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5/10/2018 Plan Sub - slidepdf.com

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PLANIFICACION DE LARGO, MEDIANO Y CORTO

PLAZO EN MINERIA SUBTERRANEA



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I.- INTRODUCCION

En minería subterránea las inversiones son cada vez más grandes, y al tenertiempos de preparación y producción muy largos la incertidumbre aumenta y el riesgo de

pérdida aumenta.

Una de las mejores armas para lograr una disminución de un alto riesgoinerte a un riesgo minero, es una buena planificación.

La planificación de una mina subterránea, desde el punto de vista industrialse puede definir como la actividad en la cual se debe elaborar un buen plan y una buenaestrategia de extracción del mineral, teniendo en cuenta todos los factores de carácteringenieril de tal forma de obtener una operación rentable y segura.

En la planificación de una operación minera, es necesario tener en cuenta

dos conceptos de bastante importancia:

i) Es una actividad que está enfocada a acciones futuras y sus objetivosprincipales son:

* Evitar que ocurra lo imprevisible.

* Proporcionar un plazo de tiempo suficiente para que no suceda.

ii) Es un problema de decisión con múltiples variables bastantes confusas. Setrata de establecer un curso de acción factible, entre varias alternativas

factibles, deducidas a partir del estado, entre los cuales muchos son aleatorioso desconocidos, además se desea que sea optimo en cuanto a la utilización delos recursos y el cumplimiento de los objetivos trazados.

Para cumplir con su misión, la planificación de una mina abarca una serie deaspectos, los cuales se podrían entender con mayor claridad su importancia global.

Básicamente estos aspectos son:

* Elaborar un catálogo e inventario físico de recursos.

* Establecer leyes de corte y un ritmo óptimo de explotación.

* Programas de producción y preparación de la mina.

* Establecer los costos de explotación.

* Realizar evaluaciones y los estudios complementarios.* Diseñar métodos de control.



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La planificación se puede clasificar según el periodo de tiempo que abarque.

En general, se habla de planificación de largo plazo, mediano y corto plazo.esta planificación no es comparable para faenas de distintas magnitudes, ya que el

horizonte de planificación varía completamente para faenas de la pequeña minería hasta lagran minería. Esto se debe principalmente a que el horizonte de planificación depende delritmo de explotación definido y el grado de reconocimiento de las reservas del yacimiento,es decir, para faenas de la gran minería, el horizonte de largo plazo no puede ser menor a10 - 15 años y para la Pequeña Minería el largo plazo puede corresponder a un periodoentre 1 a 3 años o la vida del yacimiento.

Los diferentes tipos de planificación tienen variados procedimientos y planesresultantes, sin embargo, los planes orientados al largo plazo (estratégicos) sirven de guíapara los planes de mediano y corto plazo (operativos).

Planificación A Largo Plazo

Generalmente en la gran minería, la planificación a largo plazo se definepara periodos de 15 años, y tiene como objetivo determinar las zonas potenciales deexplotación del yacimiento. Es decir, define las estrategias generales de explotación parallegar al agotamiento del yacimiento (límites y secuencia general de explotación).

Una característica de esta planificación es que habitualmente no existe grancantidad de información disponible. Sólo conocimientos geológicos y geomecánicosgenerales del yacimiento.

Los resultados más relevantes son: Definir las reservas explotables(considerando leyes geológicas) del yacimiento, proponer una secuencia (tendenciageneral) de explotación de acuerdo a los antecedentes geomecánicos disponibles y, porúltimo, la evaluación de un programa tentativo de manera que se cumpla con lasrestricciones técnicas y de demanda de producción estimado para el periodo deplanificación.

Planificación De Mediano Y Corto Plazo

Los resultados y recomendaciones de la planificación de largo plazo,representan los datos de entrada de la planificación de mediano plazo, pues el objetivo deeste nivel de planificación es proponer una serie de medidas o programas que tengan comoresultado el cumplimiento de las necesidades inmediatas, dentro del horizonte deplanificación.

Como es lógico, a medida que los periodos de planificación son máscercanos, la información requerida debe ser más precisa y detallada. Esto es, porque los



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resultados que se concluyan afectarán en un periodo más inmediato e involucran decisionessobre recursos económicos y humanos. Mientras más confiables sean los datos de entrada,los resultados de planificación serán más precisos.

Dentro de los datos de entrada de la planificación de mediano plazo se

tienen:

- Reservas extraíbles del yacimiento (límite económico).

- Estrategia general de producción (secuencia recomendada).

- Estado inicial de explotación y desarrollos del yacimiento.

Por otra parte, los recursos mineros no se encuentran disponibles para suextracción (en el corto plazo). ya que existen una serie de restricciones operacionales que

deben ser consideradas para programar la preparación y explotación de ellos.

Estas restricciones operacionales pueden corresponder a políticas de tiraje oextracción en las unidades de explotación, restricciones de secuencia y geomecánicas,disponibilidad de recursos humanos y materiales, capacidades de transporte,abastecimiento, ventilación, etc.

Por lo tanto, dado los datos de entrada (estado inicial del yacimiento) y lasrestricciones operacionales, la planificación de mediano y corto plazo entrega comoresultado una serie de programas que cumplen con las demandas de producción definidas.Entre estos resultados destacan los programas de producción y desarrollo por periodo de

planificación (con un grado de detalle según la cercanía del periodo) y las reservasdisponibles por cada periodo, lo anteriormente expuesto, es representado esquemáticamenteen la figura siguiente.

II.- PLANIFICACION: UN PUNTO DE VISTA CORPORATIVO



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1. - Planificación Minera y su Marco Administrativo.

La constante necesidad de materializar la misión estratégica de unacorporación, conlleva a una definición de objetivos estratégicos que permitan plasmar la

misión del dueño en planificación minera, entendiéndose por planificación minera una “cadena de valor de alta productividad compuesta por geología - minería - metalurgia”. Laplanificación estratégica debe estar considerada dentro de la administración que significa:conducir a un grupo de recursos, humanos, físicos y financieros a conseguir los resultadosdeseados, lo cual es imposible sin definir una organización. La definición de unaorganización significa definir los canales de comunicación y relaciones entre las unidadesexistentes al interior de la organización, aportando un sin número de información,objetivos, supuestos y demás factores que conllevarán a la toma de decisiones. Ladefinición de una organización está dentro de la planificación estratégica de unacorporación.

La definición de objetivos estratégicos debe estar centrada en visualizar lamisión de la empresa a través de establecer una directriz en las siguientes tareas:planificación, control, dirección, en lo que a planificación minera se refiere, es necesario elestablecimiento de un marco estratégico para la acción, el cual permita establecertecnologías y metodologías de planificación minera que le agreguen valor a dicho proceso.Ejemplo: precio del metal al cual se evaluarán los planes, tasas de descuento, estándaresgeológicos, etc. Las metodologías y técnicas serán introducidas luego de pasar por unaprendizaje organizacional, producido por una investigación conjunta entre las unidadesproductivas y la corporación.

El estandarizar las tecnologías y metodologías en las distintas unidades

productivas permite agregarle valor considerablemente al proceso de planificación minera,a través, del traspaso de ventajas competitivas entre las unidades productivas, y lasunidades productivas con la corporación.

2. - Planificación Minera

En este trabajo se ha dividido en tres partes la planificación minera deacuerdo al nivel y tipo de decisiones que se toman en cada uno de los escenarios.

Planificación Estrategia: debe definir qué y cómo lograr los objetivos estratégicos que

mejor representan la misión empresarial, definiendo precio de metal con el cual seevaluarán los planes, metodologías de valorizaciones, tasas de descuentos, tasas de riesgo,metodologías en la estimación y categorización de recursos, etc. La planificaciónestratégica como antes se menciono será la encargada de interpretar la misión corporativa,luego las diferentes directrices que se definan serán el reflejo de dicha misión.

La planificación estratégica corporativa debe apoyarse en un modelo denegocios corporativo que represente el valor de la corporación, por ejemplo: un VAN



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corporativo, el cual no se caracteriza por ser la suma aritmética de los VAN individuales delas unidades productivas.

La información que se sustenta en esta etapa es: implementación de nuevos paradigmas deplanificación minera, coordinación del trabajo entre la unidad y la corporación,

establecimiento del marco estratégico para la acción, modelo de negocios corporativo, etc.

Planificación Unitaria (divisional): La planificación unitaria deberá definir el futuro de launidad productiva, estableciendo nuevos negocios mineros y realizando estudios entorno ala factibilidad técnica y económica de explotarlos, definiendo: inversiones costosasociados, ingresos y principalmente demostrando que el aporte al negocio corporativo esmejor que otros que se ofrecen en la cartera de negocios de la corporación. De esta manerala unidad productiva a parte de realizar la asignación eficiente de sus recursos a través desistemas que permitan iterar los planes mineros y optimizarlos, deberá buscar nuevosblancos de exploración y de extracción de manera de permanecer en el negocio.

La planificación de la unidad deberá poseer sistemas unitarios que lepermitan optimizar sus planes mineros y realizar la mejor asignación de los recursos a laexploración, extracción y tratamiento de los mismos, presentando su mejor proyecto para lavida de la mina. Para realizar simulaciones en torno al impacto producido en la corporaciónpor parte de la unidad deberá poseer un modelo de negocio corporativo que respalde lasdecisiones tomadas al interior de la unidad

La retroalimentación debe ser constante entre la unidad y sus operaciones demodo de respaldar los planes unitarios si se cumplen o de lo contrario producir unaprendizaje organizacional en torno a la planificación de mediano plazo y corto plazo entrelos planificadores operativos y los planificadores estratégicos insertos en la unidad

productiva. La unidad deberá retroalimentar a la corporación los efectos reales queproducen las investigaciones realizadas entre la corporación y las unidades de modo deestablecer un conocimiento de las sinergias del negocio y el recurso que lo respalda.

La información que se sustenta en esta etapa modelo de negocios de launidad, coordinación de las diferentes etapas de planificación corto y mediano plazo(geología, minería, metalurgia...), validar los supuestos estratégicos al interior de la unidad,etc.

Planificación Operativa: La planificación operativa esta encargada de asignar recursos demanera eficiente a la operación minera propiamente tal, además de supervisar y velar por

que los planes comprometidos por la unidad hacia la corporación sean cubiertos.

La planificación operativa necesita sistemas de información que permitenefectuar variaciones a los planes en tiempo, con el fin de maximizar el beneficio del recursoextraído y tratado.En esta etapa de la planificación la retroalimentación debe producirse hacia dos extremos,



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el primero es hacia la planificación estratégica de la unidad productiva, con el fin degenerar un aprendizaje organizacional al interior de la unidad. El segundo tiene que ver conretroalimentar hacia la corporación de modo de sustentar las investigaciones realizadas alinterior de la corporación con datos reales de operación.

La información que se sustenta en esta etapa es: planes de producción,muestreos, control de producción, etc.

3. - Tecnologías Administrativas.

Dentro de las mejores inversiones que puede una organización realizar es entécnicas y metodologías administrativas.

