenidos metálicos, método de explotación, recuperacionesmineralúrgicas, inversiones, costes operativos, etc., se efec-túa un análisis de la rentabilidad, por medio del cálculo dela Tasa Interna de Retorno, para una explotación de capacidad
Lde tratamiento definida. Se hacen dos tipos de estudios; unodeterministico, para valores definidos en los factores econó-
Len juego seguido de un análisis de la sensibilidad a los
citados factores económicos, tomando como base el caso ante-rior y un estudio probabilistico de la rentabilidad, a base
ira del cálculo del riesgo económico, mediante la aplicación delprograma de ordenador "PROBA"; el cual, para intervalos de va-riación y distribución de frecuencias de cada una de las va-riables económicas en juego (Inversiones, costes operativos,costes financieros, amortizaciones e ingresos) establece unasimulación tipo Montecarlo para que con un número de iteracio-nes suficientes, se pueda llegar a establecer la curva Renta-bilidad-Frecuencia que estime el riesgo económico del proyecto.
10.1.- DATOS DE PARTIDA
1
Los datos de partida en cuanto al yacimiento en sí, ti-po de explotación y tratamiento, inversiones, costes, etc.,son los siguientes:
44.
L
LL
10.1.1.- Datos del nacimiento
Reservas a explotar 3.328.000 tContenido de estaño ..................... 935 gr/tContenido de wolframio 536 gr/tTipo de estructura mineralizada ........ Banda superficial de
haces de filones de
unos 35m de anchura
y 800 m de corrida.
10.1.2.- Tipo de explotación
Método de explotación ...
Ratio de explotación ....
Operación en mina .......
Planta de tratamiento ...
Capacidad anual .........
Vida de la explotación
Recuperación de estaño
Recuperación de wolframio
Producción vendible .....
A cielo abierto
2,26 t estérilt mineral
Subcontrata
Gravimétrico a pie de mina
250.000 t mineral
13,3 años
70%
0%
163.625 Kg Sn/año
(*) Aunque se recuperará algo se efectúa este análisis suponiendo una recu
peración nula de WO3 por no existir datos.
10.1.3 .- Coste operacionales
Arranque, carga y transporte
a vacíe de estéril ...............
Arranque, carga y transporte
a planta y análisis de mineral ...
Por tonelada Anual
100 Pts 56,5.106 Pts
120 Pts 30.106 Pts
L
Tratamiento en planta (inclu
yendo trituración,molienda y afino
Gastos generales ...................
Total costes operacionales .........
10.1.4.- Inversiones
Inversiones iniciales ..............
(Investigación, compra de concesión,
infraestructura y restauración)
Inversión en planta de tratamiento
Total inversiones fijas ............
45.
Por tonelada Anual
385 Pts 96,25.106 Pts
50 Pts 12,50.106 Pts
800 Pts 200,00.106 Pts
125.106 Pts
450.106 Pts
575.106 Pts
Inversión en capital circulante: Se estima la necesaria
para operar con los costes operacionales equivalentes a tres
meses, considerando que se efectúa íntegramente en el primer
año de operación y se recupera en el último o de cierre de -
instalaciones.
Equivale, por tanto, a -200. }2 = 50 . 106 Pts.
10.1.5.- Amortización técnica
Se parte de una amortización total y uniforme a lo lar-
go de la vida de la explotación, para las inversiones inicia-
les y se le da un valor residual a la planta de tratamiento
del 10% del valor inicial de la misma; por consiguiente la -
amortización de las inversiones fijas por tonelada y anual se-
rá:
Por tonelada Anual
Inversiones iniciales .......... 37,6 Pts 9,4.106 Pts
Planta de tratamiento .......... 121,7 Pts 30,4.106 Pts
Total amortización ............. 159,3 Pts 39,8.106 Pts
L
46.p.
L
10.1.6.- Ingresos por ventas
Para la estimación de estos ingresos por ventas se par-
te de las cotizaciones y cambios siguientes : (L.M.E.11-Abril-
1984).