El hecho de que las tecnologías y metodologías administrativas permitanestablecer un lenguaje común entre los diversos especialistas que dan origen a las funcionesadministrativas organización, planificación, control y dirección permite agregar valor en

forma cuántica al VAN. Es así como cada técnica administrativa se presenta en este trabajoapoyando a las funciones administrativas que en definitiva son las encargadas de coordinary manejar la asignación de recursos al interior de la organización para: exploración,extracción y beneficio de los metales, definiendo de esta manera el entorno de gestiónempresarial.

Las tecnologías administrativas son:

Marco estratégico para la acción: Se refiere a traducir la misión empresarial en objetivosestratégicos concretos que permitan sustentar la planificación minera corporativa. Ejemplo:Algoritmos optimizantes trabajados conjuntamente con las unidades, precio del metal con

el cual se evalúan los planes, tasas de descuento, tasas de riesgo, etc. El marco estratégicopara la acción permite aumentar cuantiosamente el VAN, sustentado en innovaciones entecnologías de planificación mineras. Ejemplo: Variaciones de ángulos de talud, uso depolíticas de leyes de corte ad hoc, estudios de explotabilidad de algunos sectores conproblemas, etc.

Visión Compartida: La definición de un esquema comunicacional entre las diferentesáreas que interactúan en minería permite definir la organización, entregándole información,estrategias, objetivos que en definitiva definirán sus decisiones. La información fluidapermite a las organizaciones comunicarse pasando por encima de las jerarquías, facilitandola planeación y el control de cada subsistema. La visión compartida permite traspaso de

ventajas competitivas en los distintos niveles de planificación minera entre las unidades deproducción. Ejemplo: Usos de GPS en alguna unidad, arriendo de equipos internos,traspaso del expertis adquirido en algunas técnicas de planificación.Metabolismo decisional: El hecho que las decisiones a nivel corporativo y estratégico enlas unidades sea lento va en un creciente deterioro del negocio, pues este es un demandanteactivo de infraestructura, luego deben aprovecharse lo mejor posible. El hecho que la tomade decisiones sea de mayor velocidad permitirá optimizar la planificación minera,entregándole a las unidades un modelo de negocios en el cual ellas podrán medir el impacto



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de sus planes en la corporación. Ejemplo: Integrar a otras unidades en investigacionesrealizadas como experimentales, producir alteraciones en los planes producto que va endesmedro de la corporación,

Retroalimentación: Todo plan es una hipótesis que debe ser justificada en la ejecución,

estas hipótesis se fundan en supuestos que dan origen a los objetivos. En la industria mineraexisten supuestos externos basados por ejemplo en estimaciones del precio de los metales,y también supuestos internos basados en la caracterización geológica que representa elrecurso base de la industria minera. El hecho de poseer retroalimentación en cada uno delos subsistemas organizacionales permite: autorregulación, aprendizaje organizacional,sustenta la toma de decisiones, etc. Ejemplo: El efecto que produce la retroalimentación enla organización es de inventar un futuro coorporativo, descartando la idea de que el futuroes un conjunto de hechos que esta por suceder. La retroalimentación integra y alimenta almarco estratégico para la acción de nuevos paradigmas en tecnologías y metodologías deplanificación minera.

4. - Sistema De Información En La Planificación Minera

En la asignación de recursos en una empresa como la industria minera esnecesario realizar una coordinación entre las diferentes áreas existentes al interior de laempresa, dichas áreas convergen a los objetivos estratégicos a través de las funcionesadministrativas: planificación, organización, dirección y control. Las tecnologías de lainformación se encargan de definir las diferentes líneas de comunicaciones en laorganización, de esta manera se apoya a la coordinación y por ende a la gestiónempresarial.

Los sistemas de información deben tener las siguientes características:Permitir mostrar diferentes líneas de investigación en torno a la planificación minera,poseer un sistema de comunicaciones abiertas que permita introducir nuevos paradigmas,generar una información disponible en línea, permitir manejar un modelo de negocioscorporativo, permitir conexiones de redes internas.

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III.- EL SISTEMA DE PLANIFICACION



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La función planificación, al interior del conjunto de actividades que

conforman el que hacer, en el manejo racional de una empresa, es una de las tareasrelevantes.

Esta tarea se relaciona con el conjunto de otras actividades mediante unaaproximación de Sistemas, según el esquema siguiente

VALORES O MISIONDE LA EMPRESA

SISTEMA DE DECISION

SISTEMA DE SISTEMA DE SISTEMA DE SISTEMA DEPLANIFICACION ORGANIZACION DIRECCION CONTROL

Por su parte el Sistema Planificación debe asumir los requisitos relevantessiguientes:

* Coherencia en el sentido de asegurar una plena y permanente armonía entre laestrategia de producción y la misión empresarial.

* Sistema, en el sentido de aceptar que la obtención de un plan de acción, es elfruto de variadas iteraciones y continuas retroalimentaciones.

* Dinámico, en el sentido de reconocer que cambios en las magnitudes de lasvariables relevantes, harán modificar el plan de acción planificado

El Sistema de Planificación se puede a su vez estructurar a través de lassiguientes dos fases de la Planificación

1. PLANIFICACION CONCEPTUAL.

2. PLANIFICACION OPERATIVA. PLANIFICACION CONCEPTUAL: Es el delineamiento estratégico, que de maneracoherente con la misión y las restricciones, y además con sus atributos de sistémico y



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dinámico, permite acceder a las grandes definiciones del negocio minero; tales comométodo de explotación, ritmos de producción, situación final de la exploración, ritmos deproducción, situación final de la explotación entre los de mayor significación.

PLANIFICACIÓN OPERATIVA: Es el conjunto de tareas que persiguen como metaoptimizar el Caso Base vigente, mediante la planificación detallada para el corto plazo detoda la problemática de producción, como así mismo presupuestar soluciones para laseventuales contingencias de la operación.

Ambas fases, que mantienen los atributos de coherencia, Sistémico yDinámico, se ordenan a lo largo del avance del proceso de ingeniería.

1. - PLANIFICACION CONCEPTUAL

Durante esta fase, se define de manera gruesa la estrategia del negocio minero, por lo tantoes necesario identificar, cuantificar y caracterizar el conjunto de antecedentes siguientes:

* Restricciones internas de la Empresa, tales como disponibilidades de recursoshumanos, recursos tecnológicos, recursos monetarios propios o externos, capacidades degestión, u otra variable restrictiva.

* Restricciones de Mercado, tales como precios de productos finales, precios deinsumos, costos de maquilas, volúmenes de demanda, castigos por impurezas y otrasvariables exógenas a la empresa.

* Recursos geológicos, tales como mineralizaciones, contexto geomecánico local yregional, geometría de los cuerpos mineralizados y otras variables de caracterización delyacimiento.

Una vez que el planificador, para el caso de una actividad minera sin historia, hacaracterizado todos los antecedentes anteriores, pasará propiamente tal a definir de maneracoherente, sistémica y dinámico, los aspectos estratégicos siguientes:

* Ritmo de Producción: El análisis del tamaño óptimo, para cada una de lasinstalaciones, necesariamente debe realizarse a partir de una perspectiva global, teniendopresente las inversiones y costos de producción, ambas en el tiempo y las características de

la curva tonelaje/ley del yacimiento.

* Método de Explotación: En general la primera decisión a este respecto es adoptaruna explotación a Cielo Abierto o Subterránea o bien una combinación de una rajo inicialpara a continuación proseguir con una explotación subterránea. Para ambos casos esnecesario presuponer un modelo de explotación que permita estimar costos operacionalesde extracción.



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* Límites Finales: Mediante un análisis temporal es necesario determinar el pit finalo la envolvente final del proceso de extracción. Este análisis debe ejecutarse mediantecriterios económicos marginalistas, y su resultado debería permitir obtener un primerdiseño de ubicaciones de infraestructuras principales e instalaciones pesadas.

* Secuencia de Explotación: A partir de la situación inicial es necesario determinarcual es el cambio para alcanzar el límite final que garantice el cumplimiento de la MisiónEmpresarial. Dicho camino es el compromiso entre criterios económicos, metas derendimientos y condicionantes técnicas y geomecánicas.

* Estrategia de Leyes de Corte: La vida del depósito mineral en estudio, quedadefinido además de todas las decisiones ya enumeradas, por un criterio económico deselectividad. Dicho criterio es la ley de corte y es la que permite discriminar entre estéril ymineral.

En términos generales, para que un volumen de material sea considerado mineral

para proceso, no basta que el balance ingreso-costo sea positivo, sino que es necesarioademás que su eventual proceso haga incrementar los excedentes económicos actualizadosglobales de la operación.

Todas las variables decisionales ya expuestas se interrelacionan mediante unenfoque sistémico. La optimización del sistema de planificación conceptual, se obtendrámediante un modelo recursivo e iterativo.

RITMO DE PRODUCCION

ESTRATEGIA DE METODOS DELEYES DE CORTE EXPLOTACION

SECUENCIA LIMITESEXPLOTACION FINALES

2. - PLANIFICACION OPERATIVA

Esta fase es la que da cuenta de todos los procesos de optimización ymejoras del Caso Base, privilegiando los aspectos de corto y a lo más de mediano plazo.



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Naturalmente todas las tareas de esta fase, resumen los atributos de

coherencia, sistemático y dinámico ya planteados en las proposiciones anteriores.

Las tareas de esta fase de planificación se pueden estructurar en:

∗ Para actividades sin historia, la planificación operativa responde a la necesidad deincorporar las mejoras y las soluciones de detalles al concepto general del proyecto. Así por ejemplo, se deciden las ubicaciones de chancado, los diseños de botaderos y engeneral todos los aspectos de detalles que permiten optimizar las estrategias conceptualya acordada.

∗ Para actividades mineras en operación, la planificación operativa se desenvuelve en dosfrentes:

- Por una parte, esta función es la encargada de realizar todos los planes operativos decorto plazo, generando los planes de producción mensuales, anuales y a lo más

quinquenales, los planes de comercialización y las metas de gestión que se esperanalcanzar para el corto plazo.

- Por otra parte, esta misma función es la que genera los requerimientos inversionales, quetienen por esencia tanto optimizar el Caso Base, como así mismo el solucionar todas lascontingencias que emergen en la operación productiva.

ESQUEMA DE PLANIFICACION MINERA

INFORMACION ESTRATEGIASGEOLOGICA DE

ZONAS PRODUCCION



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POTENCIALES

PLANIFICACIONLARGO PLAZO

LIMITES POLITICAS RESTRICCIONESEXPLOTABLES SECUENCIA DE OPERACIONALES

DEL HUNDIMIENTO

YACIMIENTO

PLANIFICACIONRESTRICCIONES

DE MEDIANO YOPERACIONALES

CORTO PLAZO

PROGRAMA DE SECUENCIA PROGRAMA DE PROGRAMA DEPRODUCCION DE DESARROLLO INVERSIONES(UNIDAD DE EXPLOTACION

EXPLOTACION

IV.- PLANIFICACION MINERA

1. - Etapas De La Planificacion Minera



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La definición de distintas etapas en la planificación minera, está asociadanormalmente a una cierta idea respecto de la duración y precisión de los programas deproducción y estimaciones de costo que se generan en un ejercicio determinado. Esta ideapuede ser muy distinta según sean los criterios o normas que apliquen distintas empresas ogrupos de planificación.

Se establecerá la distinción que se describe en lo que sigue, basada en lossiguientes conceptos principales:

a) Objetivos que se persiguen en cada etapa.

b) Decisiones que derivan de ella

c) Horizonte de tiempo que involucra.

e) Información que se requiere para cumplir los objetivos de la etapa con la

confiabilidad necesaria.

Según estos aspectos se pueden definir las siguientes etapas de planificación:

- Planificación de Largo Plazo- Planificación de Mediano Plazo- Planificación de Corte Plazo

2. - Planificación a Largo, Mediano y Corto Plano

Los términos que habitualmente se emplean para la descripción de conceptosrelacionados con la función de planificación minera, suelen tener más de una acepción enlos textos sobre este tema, de igual modo, un mismo concepto puede ser descrito contérminos muy diversos. Como consecuencia de este hecho, es frecuente que se generendivergencias aparentes, las que sólo pueden asignarse a diferentes vocabularios sin queconstituyan discrepancias en los conceptos mismos.

Por esta razón, es aconsejable encabezar un texto de esta naturaleza con unaprecisión sobre la nomenclatura que se emplea en él, haciendo notar que ella es particularde este caso y puede no coincidir con otros trabajos similares, los que sólo son comparablesuna vez que se haga el paralelo correspondiente entre sus términos.

En primer lugar, conviene establecer que la expresión PLANIFICACIONMINERA abarca un conjunto de actividades asociadas al conocimiento de un determinadoyacimiento y a la definición de sus condiciones base de explotación. Es decir, forman partede este proceso actividades como:

- Estimación de reservas geológicas.



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- Estimación de reservas mineras

- Diseño minero.

- Definición de la secuencia de explotación.

- Estimación de las reservas extraíbles.

- Programa de alimentación a planta.

- Programa de manejo de acopios.

- Programa de desarrollo.

- Estimación de costos e inversiones:

- Evaluación económica de planes.

Estas actividades están fuertemente ligadas entre sí y no es posible elaborarun plan confiable sin abarcarlas con la suficiente profundidad.

En faenas en operación, donde muchas de las variables principales seentienden como definitivas, se suele reducir este proceso a la simple confección deprogramas de producción, lo que a largo plazo, conduce a reducir las opciones de desarrollo

de ella por no estudiarse aspectos como nuevos diseños, incorporación de nuevas reservas,reservas marginales, etc. que pueden ser de extraordinario atractivo. También es habitualconsiderar como actividad independiente la estimación de costos e inversiones, las que seasocian con la evaluación de proyectos de inversión específicos, cuya rentabilidad se midenormalmente con un criterio marginal, sin llegar a evaluarse los planes en forma global.

Una consecuencia directa de este concepto de la planificación es su carácterde trabajo interdisciplinario entre las especialidades de geología, diseño y programaciónminera, estimación de costos y evaluación.

El proceso, tal como se describe, esta basado en la estimación de las

RESERVAS GEOLOGICAS del yacimiento.Las reservas geológicas se basan normalmente en una interpretación del

yacimiento y suelen calcularse a partir de una división de su volumen global en unidadesmenores (bloques o zonas isoleyes) de ley conocida. Se expresan en curvas tonelaje / ley.

A partir de las reservas geológicas se estimarán, como etapa importante delproceso de planificación, las RESERVAS MINERAS, es decir, aquella porción de ellas quepueda ser técnica y económicamente factible extraer y procesar.



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La factibilidad técnica estará asociada a los parámetros del DISEÑO

MINERO que debe tomar en cuenta aspectos como: estabilidad local y global,productividad, selectividad, recuperación, etc.

La factibilidad económica queda determinada por un VALOR DE CORTE(ley, costo, beneficio, etc. ) con el que se puede comparar unidades de las reservasgeológicas que cumplan las restricciones técnicas y discernir, a través de dichacomparación, si constituyen o no mineral. Cualquier Valor de Corte que se elija implicapara la empresa una misma decisión, cual es: estimar el costo máximo que está dispuesto aaceptar para su operación en el largo plazo.

Una vez estimadas las reservas mineras del yacimiento (tanto en volumen,calidad, como distribución espacial) se deberán establecer una estrategia de USO DE LASRESERVAS MINERAS, la que constituye más propiamente lo que se denomina PLANMINERO DE LARGO PLAZO. Esta estrategia está constituida por dos elementos básicos:

una SECUENCIA DE EXPLOTACION y una serie de VALORES DE CORTE PARAALIMENTACION A PLANTA.

La secuencia de explotación debe, a su vez, conjugar los factores técnicos yeconómicos, de modo que en este caso se podrá distinguir una SECUENCIAECONOMICA que identificará sectores del yacimiento que puedan extraersesecuencialmente con un aporte económico decreciente (el que puede expresarse por costoscrecientes o beneficios parciales decrecientes) y una SECUENCIA TECNICA queimpondrán las restricciones de diseño (estabilidad, accesos, etc.). La secuencia a aplicardeberá conjugar ambos aspectos.

Los VALORES DE CORTE PARA ALIMENTACION A PLANTApermitirán seleccionar, entre las reservas mineras, cuáles conviene alimentar a los distintosprocesos en los distintos periodos del plan. Estos valores (habitualmente leyes de corte o decierre) se pueden calcular de distintas formas, dependiendo del objetivo económico de laempresa (maximizar el valor presente de sus flujos de caja, maximizar la recuperación delyacimiento, mantener leyes de alimentación relativamente constantes en el tiempo, etc.).

La definición de valores de corte para la alimentación a planta trae comoconsecuencia la determinación de una política de ACOPIOS, la que debe establecer laforma de manejo del material que, formando parte de las reservas mineras, no esseleccionado para alimentar a la planta. Este mineral puede ser diferido para una posterior

remanipulación ytratamiento, puede ser destinado a un proceso metalúrgico distinto o, simplemente, puedeser abandonado.

La secuencia de procedimientos que, en forma simplificada, se expone en lospárrafos anteriores, representa un ciclo de planificación minera a largo plazo.

En la descripción se ha supuesto que algunas de las variables principales que



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el plan requiere como antecedente son conocidas, a saber: tipos de proceso metalúrgico,recuperación en dichos procesos, capacidad de tratamiento de ellos, costos unitarios poretapa. En proyectos nuevos, la estimación de estas variables adquiere una gran importanciasiendo relevante en el volumen global de la ingeniería que debe realizarse.

Las reservas mineras en conjunto con la capacidad de tratamiento definen laVIDA DE LA MINA, que constituye el máximo horizonte posible de planificación,pudiendo en algunos casos superar los 25 a 30 años. En este caso es razonable acotar dichohorizonte a un plazo que sea coherente con la obsolescencia tecnológica, que hace variarlos parámetros básicos empleados en el cálculo de reservas.

El horizonte de planificación de LARGO PLAZO depende del objetivo quela empresa utilice para la definición de su estrategia de uso de recurso minero, las variablesque afectan a este horizonte son: vida útil de las inversiones asociadas al plan, ciclos deprecios del producto situación de las empresas competidoras (nuevas minas, etc. ) situaciónfinanciera de la empresa, etc. Esta variable experimenta ciclos de duración diversa, por lo

que la empresa debe fijar periodos razonables que conjuguen los aspectos que son másrelevantes para ella. Muchas veces el horizonte del largo plazo coincidirá con la vida de lamina, en otros casos, cuando el yacimiento es de gran volumen con respecto al ritmo deexplotación, será conveniente diferenciar ambos horizontes y definir cuidadosamente el delargo plazo, que no necesariamente debe representar, en el caso del mercado del cobre, unamedida adecuada de la dinámica del negocio.

El objetivo de la planificación de mediano y corto plazo puede enunciarsecomo: optimizar el uso de los equipos y maximizar la productividad.

Las decisiones que se toman en ella están bastante orientadas al aspecto

operacional y administrativo de la faena. Entre otras pueden señalarse:

- Programas de producción trianuales, anuales, mensuales.

- Políticas de operación, mantención, etc.

- Presupuestos de operación, inversiones de reemplazo, etc.

El horizonte de análisis no debiera superar los tres años, siendo el más típicoel ejercicio anual y los mensuales.

La información que se requiere para sustentar un plan de mediano y cortoplazo debe considerar:

- Plan de producción a largo plazo.

- Costos y rendimientos del proceso, con una precisión bastante buena en la estimación(menor que 5%).



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- Modelo de reservas mineras para corto plazo. Este modelo, que no necesariamente abarcaa todo el yacimiento, debe incluir toda la información relevante que se genera durante eldesarrollo y la producción (muestreo de pozos de tronadura, muestreo de marinas, etc.).

Finalmente, es necesario señalar que, durante un proceso de planificación es

necesario comparar distintas opciones de planes a largo plazo. Dicha comparación implicael cálculo de los flujos de caja asociados y de los indicadores de rentabilidad máshabituales (VAN, T.I.R., I.V.A.N.). los que dependerán de la TASA DE DESCUENTO conque la empresa haya decidido evaluar sus inversiones de capital.

El recurso minero forma parte, como cualquier otro bien, del capital de laempresa, sin embargo, el hecho de que no sea renovable y, además, no se encuentredisponible en su totalidad para ser seleccionado para la producción en cualquier momento,puede hacer variar el valor financiero que se asigne. Por lo expuesto, es convenientedistinguir una TASA DE DESCUENTO DE PLANIFICACION, la que se empleará en elcálculo de los valores de corte para alimentación a planta y que puede ser distinta de la que

se emplee para evaluar los proyectos de inversión.

V.- PLANIFICACION A LARGO PLAZO

General

Este ejercicio debe desarrollarse dentro del marco definido por laplanificación para la vida de la mina. Su objeto primordial es establecer una estrategia deuso (agotamiento) de las reservas mineras, junto con optimizar el retorno de las inversionesprincipales en infraestructura y equipamiento. Estos dos objetivos no conducen siempre a



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resultados similares, por el contrario, es función de la planificación a largo plazoconjugarlos para cumplir razonablemente ambos, es decir, reducir los periodos de retornode las inversiones y, a la vez asegurar una cierta estabilidad a la empresa en el largo plazo.

Las decisiones más importantes que deben tomarse son:

- Definir una secuencia de explotación técnicamente factible y económicamente aceptable.

- Elaborar planes de producción a largo plazo, las que no sólo contienen las cifras detonelaje y ley a tratar por periodo, sino también los presupuestos asociados, las dotaciones,requerimientos de insumos principales, etc.

El horizonte de análisis es normalmente función de la vida útil de lasinversiones la que, a su vez, suele estar limitada por la obsolescencia de la tecnologíaempleada. Estos períodos pueden ser bastantes largos, coincidiendo incluso con elhorizonte que se ha denominado “vida de la mina”. Pueden subdividirse en periodos

menores en función de distintos escenarios de riesgo definidos por variables como:demanda del producto, nuevas minas en operación, etc. Estos periodos se denominan“ciclos de negocios“.