Cotización del estaño ......... 8.700E /t
Contravalor 1 £ <> 220 pts
Con lo que, teniendo en cuenta la bonificación normal
de = 5% que como subvención a la exportación tiene el concen-
trado de estaño que normalmente paga el fundidor al productor,
el precio de venta del kilogramo de estaño será:
8.700 x 220 x 1,05 = 2.009,7 pts/Kg1.000
Se operará pues con 2.000 pts/Kg w_,> 2 pts/gr Sn
Por consiguiente, de acuerdo con los supuestos anterio-
res los ingresos previsibles por tonelada tratada y anuales
de la explotación, serian:
- Ingreso por tonelada: 935 gr/tx0,7 x 2 pts/gr=1.309 pts/t
- Ingreso anual explot.:1.309 pts/tx250.000 t/año=327,25.106pts
10.1.7.- Cuenta de explotación prevista
De acuerdo con las estimaciones anteriores, la previ-
sión de la cuenta de explotación por tonelada bruta tratada
y anual será:
L
L
47.
L
L
Ingresos por ventas ........
Costes operativos ..........
Amortización ...............
Resultado operativo ........
Factor de agotam.(30% R.op.)
Base imponible .............
Impuestos ( 36%) ............
Resultado neto ( 6-7+5) .....
Cash Flow ( 8+3) ............
10.1.8.-.Financiación
Dr„- i- 1--„4 -
1.309,0 pts
800,0 pts
159,3 pts
349,7 pts
104,9 pts
244,8 pts
88,1 pts
261,6 pts
420,9 pts
Anual(250.000 t)
327,25 MP
200,00 MP
39,80 MP
87,45 MP26,24 MP
61,21 MP22,04 MP
65,41 MP
105,21 MP
Para este análisis no se hace ningún supuesto de finan-
ciación con fondos ajenos , por consiguiente todo el estudio
estará basado en una financiación total a base de fondos pro-
pios , con lo que la rentabilidad que se determine en todos los
casos , será la intrínseca o absoluta del proyecto en sí, mejo-
rable por supuesto en el caso en que se consiga una posible
subvención a la inversión y/o financiaciones externas con in-
tereses inferiores a los de la rentabilidad intrínseca del pro-
yecto.
10.2.- ANALISIS DE RENTABILIDAD
Se va a analizar la rentabilidad de la explotación antes
definida a base de determinar la Tasa Interna de Retorno (T.I.
R.) antes y después de impuestos , el Valor Actualizado Neto
(V.A.N.) para distintas tasas de actualización y el Pay Back
o plazo de recuperación de la inversión.
Los criterios que se han seguido para la confección del
siguiente cuadro, para determinación del movimiento descontado
de fondos, son los siguientes:
48.r
L
- Se opera en pesetas constantes de 1984
- La inversión en investigación, compra de mina, infraestruc-
Ltura, etc., se supone efectuada en un 80% el año -2 del pro-
yecto y el resto el año -1.
- La inversión en planta de tratamiento se supone efectuada
integramente durante el año -1 del proyecto.'
- La inversión en capital circulante se supone efectuada ínte-
gramente en el año 1 o primero de producción del proyecto
y se recupera totalmente el año 14 o último de operación;
asimismo en el año 14 se recupera el valor residual de la
planta de tratamiento.
- El factor de agotamiento se aplica como el 30% de los resul-
tados brutos antes de impuestos y como coeficiente de fisca-
lidad sobre beneficios se aplica el 36% por todos los con-
ceptos.
- No se hace ningún supuesto respecto al tipo de financiación,
por consiguiente la T.I.R. que se obtiene es la intrínseca
o absoluta del proyecto, antes y después de impuestos.
Según el cuadro adjunto en la página siguiente, la ren-
tabilidad de la explotación en el supuesto de cumplirse las
estimaciones efectuadas, será:
T.I.R. absoluta después de impuestos ............ 14,1%
T.I.R. absoluta antes de impeustos ............. 18,1%
V.A.N. antes de impuestos para tasa=10% ........ 280,8MP
V.A.N. antes de impuestos para tasa=15% ........ 83,5MP
V.A.N. antes de impuestos para tasa=20% ........ (41,2)MP
Pay Back de la inversión ....................... Año 6 de explot.