La información mínima requerida para desarrollar esta etapasatisfactoriamente, debe incluir:

- Reservas mineras determinadas en la etapa anterior.

- Definición de objetivos para el periodo (ciclo) en estudio.

- Restricciones técnicas a las secuencias de desarrollo y extracción (estabilidad,interferencias, etc.).

- Costos de operación y capital en un grado de precisión aceptable, el que dependerá delhorizonte en que se esté trabajando.

Este ejercicio debe desarrollarse dentro del marco definido por laplanificación para la vida de la mina. Su objetivo primordial es establecer una estrategia deuso (agotamiento) de las reservas mineras, junto con optimizar el retorno de las inversionesprincipales en infraestructura y equipamiento. Estos dos objetivos no conducen siempre aresultados similares, por el contrario, es función de la planificación a largo plazo

conjugarlos para cumplir razonablemente ambos, es decir, reducir los periodos de retornode las inversiones y, a la vez asegurar una cierta estabilidad a la empresa en el largo plazo.

Las decisiones más importantes que deben tomarse son:

- Definir una secuencia de explotación técnicamente factible y económicamente aceptable.

- Elaborar planes de producción a largo plazo, las que no sólo contienen las cifras de



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tonelaje y ley a tratar por periodo, sino también los presupuestos asociados, las dotaciones,requerimientos de insumos principales, etc.

El horizonte de análisis es normalmente función de la vida útil de lasinversiones la que, a su vez, suele estar límitada por la obsolescencia de la tecnología

empleada. Estos períodos pueden ser bastantes largos, coincidiendo incluso con elhorizonte que se ha denominado “vida de la mina”. Pueden subdividirse en periodosmenores en función de distintos escenarios de riesgo definidos por variables como:demanda del producto, nuevas minas en operación, etc. Estos periodos se denominan“ciclos de negocios“.

La información mínima requerida para desarrollar esta etapasatisfactoriamente, debe incluir:

- Reservas mineras determinadas en la etapa anterior.

- Definición de objetivos para el periodo (ciclo) en estudio

- Restricciones técnicas a las secuencias de desarrollo y extracción (estabilidad,interferencias, etc.).

- Costos de operación y capital en un grado de precisión aceptable, el que dependerá delhorizonte en que se esté trabajando.

En otras palabras, la planificación a largo plazo requiere que se definan lascaracterísticas geológicas del cuerpo y un set de datos muestrales para poder establecer eltamaño, forma y distribución de leyes del deposito, además de seleccionar el método de

explotación y planificar la producción para la vida de la mina . Para esto deben realizarselas etapas de prospección y exploración, toma de muestras y ensayos de las mismas parafinalmente crear el modelo geológico adecuado.

A continuación se detallara las etapas y procedimientos comunes y másimportantes que permitan la planificación a largo plazo.

1.- Estudio De Mercado

Un punto básico en la planificación minera de largo plazo constituye elconocimiento del mercado. Aunque estos estudios no requieren ser tan precisos como losde costos, ello no significa que puedan efectuarse sin el debido rigor.

El estudio de mercado tiene como objetivos principales determinar la cuantíade productos que la comunidad, nacional o internacional, está dispuesta a adquirir y elprecio de venta de los mismos. Se trata, pues, de un estudio de la posible demanda que,según el tipo de sustancia, habrá que limitar geográficamente a fin de determinar el tamaño



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del mercado.

Un aspecto importante surge de la decisión sobre el grado de procesamientoo elaboración del mineral. Pero se debe intentar, en general, revalorizar los productos a piede mina, pues puede llegar a constituir la medida más efectiva para disminuir la

vulnerabilidad futura de un proyecto.

Los análisis de mercado deben llevarse a cabo dentro de un contexto deevolución previscible de los precios, tanto en el interior del país como en el exterior.

Tradicionalmente, los factores determinantes de los precios de venta a cortoplazo estaban en función de la oferta y la demanda, y a largo plazo, en función de los costosde explotación. Pero en la actualidad los precios de venta también están sometidos afactores: estratégicos, tecnológicos, políticos, sociales, etc. Finalmente, es necesario teneren cuenta todos los factores externos comentados, ya que inciden potencialmente en elfuturo económico del proyecto.

2.- Formación y clasificación de depósitos minerales

El conocimiento de donde y como se forman los depósitos minerales ha sidoestudiado por cientos de años; la información reunida a través de este periodo de tiempo haresultado en la creación de diferentes clasificaciones, de acuerdo al proceso de formación.

Las anomalías geoquímicas representan depósitos minerales en ciertas zonas conuna significativa concentración de elementos dispersas en la roca . Esta concentración tienelugar ya sea en la superficie terrestre o en el subsuelo, como resultado final de uno de tres

procesos primarios . El primero de estos procesos consiste en la disolución de componentesquímicos de rocas, su transporte en solución y la precipitación de estos como mena mineralen otros lugares. El segundo proceso primario envuelve el transporte de partículas básicas ala superficie terrestre. En este caso tanto el agua bajo la fuerza de gravedad como loscontraste de densidad entre el mineral y el agua, se combinan para mover minerales, talescomo el oro y el platino. El tercer y último proceso importante envuelve la formación deciertas rocas ígneas o metamórficas. La evolución química y mineralógica de tales rocas segenera por la formación y segregación de grupos especiales de menas minerales (ejemplo:platino, cromita y magnetita ), las cuales se concentran en lugares específicos y en etapasespecíficas de los procesos. En el caso de rocas ígneas la concentración de mineral nace dediferentes flujos volcánicos sucesivos, o en capas magmáticas que se enfriaron a gran

profundidad.

De acuerdo a la génisis que origino un deposito mineral, estos se pueden clasificaren:

1.- Depósitos producidos por procesos mecánicos de concentración.

2.- Depósitos producidos por procesos químicos de concentración.



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a) En cuerpos de aguas superficiales.b) En cuerpos de roca.

* Por concentración de substancias contenidas en elmismo cuerpo geológico

* Concentración afectada por el ingreso desustancias extrañas a la roca.c) En magmas por procesos de diferenciación.

Otra clasificación es aquella basada en procesos y asociaciones:

1.- Depósitos intrusivos y líquido - magmáticos

2.- Depósitos pneumatolíticos.

3.- Depósitos Hidrotermales

a) Asociaciones de oro y oro - platab) Asociaciones de pirita y cobrec) Asociaciones de plomo - plata y zincd) Asociaciones de plata - cobalto - níquel - bismuto - uranioe) Asociaciones de estaño - plata - tungsteno - bismutof) Asociaciones de antimonio - mercurio - arsénico - seleniog) Asociaciones de hierro - otros.

4,- Depósitos exhalados.

Finalmente otra clasificación es aquella que se basa en el ambiente tectónico:

1.- Depósitos formados en lugares continentales calientes y grietas.

2.- Depósitos formados en márgenes continentales pasivos y en diques interiores.

3.- Depósitos formados en ambientes oceánicos.

4.- Depósitos en ambientes de subducción.

5.- Depósitos en ambientes de colisión

6.- Depósitos relacionados a la transformación de fallas y lineamientos en lacorteza continental.

Para poder determinar a que clasificación se ajusta el deposito buscado y para podergenerar un modelo geológico más especifico, es necesario pasar por las etapas deprospección y exploración, que serán las que se verán a continuación:



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3.- Prospección y Exploración geológica

Un requerimiento inicial en la exploración es tener una imagen mental del

área de interés. Además el geólogo o ingeniero debe basarse en otros depósitos conocidoscomo guía para la búsqueda de nuevos depósitos, por tal razón es necesario contar con loque se llama: un modelo de exploración.

Modelos de Exploración: Los modelos minerales pueden ser expresados en términos demodelos empíricos, conceptuales, y modelos de exploración más compresivos. Un modelode exploración es un cuerpo de información geológica tomado de depósitos conocidos yusado como criterio de reconocimiento en un programa particular y en un terrenoparticular.

Un modelo empírico es una compilación de datos y observaciones tomadas

desde un grupo de depósitos minerales similares; y han sido compilados como guía parageólogos.

Un modelo conceptual es designado de acuerdo a un deposito prototipo,acepta un criterio empírico detallado para reconocer atributos y asociaciones, generando losfundamentales para un modelo de exploración.

Un modelo de exploración esta formulado con respecto a un área especificao a una familia de blancos relacionados con la geología de la región, con un tamaño y leyrelacionado a un tipo de deposito, y a la capacidad de la organización. El modelo debe serflexible para acomodarse a las múltiples hipótesis de trabajo.

En suma un modelo geológico detallado de un cuerpo mineral en particulares fundamental para la evaluación y desarrollo de la planificación minera a largo plazo, yaque es la base para la estimación de reservas minerales.

Después de recolectar los datos geológicos necesarios y de haber tomadoslas muestras para realizar los ensayos de rigor, viene la etapa de interpretación de losmismos, de lo cual se hablará a continuación.

4.- Interpretación geológica, modelación y representación

La toma de datos, análisis, e interpretación son los 3 pasos requeridos paracaracterizar, cuantificar y evaluar el recurso. La caracterización del recurso se define comola determinación de la forma, tamaño, calidad, cantidad y variabilidad de la entidadgeológica, y más aún, es la determinación de los límites de la entidad geológica másimportante.



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Modelación Geológica: Este modelo consiste en una compilación de todos los datosgeológicos, observaciones y estudios disponibles en el tiempo, ensamblados de tal formaque se puedan mostrar y explicar las observaciones de ambos puntos de vista: empírico ygenético.

El modelo empírico representa la compilación e integración de numerosostipos de químicos, mineralógicos, estructuras y frecuentemente zonas de estudioscuantificables. Mientras que el modelo conceptual o genético intenta explicar ladistribución y origen de ésta área geológica.

El modelo geológico se construye para suministrar un esquema de larelación geológica tridimensional entre numerosas áreas pequeñas de interés que limitan lavariada distribución del recurso geológico. Tal como muestra la figura n° 1, se generanplantas y secciones usadas para desarrollar el modelo que será la base para estimación derecurso. La figura n° 1, ilustra la relación de un set ortogonal de plantas y secciones,

incluyendo los pequeños campos, usados como soporte de los datos recolectados ycompilados y para la interpretación del modelo desarrollado. La figura n° 2 retrata eldesarrollo de datos reales que serán necesarios para la construcción del modelo geológicoque caracteriza aún recurso en particular. Este último tipo de ilustración forma la base paralos modelos ilustrados en las figuras n° 3 y 4. Estas 2 últimas ilustraciones ilustran undepósito sulfídicos, masivo, vulcanogénico idealizado.

El modelo provee los límites necesarios para evitar algoritmos de estimaciónde recurso en áreas no mineralizadas. Cabe destacar la necesidad imperativa de tener unacorrecta determinación de recurso, con mínimo riesgo de error para asegurar ventajososresultados en financiamiento requerido para el nuevo proyecto.

5.- Estimación de Recursos y Reservas Minerales

5.1.- Metodologia para la estimación de recursos: La estimación de recursos se basa en lainvestigación de las características físicas de un déposito mineral a través de la recolecciónde datos, ánalisis de éstos, y modelación del tamaño, forma y ley del déposito. Lascaracterísticas físicas más importantes de un cuerpo mineral y que deben ser predecidasson: (1) tamaño, forma, y continuidad de zonas minerales, y (2) la distribución defrecuencia de leyes minerales y (3) la variabilidad espacial de las leyes minerales. Estascaracterísticas no son completamente conocidas, pero pueden ser inferidas desde las

muestras. Los datos muestrales mínimos a considerar en la estimación son los siguientes:1.- Muestras físicas tomadas en perforaciones, trincheras, pozos de muestreos, y canales demuestreos.

2.- Medida de la cantidad de mineral en las muestras a través de ensayos u otrosprocedimientos.

3.- Observación directa en un mapeo geológico y muestreo de testigos.



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La estimación de recursos requiere el ánalisis y sintesis de éstos datos para

desarrollar un modelo de recurso. Los métodos usados para desarrollar este modelo puedenincluir:1.- Compilación de los datos geológicos y muestrales en mapas, reportes y bases de datos

computacionales.

2.- Delineación de los límites físicos del déposito basados en la interpretación geológica dela mineralización en un rango razonable de leyes de corte mineras.

3.- Compositación de muestras en grandes unidades tales como bloques mineros, potenciade filones, o anchos de vetas explotables.

4.- Modelación de la distribución de leyes basados en histograma y graficos de frecuenciaacumulada.

5.- Evaluación de la variabilidad espacial de leyes usando varigramas experimentales.

6.- Selección de un método de estimación de recurso y estimación del toneleje y de la leydel recurso mineral.

El procedimiento de estimación debe hacerse con conocimiento mínimo delmétodo minero propuesto, puesto que los diferentes métodos mineros puden afectar eltamaño, forma, y/o ley de la probable reserva minera explotable. los factores mineros másimportantes a considerar en la evaluación de reservas a partir de los recursos son:

1.- El rango de probabilidad de la ley de corte.

2.- El grado de selectividad y el tamaño de las unidades mineras selectivas para losprobables métodos mineros.

3.- Variaciones en el déposito que afectan la capacidad para explotar y/o procesar elmineral.

Estos factores mineros frecuentemente determinan el grado de detalle que serequiere para el modelo de recurso y el grado de dificultad para desarrollar el modelo.

5.2.- Recolección de datos y compositación: Los datos que deben ser recolectados para la

estimación de recurso son los siguientes:

1.- Ensayos de un adecuado número de muestras representativas.

2.- Localización de las coordenadas de los datos muestrales.

3.- Registro de datos los geológicos que desciban la mineralización.



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4.- Mapas de secciones o plantas con la interpretación geológica de la mineralización.

5.- Factores de tonelaje o peso especifico para varios minerales y categorías de rocasesteriles.

6.- Mapas topográficos.

La mínima información que debería incluirse en una base de datos de sondajes es:

1.- Número de sondajes y su identificación.

2.- Longitud de la perforación, coordenadas y cotas del collar.

3.- Intervalos de las muestras y evaluación de datos.

4.- Datos geológicos tales como: litología, alteraciones, oxidación, etc.

5.- Datos geotécnicos como el R.Q.D.

La compositación es un procedimiento mediante el cual los datos demuestras ensayadas son combinados para calcular un promedio ponderado sobre grandesintervalos para generar un número pequeño de datos de gran longitud para usar en laestimación de recursos. En suma la compositación es unpromedio ponderado por distancia.

Los métodos más comunes de compositación son: (1) compositación porbanco, (2) compositación por sondaje, (3) compositación por zona mineralizada.

La compositación por banco es un método usado principalmente para lamodelación en minería a cielo abierto y en dépositos grandes y uniformes.

La compositación por sondaje se calcula usando intervalos de longitudconstante comenzando desde el collar del sondaje o de la parte superior del primer intervaloevaluado. Los compositos DDH son usados cuando los perforaciones son hechas enángulos oblicuos (45° o menos). Este tipo de compositación deberá también usarse cuandola longitud del intervalo muestral es mayor que un tercio de la longitud del intervalo acompositar para prevenir sobredilución cuando las sumas de las longitudes de las muestras

es mucho mayor que la longitud del composito.

La compositación por zona mineral es un método que se usa para prevenir ladilución del composito cuando el ancho del contacto entre esteril y mineral (o baja ley yalta ley) es menor que la longitud del composito.

5.3.- Estadistica básica y distribución de leyes: La estadística básica y la evaluación de la



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distribución de leyes son el primer ánalisis cuantitativo de los datos muestrales y son lasherramientas básicas para generar un ánalisis geológico. La estadística básica debecalcularse para muestras y/o compositos de leyes en cada dominio geológico existente. Estopuede incluir difeentes litologías, tipos de alteración, dominio estructural, zonas con leyes uotras agrupación de datos sobre los que se reconozca una distribución diferentes de leyes.

La estadística que debe ser compilada incluye:

1.- Numero de datos.

2.- Ley promedio, densidad, etc.

3.- Desviación standard y / o varianza.

4.- Coeficiente de variación ( COV ), que es la desviación standard dividida por la leypromedio.

5.- Histograma de leyes.

6.- Distribución de frecuencias acumuladas.

El histograma de leyes y la distribución de frecuencia acumulada son usadopara estudiar la relación entre la distribución estadística de leyes y los parámetrosgeológicos. Si el histograma es acampanado y simetrico, indica una distribución normal. Siel histograma es sesgado a la derecha, indica una distribución lognormal.

5.4.- Modelos de Variogramas: El variograma es la herramienta fundamental husada por

los ingenieros para medir la continuidad espacial de las leyes. El variograma es un graficode la variabilidad promedio entre las muestras versus la distancia entre estas tal como semuestra en la fig. 6. La inclinación y forma del variograma frecuentemente varía en

diferentes direcciones, con el rango incrementandose en la dirección de mayor continuidadde la mineralización. Una guía de calculo de variograma es la siguiente.

1.- Los variogramas deben ser calculados dentro de zonas continuas de mineralización.

2.- La distancia máxima a usar debería ser menor que un medio de la longuitud de la zonamineralizada en la dirección del variograma.

3.- La distancia de máximo alcance, perpendicular a la dirección del variograma debe sermenor que un medio del rango del variograma en la dirección perpendicular.

4.- El incremento por distancia debería ser aproximadamente igual al espaciamientopromedio entre las muestras en la dirección del variograma.

5.- Se requiere un mínimo de treinta pares de muestras para calcular y validar un modelo de



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variograma.

6.- Todas las muestras deben ser del mismo tamaño y deben obtenerse por el mismometódo de muestreo u otros muy similar.

7.- Los datos deben ser desagrupados antes de calcular el variograma.

5.5.- Modelo de Estimación de Recursos: Los modelos de estimacxión de recursosgeneralmente se dividen en (a) Metodo geometrico, calculado manualmente, y (b) Metodosde interpolación, que requieren el uso obligado de un computador.

a) Métodos Geométrico : Se basan en una ponderación geometrica de los ensayos eincluyen a: Metodo de las areás , que es el metòdo más simple de estimación y se basa enla promediación de leyes de acuerdo a la forma del cuerpo; Metodo poliogonal , en el cuala cada intervalo de mineral se le asigna un poligono de influencia , calculandose la ley y el

tonelaje de la misma forma que para el método de area, solo que ahora el área a husar es lade cada uno de los poligonos, los que se forman al bisectar perpendicularmente las lineasque une una muestra con otra ( fig. 7 ); Metodo de los triangulos , similar al anterioreceptp que las áreas son triangulos, y la ley de cada triangulo se basa en el promedio de lasleyes de los vertices de los triangulos.

Los métodos geometricos tienen la ventaja de ser simples y faciles deimplementar. El problema más común de los métodos geometricos es que estos puedensobre estimar el resultado dando a entender una explotación más selectiva de lo que enrealidad es.

b) Métodos de ponderación por movimiento o de interpolación Los métodos: “Ponderación por el inverso de la distancia al cuadrado “ y “ Kriging “ , son los

procedimientos más usados en la estimación de recursos por computadora. Elprocedimiento básico para ambos métodos es:

1) Dividir el cuerpo mineral en una matriz de bloques.

2) Si estan presentes los datos geológicos y serán usados para controlar o modificar laasignación de leyes, debe asignarse a cada blque un codigo geológico.

3) Estimar la ley de cada bloque explorando la base de datos de las muestras y calcular elpromedio ponderado de estas. El promedio ponderado se calcula usando la siguienteecuación :

g* = Σ wi ∗ gi i= 1,2,3,...nDonde:

g* : es la ley estimadagi : es la ley de la muestra i



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wi : es el peso dado a la muestra i.n : es el número de muestras seleccionaldas

c) Consideraciones Prácticas la determinación del tamaño del bloque, anisotropías y elcriterio de selcción de muestras son consideraciones comunes para ambos métodos de

estimación.

Tamaño del Block: los factores que deben ser considerados en la determinación deltamaño del bloque son:

1.- Tamaño del modelo resultante. Debe udarse el tamaño de bloque más grande posible,para optimizar el tiempo computacional y el almacenaje en disco.

2.- Espaciamiento entre sondajes. El bloque es normalmente de ½ a ¼ el espaciamientopromedio entre sondaje.

3.- Datos geológicos. El tamaño del block debe ser como mínimo ½ del tamaño de launidad geológica más pequeña que será modelado.

4.- Método minero. El tamaño del block puede estar relacionado a un método mineropropuesto.

5.- La meyoría de los paquetes de software comerciales para estimación de recursospermiten que cada dimensión del bloque sea diferente y pueden permitir la rotación enteradel modelo a otra orientación distinta de norte a sur.

Anisotropía: Una fuerte anisotropía, o tendencia, se observa frecuentemente en depósitos

que tiene zonas minerales contínuas en cierta orientación. comúnmente aparecen en losvariogramas con grandes rangos en ciertas direcciones.Selección de Muestras: El propósito de generar etapas de selección de muestras, esgenerar un set de datos que sean representativos de la regiónque se encuentra alrededor delblock. Algunas reglas para definir la selección de muestras son:

1.- Las muestras deben ser seleccionadas desde un dominio geológico similar a la de losbloques.2.- El radio máximo debe ser como mínimo igual a la distancia entre muestra. Para unagrilla cuadrada el máximo es la diagonal.3.- El número máximo de muestras está normalmente en el orden de 10 a 20.