L
CUENTA DE EXPLOTACION Y CALCULO PE MOY• Í)GSCONTApO 04 FONDOS PARA T.I.R. Y V.A.N. (M.P.)
AÑOS -2 -1 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14
Inversión Fija 100 475 - - - - - - - - - - - - - •(45)Inversión Circ. - - 60 - - - - - - - - - - - (50)
TOTAL INVERSION 100 475 60 - - - - - - - - - - - - 1951
Cap. Social
Subvención
Créditos
TOTAL FINANCIACION
Ingresos - - 327,25 327,25 327.25 327,26 327,26 327,26 327,25 327,26 327,25 327,25 327,25 327,25 327 ,25 102,1Costas operac. - - 200,00 200,00 200,00 200,00 200,00 200,00 200,00 200,00 200,00 200,00 200,00 200,00 200,00 82 0Amortización - - 39,8 39,8 39,8 39,8 39 ,8 39,8 39,8 39 ,8 39,8 39 .8 39,8 39,8 39,8 12,3Interés y Fin. - - - - - - - - - - - - - - - -Resultado Br. - - 87,46 87,45 87,46 87,45 87,46 87,45 87,46 87,45 87,45 87,45 87,45 87,46 87,46 27,11
F. de Agotam. - - 26,24 26,24 26,24 26,24 26,24 26,24 26,24 26,24 26,24 26,24 26,24 26,24 26 ,24 8,13
Base Imponible - - 61,21 61,21 61 ,21 61.21 61 ,21 61,21 61,21 61,21 61,21 61,21 61,21 61 ,21 61,21 18,98Impuestos - - 22,04 22,04 22,04 22,04 22,04 22,04 22,04 22,04 22,04 22,04 22,04 22,04 22,04 6.83
Benet . Neto - - 65,41 65,41 65,41 65,41 66,41 65,41 65,41 65,41 66 ,41 65,41 65,41 65,41 65 ,41 20,28
Cash. Flow 105,21 105,21 105,21 105,21 106 ,21 105,21 105,21 105 ,21 105 ,21 105,21 106,21 105,21 106 ,21 32,58
Amort. créditos
Cash Fluw Nuto•
M.O.F. TIR Abs. (100) (475) 55,21 105,21 105,21 106 ,21 105 ,21 106,21 105,21 105,21 105,21 105,21 106 , 21 105,21 105 ,21 127,68
M.O.F. 1IR antes Imp. (100) (476) 77,25 127,25 127,25 127,25 127,25 127,26 127,25 127,26 127,26 127,25 127,26 127,25 127,25 134,41
('l Valor Residual. Planta trat.CUADRO XI
t
50.
10.2.1.- Rentabilidad T.I.R. con una posible subvención a
la inversión
Las T.I.R. anteriores se han obtenido, como quedó indi-
cado, sin tener en consideración las posibles subvenciones que,
de acuerdo con la L.F.M., se podrían obtener, tanto para inver-
siones en investigación como en las inversiones fijas de ins-
talaciones y maquinaria.
Considerando unas subvenciones del 5, 10, 15 y 20% so-
bre el total de las inversiones, si bien manteniendo el total
de cifras de amortización, el cuadro de rentabilidad T.I.R.
que se obtiene, conservando el resto de factores económicos,
es el que sigue:
Subvención % 5 10 15 20
T.I.R. Absoluta % 15,0 16,1 17,3 18,5
T.I.R. antes impuestos % 19,2 20,4 21,8 23,2
Cuya representación gráfica es:
2:
2t
i
CUADRO XII
51.
10.3.- ANALISIS DE SENSIBILIDAD Y RIESGO
Este análisis se efectuará mediante el uso de programas
de ordenador, concretamente se ha operado con el modelo IBM-
PC-XT y los programas "LOTUS" para la sensibilidad y "PROBA"
para el riesgo.
10.3.1.- Análisis de sensibilidad a inversión, costes y ven
tas
Se analizará la sensibilidad inicialmente a los facto-
Leconómicos, ingresos o ventas, inversión y costes operati-
vos a base de variar porcentualmente uno de dichos factores
mientras los otros dos permanecen invariables con el valor que
se estimó en el caso base.