4.- El alacance mayor de una elipse u otro modelo anisotrópico puede usarse alineado a latendencia que muestran las leyes o forma del cuerpo mineral.5.- Para prevenir una excesiva extrapolación puede usarse la distancia mínima a la muestramás cercana.6.- Para unúnico sondaje se requiere como máximo tres compósitos.7.- Dibujar las muestras en plantas y/o perfiles, para ayudar a la visualización

d) Métodos de Estimación: “Inverso de la distancia y Kriging: La ponderación por



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inverso de la distancia, es uno de los métodos de interpolación usados en etapas tempranas,se basa en una observación empírica. El peso de cada muestra es proporcional a la potenciainversa de la distancia de la localización del punto de estimación a la muestra. El grado desuavización, o reducciónde varianza, puede ser controlado cambiando la potencia deponderación y otros parámetros. Una potencia muy baja, un radio de búsqueda grande, y/o

un gran número de puntos usados en la estimación dan como resultado más estimacionescontínuas y una gran reducción en la varianza de los valores a estimar. Una potencia muyalta, radio de búsqueda pequeños, y/o menos puntos usados en la estimación, resulta en unamenor reducción de la varianza de los valores estimados y una apariencia más errática delos valores.

El Kriging es el método de estimación geoestadística desarrollado paraproveer una estimación imparcial de leyes, basado en los mínimos cadrados, minimizandoel error de estimación o error de Kriging. Los tipos de Kriging más importantes son:normal, log-normal, indicador y probabilístico; otros menos usados son: el universal, co-kriging, disyuntivo y el soft-kriging.

La estimación por polígonos subestima las toneladas y sobre estima la leypara menores leyes a la de corte. Un corte más alto, sobre estima tanto al tonelaje como a laley. El kriging tiende a sobre estimar las toneladas y subestimar la ley para leyes menores ala de corte. Un corte más alto subestima tanto al tonelaje como a la ley.

e) Selección del Método Estimación de Recurso: La selección de un método deestimación de recursos apropiado depende de la geometría del depósito, la variabilidad dela distribución de leyes, la características del mineral y la cantidad de tiempo y dinerodisponible para realizar la estimación. La geometría del depósito determina la cantidad dedetalles que deben ser interpretados e ingresados a la estimación de reservas. La

variabilidad de distribución de leyes determina la cantidad de suavización requerida para laestimación debloques explotables. Las características del mineral determina como será estimada la ley enlos contactos entre diferentes zonas de leyes. Y la disponibilidad de tiempo y dinerodetermina el detalle y esfuerzo que se entregarán en la estimación.

Las consideraciones para la selección de un método se resume en elsiguiente cuadro:

Baja Variabilidad de

leyes: COV < 0,25

Moderada

variabilidad0,25<COV<0,75

Alta variabilidad

COV>0,75

Geometríasimple:1.Descripcióndel depósito

Tabular, ley ydensidades contínuas.Plano o profundidadconstante

Tabular, grandescápsulas minerales.

Tabular, pequeñascápsulas minerales



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2.Ejemplo dedepósitos

3.Métodos deestimación

Evaporados, hierrosedimentario, caliza ycarbón.

Ley y densidad usandoalgún métodobidimensional:poligonal, triangular,inverso de la distancia,Kriging. Conocimientode las características dela zona mineral, fallas yejes de pliegues

Cobre estratiforme,pórfidos simples decobre y molibdeno

Métodosbidimensionales.Inverso de la distanciao Kriging. Poligonal osecciones con 5 a 15%de dilución

Vetas y placeres deOro, Uranio, Diamantealuvial.

Métodosbidimensionales.Inverso de la distanciao Kriging confunciones derecuperación. Poligonalcon 15 a 35% dedilución.

Geometríamoderadamen

t compleja:1.Descipcióndel depósito



Simple, manto. Leyuniforme, perodensidad errática,pliegues suaves o fallassimples

Bauxita (densidad

variable,Niquellaterítico (densidadvariable), Domos de sal Estimación de ley,densidad y elevaciónusando un métodobidimensional. Debedefinirse la estructurageológica. Lavariabilidad de

densidad puededificultar la predicción

Geometría simpletridimiensional. Leymoderadamentevariable.

Pórfidos cupríferos.Pórfidos de molibdeno

Inverso de la distanciao Kriging con controlesexternos para definir laforma y la tendencia delas leyes. Métodospoligonal y seccionalpueden usarse, perorequerirán una

corrección de varianza:dilución-volúmen.

Geometría simpletridimensional.Geometría pequeña,bidimensional, concápsulas minerales máserráticas. Plegaciónsimple y fallas.

Stockwork y otros tiposCarlin. Metales bases

volcanogénicos

Inverso de la distanciao Kriging confunciones derecuperación. Métodospoligonal o desecciones con 15 a 35%de dilución.

GeometríaCompleja: 1.Descripcióndel depósito

Depósitos simples quehan sido severamenteplegados y fallados

Geometría complejadebido a fallas,pliegues o múltiplescontroles de

Depósitos con leyesextremadamentevariables y altamentetorcidos, formas



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Talco y Yeso(deformado)

Métodos de seccionescon definicionesdetalladas de lasestructuras geológicas.Dificultad para definirla geometría pormodelos de bloquestridimensional y

métodosgeoestadísticos.

mineralización.

Skarns de tungsteno(plegados y fallados).Skarn de metales bases(forma errática).Pórfidos de Cobrecombinados con skarns

locales oreemplazamientos(controles múltiples)

Métodos de seccionescon ingreso de detallespara describir lasestructuras geológicasy/o zonas. Los métodosgeoestadísticos puedenser apropiados, pero se

dificulta suimplementación porcausa de la complejageometría.

minerales complejas.Continuidad típicapequeña entre zonasminerales individuales.Envoltura mineral

general definible, perocon 50% o menos demineral.

Depósitos de Oroarqueado. Rollosfrontales de Uranio.

Estimación muydificultosa. El tamaño,forma y ley no sonpredecibles localmente.métodos de secciones,áreas y KrigingIndicador sonaplicables. Error típico

de 50 a 100%. Tonelajefrecuentemente sobreestimado por causa deun modelo geológicoincorrecto.

6.- Clasificacion De Reservas Y Recursos

En el proceso de estimación de los recursos y las reservas existen dosfactores de incertidumbre. El primer factor tiene como rigen las extrapolaciones e

interpolaciones necesarias para inferir de unos pocos datos la realidad de todo un conjunto,y el segundo lo introducen las condiciones económicas del mercado y el nivel tecnológicode la industria.

El procedimiento de clasificación del mineral dentro de un depósito sefundamenta en tres criterios básicos: viabilidad económica, certidumbre geológica yrecuperación del mineral.



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6.1.- Sistema de Clasificación

A grandes rasgos, existen dos esquemas básicos de clasificación: reserva deminaral, al que se ha prestado la mayoría de las atenciones durante las últimas décadas, y

recursos de mineral, que ha aparecido más recientemente.

“Recurso” es aquella masa de mineral que se conoce o simplemente se creque existe, de tal forma que su extracción es económicamente viable o lo es potencialmenteen el futuro.

“Reserva” es aquella parte de los recursos identificados que se puedenexlotar económicamente con la tecnología y condiciones económicas actuales o a muycorto plazo.

6.2.- Clasificación de Reservas

Exiten dos tipos de clasificaciones en la actualidad, el primero es un sistemaadoptado por varios países europeos, en el cual las reservas se clasifican en función delmargen creciente de error en la estimación; el segundo es aquella propuesta por el U.S.Bureau of Mines y el U.S. Geological Service de Estados Unidos. A continuación se dará aconocer esta última clasificación.

a) Reservas Medidas: Son de aquel mineral cuyo tonelaje se ha calculado mediantemedidas hechas en afloramientos, trincheras, labores mineras y/o sondajes, y para loscuales la ley se ha calculado a partit de los resultados de un muestreo adecuado. Los

puntos de investigación, muestreo y medida están espaciados de tal manera y el caráctergeológico está tan bien definido que el tamaño, forma y contenido del mineral puedenser muy bien fijados. Error de estimación menor del 20%.

b) Reservas Indicadas: Están formuladas por aquel mineral cuyo tonelaje y ley se hancalculado parcialmente a partir de medidas específicas , muestras o datos deproducción, y parcialmente de la proyección a una distancia razonable en áreas deevidencia geológicas. Los puntos disponibles para la investigación, medida y muestreoson demasiados amplios o muy espaciados para delimitar completamente el mineral opara establecer completamente todas sus leyes.

c) Reservas Inferidas: Es aquel mineral para el cual la estimación cuantitativa estábasada fundamentalmente en el conocimiento geológico del yacimiento con pocas

medidas o muestras

6.3.- Clasificación de Recursos

Existen dos sistemas de clasificación de recursos, el primero fuedeterminado por el Canadian Department of Energy; y el segundo por el U.S. GeologicalSurvey, U.S. Bureau of Mines y la Securities Exchange Comission de Estados Unidos. A



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continuación se dará algunos conceptos de esta última clasificación:

a) Recursos Original: Cantidad de un recurso antes de su explotación.b) Recurso Identificado: Recursos cuyos emplazamiento, ley , calidad y cantidad se

conocen o se han estimado por pruebas geológicas específicas.

c) Recurso Demostrado: Se utiliza para designar la suma de recursos medidos eindicados. d) Recurso Medido: La cantidad se calcula por las dimensiones reveladas en

afloramientos, trincheras, labores y sondeos. La ley y la calidad se calculan a partir delos resultados de un muestreo detallado.

e) Recurso Indicado: La cantidad, la ley y la calidad se calculan a partir de informaciónsimilar a la utilizada para recursos medidos, pero los lugares para inspección, y tomasde muestras están a mayor distancia.

f) Recurso Inferido: Las estimaciones se basan en una supuesta continuidad más allá delos recursos medidos e indicados, para los cuales existen pruebas geológicas.

7.- Ritmo De Produccion¡Error! Marcador no definido.

7.1.- Consideraciones Preliminares

En todo proyecto minero se hace necesaria la determinación de la vida del proyecto,para así deducir la tasa de producción requerida.

De acuerdo, con la teoría la tasa de producción se puede calcular en función deltonelaje total del yacimiento.

Si de un yacimiento no se conoce el total de las reservas, se asume el ritmo deproducción en función de la capacidad de tratamiento de la planta concentradora.

De esto surgen dos alternativas a tener en cuenta :

1.- Mantener el ritmo de producción fijado por las reservas cubicadas.

2.- Aumentar el ritmo de producción y mantener el período de operación de lamina.

Del punto de vista económico la segunda alternativa es la más ventajosa, pues siaumentan las reservas sólo aumentan los costos variables, lo que mantiene la inversión.



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7.2.- Estimación de la capacidad y ritmo de producción

Los tipos de factores que intervienen en éste cálculo son: económicos, técnico-operacionales y de mercado. Luego capacidad se deduce en base a :

- Mercado según oferta y demanda.- Maximizando el VAN- Recursos disponibles ( energía, agua, etc. )

De aquí se elige la capacidad que resulte menor.

El mercado de un producto está de acuerdo a la demanda de este, para satisfacer lasnecesidades de éste, originando:

- Que la demanda sea tal que no provoque limitación de los tamaños deproducción.

- Que la demanda sea igual al tamaño mínimo posible.

- Que la cantidad demandada sea tan pequeña que no alcance a justificar eltamaño mínimo.

Taylor define cualitativamente este problema de la determinación de la capacidadinicial de una mina, en la que supone un ritmo de explotación fijo.

Un ritmo de explotación demasiado pequeño no permite la economía de escala y dalugar a que los posibles ingresos vengan de forma muy lenta. Por el contrario si el ritmo esrápido aumenta la inversión inicial por encima de la que se puede recuperar en la vida útil delproyecto.

7.3.- Ritmo de produccion

Una vez que se ha definido el método de explotación, quedan dos variables de diseñopor fijar, que son : Ritmo de Producción de la Mina y Grado de Utilización de esa Capacidad,esto para cada una de las unidades mineras consideradas a lo largo del tiempo, se debeconsiderar de gran importancia la capacidad de los stock intermedios de mineral cuando se estéoptimizando el ritmo.



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El grado de utilización de la capacidad se considera en un principio, no de muchaimportancia, aunque una vez diseñada la instalación, esta variable debe considerar lasfluctuaciones de las cotizaciones de los metales.

Para la optimización del ritmo de producción se debe tener en consideración lo

siguiente:

- Se considera que los costos de operación están integrados por una componenteque es fija o independiente del ritmo de producción o que depende del tiempo yque además es función directa del número de unidades de mineral explotadaspor unidad de tiempo.

- Si se consideran los distintos niveles de producción y capacidad de un sistema,puede esperarse que para un nivel particular, los costos unitarios sean mínimosy que los costos de operación se incrementen para producciones mayores omenores que la indicada. los costos de operación mencionados son los costos

totales mínimos de operación para cada nivel de capacidad.

- Los resultados óptimos para el VAN y la TIR, pueden mejorarse si en lugar deconsiderarlo fijo se le estima variable. Si se considera que los precios de losmetales y los costos de operación son fijos pueden obtenerse mejores resultadospor medio de un ritmo de producción mayor que el que se indica en el guiónanterior.El VAN y la TIR son optimizados por ensayos repetitivos con combinacionesposibles de variables de decisión. El esquema óptimo de ritmos para el VAN seobtiene por la técnica de programación dinámica, que en pocas palabras seresume : la Optimización sólo se puede conseguir si existen condiciones

óptimas en el futuro.

- Un aprovechamiento importante de la flexibilidad de los ritmo de producción,está en la optimización a corto plazo, es decir, produciendo por encima de lacapacidad nominal cuando los precios de los metales están altos.

8.- Ley De Corte

Antes de estudiar la ley de corte es necesario haber establecido un inventariode reservas en que se recojan los tonelajes disponibles y las leyes medias para distintasleyes de corte aplicadas al modelo del yacimiento. Este inventario de reservas se realizaráen la planificación de largo plazo y se irá actualizando en conforme avance la investigacióngeológica. El inventario puede definirse en forma de una función contínua estimada para elyacimieto, pero más frecuentemente se obtiene sumando los distintos bloques de mineraldel modelo.



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Al calcular la ley de corte del yacimiento las hipótesis de trabajo durante la,optimización de la ley de corte serán las siguientes: el ritmo de producción es constante y laexplotación se lleva a cabo con una ley media del inventario mineral por encima de tal leyde corte.

Es probable que, para una explotación minera dada, exista un punto de costode operación mínima por unidad minera extraída y tratada con una ley de corte específica.Tal ley de corte representa el nivel en que el sistema trabaja de forma más eficiente. Conleyes de corte por encima de este punto mínimo, los costos operativos tenderán a aumentardebido a la mayor selectividad minera que se requiera, mientras que con leyes de corteinferiores aumentarán los costos de tratamiento.

Para una ley de corte en particular, los ritmos de producción mayoresreducen la vida de la mina, aumentando los costos de capital equivalentes por unidadminera. Las tasas de actualización muy elevadas también aumentan estos costos de capital.

Los distintos criterios de decisión se optimizan para diferentes leyes decorte, pudiendo establecerse las siguientes relaciones entre los costos e ingresos con la leyde corte:

1. Si no se considera el valor temporal del dinero, las curvas se obtendrán para una tasa deactualización nula.

2. Si el yacimiento es infinitamente grande, la ley de corte óptima será la que maximice elflujo de caja anual equivalente.

3. Como los yacimientos de minerales no suelen ser infinitamente grandes, se deberánmaximizar los flujos de cajas actualizados.

4. La TIR máxima de la inversión se conseguirá para una ley de corte situada a la

izquierda de la que genera un flujo de caja total máximo, pero a la derecha de la que daun flujo de caja anual equivalente máximo para una tasa de actualización igual a la tasade retorno máxima.

Para el caso del VAN y la TIR, como criterios económicos, puedenalcanzarse mejores resultados si se permite que las leyes de corte varíen durante la vida delproyecto.

Para propósitos de este análisis, la ley de corte se define como la ley con laque se realiza la separación del mineral del yacimiento del resto del material que seabandona. Si se prevé que el material inicialmente rechazado por aplicación de la ley de

corte sea explotado en una etapa posterior, el análisis debería ser consideradoconceptualmente como un plan de secuencia de explotación mejor que de ley de corte. Sinembargo, ambos análisis coinciden en una gran parte. Un uso más realista de la ley de corteestá en su determinación con unas condiciones futuras dadas. Generalmente, en la etapa deplanificación a largo plazo no son ejercicios que se realicen con frecuencia, pero tienen ungran valor desde el punto de vista de cuantificación de la incertidumbre.

Hasta el momento se ha hablado de una ley de corte general para toda la



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operación. Pero se puede considerar una serie de leyes de corte en puntos o procesosestratégicos de la explotación y beneficio. Ejemplo de tales leyes de corte son: ley de cortede los bloques a explotar, ley de corte del mineral enviado al concentrador, etc. Este tipo deleyes se verán más más adelante en planificación de mediano plazo.

9.- Estudios De Mecanica De Rocas

GeneralLa geomecánica es fundamental para la planificación minera de largo plazo.

Las aberturas y la estabilidad de labores son funciones críticas para algunas operacionessubterráneas. En la etapa de exploración de un proyecto minero o de una expansión minera,los datos geomecánicos deben ingresarse para suministrar información que será utilizada enla elección del método de explotación. Para cada testigo se deben establecer: un RQD,datos de fracturas, datos de esfuerzos y una descripción geomecánica detallada. En lasminas grandes, con agresivos programas de exploración, se realizan dos tipos de estudios -

el primero, geológico para el control mineral, y el segundo geomecánico, para lascaracterísticas físicas. La obtención correcta y exacta de los datos geomecánicos en la fasede explotación es crítica, porque en esta etapa aún existe un alto riesgos de fracaso.

Geomecánica y Diseño Minero

El diseño minero es esencialmente un proceso iterativo, mediante el cual esposible aproximarse a una solución integral que maximice los objetivos fijados para elhorizonte de planificación de la empresa. De acuerdo a esta concepción el diseño resulta de uncompromiso de factores económicos, geotécnicos, geológicos (leyes y mineralización) y

diversos aspectos prácticos. En algunos casos estos factores presentan grados de incertidumbreimportantes, en otros sólo se dispone de evaluaciones cualitativas, por lo cual existe unamarcada tendencia a sobrevalorar aspectos prácticos, inmediatistas pero bien conocidos, porsobre los otros factores.

El riesgo que esto implica en el largo plazo puede ser minimizado, basando losdiseños en sólidas bases de ingeniería. En este aspecto un programa de Geomecánica constantepuede ser de invaluable ayuda.

Se debe destacar también que el diseño minero no termina en la etapa deingeniería de un proyecto, sino que por el contrario, es el control de su aplicación real a lo

largo de la vida del proyecto lo que permite validar estimaciones y supuestos, y establecer losajustes necesarios a un diseño exitoso. Las aplicaciones prácticas de la Geomécanica se puedenencontrar en cada fase del desarrollo de un proyecto de explotación, como también en losproblemas cotidianos que un operador observa en terreno.

Los criterios geotécnicos han sido de relevante importancia en lossiguientes aspectos :



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-Determinación del esquema general de la explotación al recomendar el número máximo defrentes de explotación por nivel.

Esto fija, en conjunto con el ritmo de explotación, el tiempo en el cual los diferentesniveles de explotación deben ser desarrollados.

-Determinación de la secuencia de extracción. Esto fija el perfil de leyes que puede serobtenido e impone una restricción a la selectividad de la explotación.

-Determinación del grado y tipo de mecanización al recomendar la geometría (orientación yforma) y tamaño de galerías.

No menos importante es el resultado de los controles geotécnicos permanentesque se realizan, los cuales han permitido realizar ajustes a la fortificación empleada, fijar losparámetros de planificación en relación a los desarrollos y construcción del nivel deproducción, y determinar las velocidades máximas de incorporación de área que pueden seralcanzadas en roca primaria.

Información Geomecánica

La recopilación de información geomecánica tiene como objetivo el conocer laspropiedades físicas de las rocas y el comportamiento de esta, en respuesta al diseño minero.

La información básica es obtenida usando los testigos de sondajes.Posteriormente, una vez que existan accesos disponibles, se completa la información requeridamediante los ensayos de terreno.

i) Propiedades de la masa rocosa :

a) Información de sondajes :

En los comienzos, la información proveniente de sondajes de reconocimiento esla única disponible. Los testigos entregan información sobre las propiedades de la masa rocosay antecedentes cualitativos sobre el estado de esfuerzo in-situ.

b) Propiedades Físicas de las Rocas :

Las propiedades fisicas de las rocas son usadas como input en los modelosnúmericos, y en estudios sobre criterios de fallas y comportamiento de la roca.

c) Mapeo Geológico Estructural :

El mapeo geológico estructural se realiza una vez que están accesibles los



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nuevos desarrollos de un área en estudio, recopilando la siguiente información en mapa aescala 1:1000 :

- Tipos de rocas y sus contactos- Estructuras presentes

- Abundancia relativa de estructuras- Alteración de la roca- Sobreexcavación- Presencia de agua

Este tipo de información se mantiene, con diferentes grados de detalle, en todaslas galerías de una mina.

d) Mapeo de sobreexcavación :

La sobreexcavación es producto de la falla de la roca en el entorno de unagalería como consecuencia del alto valor del esfuerzo in-situ y las propiedades de la roca.

e) Esfuerzos In-situ :

Los esfuerzos in-situ o campo de esfuerzos son aquellos actuantes en un puntodel macizo rocoso, y fuera de la zona de concentración de tensiones originada en el entorno detoda excavación subterránea.

El conocer el campo de esfuerzos es un requerimiento básico en el proceso dediseño y es esencial para evaluar la estabilidad de las estructuras subterráneas.

En explotaciones mineras, la importancia de conocer estos esfuerzos radica enque ellos son empleados en los modelos de diseño de labores, haciendolas más estables, ypermitiendo maximizar recuperaciones, eficiencia y seguridad en las operaciones mineras.

ii) Comportamiento de la Masa Rocosa

Con el propósito de evaluar el comportamiento del macizo rocoso en respuestaa un diseño definido, se han creado varios mecánismos de control que basicamente miden

deformaciones, presiones, ruidos de rocas y daños en las galerias o estructuras subterráneas.

En el diseño minero es esencial conocer los problemas que provoca unaexplotación mal diseñada, esto con el objeto de mantener la estabilidad de las galerias,minimizar riesgos de explosión de roca, etc.