La variación de los factores económicos se hace desde
un -30% a un +30% sobre el caso base y los valores que se ob-
tienen son:
EXPLOTACION COTO ALTO DE CALABOR (250.000 t/año)
ANO VENTAS COSTES INVRS. AMORT . RENT . B IMP.36 'l. M.D.F.
0 0.00 0.00 100 . 00 0.00 0.00 0 . 00 -100.001 0.00 0 . 00 475.0"0 0.00 0.00 0.00 -475.002 327.25 200 . 00 50 . 00 39.80 87.45 22.04 35.213 C27. 25 200.00 0.00 39.80 87.45 _2.04 105.214 •327.25 200.00 0.00 39 . 80 87 . 45 22.04 105.215 327. 25 200.00 0.00 39.80 87.45 _2.04 105.216 327.25 200 . 00 0.00 39..80 87.45 22.04 105.217 327.25 200 . 00 0.00 39 . 80 87.45 _2.04 105.218 :27.25 200.00 0.00 39.80 87.45 22.04 105.219 327.25 200.00 0.00 39.80 87.45 22.04 105.21
10 327._5 200 . 00 0.00 39.80 87.45 2_.04 105.2111 .x27 . 25 200.00 0.00 39.80 87.45 ?^.04 105.1! 327.25 200 . 00 0.00 39.80 87 . 45 04 105.2113 327.25 200.00 0.00 39.80 87 . 45 22.04 11 05.2114 327._5 _00.00 0 . 00 39.80 87.45 22.04 105.211 S 102.10 62.00
---95.00
---------12. 3,0
-----27.80 7.01 128.09
T.I.R.= 14.077.
L
52.
L
SENSIBILIDAD VENTA7. T.I.R.
14.07%70.0%. -2.137..75.0% 1.07%80.0'7. 4.007.85.0! 6.727.90.05 9.29%95.07.. 11.73.
100.07.. 14.07.105.07. 16.3=%110.0% 18.53%115.0'1. _0.677.120.07. 22. 76'%125.0 7. 24.807.1 0.07. 2b.82%
SENSIBILIDAD COSTET. I . R.14.07%
70.00% 22.067.73.007. 20.76%80.00 7. 19.49%85.007.. 18.17%90.00%. 16.83%95.00% 15.46%
100.00%. 14.07%105.00%. 12.65%.110.00'7. 11.207.115.00% 9.70%120.007. 8.16%1_5.00. á.57.1:0.00% 4.927.
SENSIBILIDAD INVERT.I.R.14.07%
70.00. 21.387.75.C07. 19.817.80.007. 18.427.85.00'7. 17.17%90.00 7. 16.047.95.00'7. 15. 01'7.100.00% 14.07%10.00% 13.217.110.00% 12. 42%115.007. 11.69%1 20.007. 11.01%1.25.00% 10.37%130. 007. 75%
Cuya representación gráfica se incluye en la página -
siguiente.
10.3.2.- Análisis de sensibilidad a la cotización del es-
taño, recuperación mineralúrgica y contenido del
mineral
A partir de la curva de sensibilidad de la rentabilidad
del proyecto a los ingresos y teniendo en cuenta la distinta
influencia que los factores de cotización del estaño, recupe-
ración mineralúrgica y contenido en estaño del mineral tienen
sobre los mismos, se ha analizado la influencia que sobre la
rentabilidad (T.I.R.) tiene la variación de cada uno de ellos,
siempre considerando invariables los valores de los otros dos
tomados para el caso básico.
Los intervalos de variación manejados han sido los si-
guientes:
Para recuperación desde 60% al 80%
Para cotización del Sn, desde 8.000 £ /t a 9.000 £/t
Para contenido del mineral,desde 850 gr Sn/t a 1.050
gr Sn/t
LL
fem. r r r
A[,,IALI SIS SENSIBILIDAD CALABOR15-ABRIL- i34
F--
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0.
0.28-
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0.18
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12
0.1
0•CE.,
0.08
0.04-
OI
-0.02-t
- 1-1 1
11 VU-fi-ASY. \ &RL1kCIÜN FAC-TCAR
+ CCr=TES Z>
1.3
I NVERSION
CUADRO XIII U,w
54.
Los resultados obtenidos han sido los expresados en el
cuadro y el gráfico de la página siguiente.
Recuperación T.I.R. Cotización T.I.R. Ley Mineral T.I.R.
60% 7% 8 .000 £ /t 10% 850gr Sn/t 9,6%
65% 10,5 % 8.250 £/t 11,7% 900gr Sn/t 12,2%
70% 14,1% 8.500 £ /t 13% 950gr Sn/t 14,9%
75% 17,3 % 8.750 £ /t 14,4 % 1000gr Sn/t 17,3%
80% 20% 9.000 £ /t 15,5% 1050 9r Sn/t 19,5%
10.3.3.- Análisis del riesgo económico
Para este análisis se utilizó el programa "PROBA" el
cual para un intervalo dado de cada una de las variables eco-
nómicas Inversión, costes operacionales, costes financieros,
amortizaciones y ventas, y para una distribución de frecuen-
cias definidas de los valores de dichas variables dentro de
los citados intervalos, efectúa una simulación de Montecarlo,
eligiendo al azar valores para los factores y calculando las
T.I.R. el número de veces que se desee.
De esta manera, por agrupación de valores de las dis-
tintas T.I.R. en categorías de 0-4%, de 4-8% y así sucesiva-
mente hasta 25 categorías, se obtienen el número de T.I.R. que
quedan agrupadas en el número de iteraciones que se hayan cal-
culado comprendidos entre 0% y 100% efectuando a su vez una
distribución frecuencial de los mismos.
Los intervalos y distribuciones elegicos para las va-
riables manejadas fueron los siguientes:
LL
I
CUADRO XIV
56.
Factor
Inversión
Costes Operativos
Costes financieros
Amortización
Ventas
Intervalo
-20% C +25á
-15% S+20%
0% 0 0%
-20% +25B
-20% A +25%SIC0
Tino de distribución
Equiprobable
Normal
Valor Fijo
Equiprobable
Equiprobable
Entre los supuestos máximos y mínimos de los intervalos
anteriores están comprendidos todos los que se puedan obtener
y los datos obtenidos para 250 iteraciones, han sido los si-
guientes:
SUPUESTC MAX?MQ:A�7a '.NVERS. CDS . CP. CCS . FT. N AiMCRTi. ':ENTA5
0 122.0 0.0 0.i: 0.0 0.f:1 5?�.8 0 .0 0.0 0.0 0..
.._. _40. 0 0. ) 49.8 409. 1
i:. 40 . 49.9 �L09 1
f). ) 240.0 0. i} 49.7 409. .
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L
L
57.
L
NALISIS PROBABILISTICO
----------------------SUPUESTOS ESTADIST1COS
PARA INVERSIONES : 2PARA COSTES OPERACIONALESPARA COSTES FINANCIEROS 1PARA AMORTIZACIONES 2PARA INGRESOS 2
NUMERO DE ITERACIONES : 250CATEGORIA FRECUENCIA
--------- ----------0
1 02 0
4 SS5 786 907 978 1009 100
10 10011 10012 1001.� 1 (D014 10015 100
looloo
18 100loo100
21 100yC 100
1002? 100
11
58.
Cuya representación gráfica es:
L
l
i
ir
v i v ✓ ✓ v / 0 7
CATEGORIA
59.
De la curva que se adjunta se deduce que los 250 valo-
res calculados para la T.I.R. están comprendidos entre un mí-
nimo de T . I.R. >2% y un máximo T.I.R. 36% con una distri-
bución como la que sigue:
Entre 12 % 4 T.I.R . G_ 16% ........... 31% de los casos
Entre 16 % 4 T.I.R. ¿ 20% ........... 24 % de los casos
Entre 20 % 4 T.I.R.. 24% ........... 23% de los casos
Entre 24 % 4 T.I.R.4 28% ........... 12% de los casos
Entre 28 % 4 T.I.R . s 32% ........... 7% de los casos
Entre 32 %,_I- T.I.R.4 36% ........... 3% de los casos
Por consiguiente , según los datos tomados como básicos,
el proyecto, de cumplirse los supuestos efectuados, se presen-
ta con escaso riesgo.