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10.- Tratamiento Mineralúrgico

La planificación mineralúrgica tiene como objetivo básico determinar elproceso por el cual el mineral puede ser recuperado o convertido en un producto vendible.

Para esto es imperativo que desde los primeros instantes exista una estrecharelación entre los geólogos, ingenieros de minas y metalurgistas. El diálogo abierto y fluídoentre los diferentes especialistas permitirá intercambiar experiencias y relacionar los datosde la exploración.

Cualquier investigación mineralúrgica se basa en el desmuestre delyacimiento y en el ensayo y análisis de los minerales. La naturaleza de los mismos marcaen esos primeros instantes las diferentes alternativas de proceso, dentro de la investigación,en el programa de ensayos en el laboratorio que se deben llevar a cabo con muestrasrepresentativas de las diferentes secciones del yacimiento. Los ensayos, normalmente

incluyen los siguientes apartados: trituración y molienda, concentración y separación, yextracción.

11.- Métodos de Explotación

11.1.- Minería Cielo Abierto V/S Subterránea

La primera comparación de los métodos de superficie y subterráneos, sedistinguen la localización de la mina. En resumen las características de la minería en

superficie y subterránea, proporciona algunas observaciones en general en la fuerza ydebilidad de cada grupo de métodos.

Condiciones de Depósito

1. Dureza de la mena: para algunas superficies apropiadas, aunque algunos métodosrequiere extracción de solución acuosa, en rangos débil subterráneos (soporte ometodos caving) a fuertes (métodos sin soporte)

2. Roca dura: similar a la dureza de la mena, con superficie más versátil; métodossubterráneos limitados a aplicaciones epecíficas.

3. Forma del depósito: Para superficie preferentemente tabular; o masivo si es eje

principal horizontal; en subterráneo es más versátil, rangeando de tabular o masivo airregular.

4. Depósitos sumergidos: aplicable a cualquier superficie pero prefrentemente llana,versátil en subterráneo, variando de llano a escarpado.

5. Tamaño del depósito: Usualmente requiere largos moderados para cielo abierto;variable para subterráneo, pero usualmente pequeño y delgado (ambos métodos el desuperficie y subterráneo requiere métodos de gran escala en depósitos largos)

6. Ley de mineral: En depósitos de Cielo abierto es más conveniente la ley baja; en los



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depósitos subterráneos requiere leyes altas a moderadas (exceptos para métodoscaving).

7. Uniformidad de la Mena: Ambos métodos, cielo abierto y subterráneo, son de rangomuy extenso, desde variables a uniforme (generalmente, la mayoría de los métodosrequiere uniformidad).

8. Profundidad: Los métodos de superficie (excepto borehole) están limitados porsuperficie moderada; Los métodos subterráneos es variable, pero los métodos desoporte o métodos caving pueden tolerar grandes profundidades.

Mientras que muchos depósitos tienen influencia significativa de lacondición de esfuerzo en la selección del metodo de explotación, es evidente que entre losmás distinciones más críticas entre subterráneo y superficie es la ley y la profundidad. Silos depósitos son de baja ley, es preferible los métodos superficiales, pero si están enprofundidad, solamente es factible algún método subterráneo.

Características de los Métodos

No podemos comparar todas las características asociadas a los métodossuperficiales y subterráneos, pero podemos hacer notar las principales ventajas ydesventajas de es estos dos.1. Costo Minería: Excepto en raros casos, los costos relativos (excepto para canteras) son

significativamente menores para minería superficial; en subterráneo es variable,bajando en los caving y subiendo en los metodos con soporte.

2. Ritmo de Producción: Todos los métodos de superficie (excepto las canteras) el ritmoes moderado a alto; en subterráneo es bajo a moderado (excepto para los métodoscaving y algunos sin soporte que son altos)

3. Productividad: Los métodos de superficie son muchos más alto que los métodos

subterráneos y en casi todos los casos.4. Inversión de Capital: Generalmente grandes para superficie, pero grande para

subterráneo, los equipos de superficie son más expansivos, pero para desarrollosubterráneo es más costoso.

5. Velocidad de Desarrollo: más rápido para métodos superficiales.6. Capacidad de Profundización: Limitado para los superficiales; en subterráneo rango

limitado (sin soporte) a casi ilimitado (con soporte).7. Selectividad: Generalmente menos selectivo para métodos superficiales, variable para

los subterráneos.8. Recuperación: Generalmente alto para superficie (exceptos los acuosos), y variable de

bajo a alto en subterráneo.

9. Dilución: Generalmente menor para los métodos subterráneos (excepto para losmétodos caving).

10. Flexibilidad: En los métodos subterráneos tiende a ser mejor que en los superficiales,aunque en los superficiales puede ser más adaptable a los cambios.

11. Estabilidad de las aberturas: Generalmente alta para los superficiales; más dificultosaen los métodos subterráneos aunque se sostiene.

12. Riesgo Medioambientales: Sustancialmente altos para los superficiales, excepto que lasubsidencia puede ser severa por los métodos subterráneos (para los métodos caving).



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13. Disposición de Desechos: Puede tener serios problemas para los métodos superficales,pero es menor en los subterráneos.

14. Salud y Seguridad: Vastamente superior para superficie.

De las características de arriba, las más importantes que favorecen a la

minería a cielo abierto o métodos superficiales son los costos, ritmo de producción,productividad, recuperación y Salud y seguridad. En cambio para los métodos subterráneossoportados las características que le favorecen son la profundidad, selectividad, dilución,riesgos medioambientales y disposición de desechos.

11.2.- Métodos Subteráneos

En labores subterráneas se practican varios métodos diferentes de minería.Sin embargo, los métodos que se pueden aplicar en cualquier yacimiento son realmentepocos en número y están determinados por factores tales como: potencia, configuración,

profundidad, grado de mineralización y estabilidad del suelo.

a) Realce por Subniveles (Sublevel Stoping)

El realce por subniveles permite la excavación de cámaras abiertas o tajos,que están vacíos o rellenados, cuando el mineral ha sido extraído. Estas cámaras a menudotienen mucha amplitud, especialmente en altura. Los hastiales no están sostenidos, pero enlos criaderos de grandes dimensiones, el mineral puede ser dividido en varias cámaras,entre las cuales se dejan macizos verticales que sirven como pilares.

La perforación se realiza principalmente con taladros largos. Normalmentese utilizan taladros en anillos o abanicos, pero en filones reducidos se utilizan tambiéntaladros paralelos. La longitud de los taladros, varía con la extensión del mineral y ladistancia al transversal más próximo. La irregularidad de los límites del filón determinará ladistancia entre los subniveles. Disminuyendo las distancias mejora el control de pérdidas ydilución en el mineral. Varios métodos de pilares son normalmente utilizados encombinación con el realce por subniveles (Fig. 8 ).

b) Cámaras y Pilares (Room and Pillars)

En la explotación por cámaras y pilares el mineral es excavado tanto comoes posible, dejando pilares para soportar el techo y los hastiales. Las dimensiones de lascámaras y pilares depende de los factores tales como la estabilidad del mineral y loshastiales, la potencia del criadero y el empuje de la roca. Los pilares se disponengeneralmente en forma regular y pueden ser de sección circular o rectangular o bien enforma de muros que separan los tajos. El mineral que queda en los pilares puedeocasionalmente extraerse, pero en general se considera perdido.



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Este método se emplea principalmente cuando el yacimiento tiene una

posición razonablemente horizontal. El yacimiento debe ser de un espesor normal y, otrorequisito es que tanto el mineral como la roca que lo rodea tenga una estabilidad aceptable.El método es empleado a menudo con minerales no metálicos, como carbón, caliza, sal,

potasa, etc. (Fig. 9 y 10 ).

c) Cámaras - Almacén (Shrinkage)

En este sistema el mineral se arranca en tandas horizontales empezando porabajo y avanzando hacia arriba. Parte de la roca volada se deja en la cámara donde seutiliza tanto como plataforma para continuar el trabajo como para soportar los hastiales.

La voladura incrementa el volúmen del mineral en un 70%aproximadamente, por lo que continuamente debe retirarse el 40% del mineral con el objeto

de dejar suficiente espacio entre el techo y el piso formado por la roca. Cuando las laboresde arranque alcanzan el límite superior , se termina y extrae el 60% del mineral restante.Galerías transversales para cargar sobre vagones de mina o carga con equipo diesel es lonormalmente empleado.

Los grandes criaderos son explotados en varias cámaras separadas, divididaspor pilares que son abandonados para soportar los hastiales. Cuando se ha completado laextracción principal, es posible recuperar también el mineral de los pilares (Fig. 11 ).

d) Corte y Relleno (Cut and Fill)

En el método de corte y relleno el mineral se trabaja en capas horizontales.Los trabajos empiezan por la base de la cámara y avanzan ascendentemente. La rocavolada se saca de la cámara. Cuando se ha extraído una sección del mineral, el espaciovacío se relleno con su volúmen correspondiente de relleno, que sirve tanto de soporte delos hastiales como de piso cuando el trabajo continúa en la capa próxima. El materialutilizado como relleno puede consistir en estéril producido en la preparación de la mina,que se extiende por medios mecánicos sobre la cámara. En la moderna minería de corte yrelleno, predomina el relleno hidráulico. Aquí el relleno consiste en estéril finamentemolido o arena, mezclado con agua. El material es transportado al interior de la mina ydistribuído por medio de tuberías. Cuando escurre el agua queda un relleno compacto con

una superficie suave. De vez en cuando el material se mezcla con cemento para dar unrefuerzo especial al techo de forma que el piso quedará más firme y mejor para trabajarsobre él. Una aplicación similar es el corte inferior y relleno. En proceso de mineríadescendente, el relleno es utilizado como techo. El corte inferior y relleno es costoso y esutilizado solamente para yacimientos con alto contenido de mineral y pobre estabilidad (Fig. 12 ).



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e) Hundimiento por Subniveles (Sublevel Caving)

En el hundimiento por subniveles se corta el cuerpo mineral por subnivelesseparados verticalmente de 8 a 15 metros. Las galerías se avanzan al mismo tiempo que elsistema normal de perforación y cubren la totalidad del yacimiento. En el caso de cuerpos

minerales extensos las galerias de niveles cruzan el yacimiento desde una galería principala lo largo del muro; en yacimientos estrechos (con menos de 20 metros) las galerías sedesarrollan siguiendo la dirección.

Desde las galerías de nivel, el yacimiento se perfora ascendentemente enabanico. La voladura de los abanicos se comienza por el techo o término del mineral y secontinúa hacia el muro o punto de referencia.

Cuando se vuela un abanico el mineral cae por gravedad dentro de la galería,donde se carga y transporta a un pique de traspaso. El mineral es reemplazadogradualmente por material hundido del techo y/o material de relleno de la capa superior.

Esto significa que el mineral se mezcla con estéril y esta mezcolanza aumenta en cadanuevo ciclo de carga. Cuando la mezcla de estéril alcanza un cierto límite, generalmenteconocido como grado de corte, se para la carga y se vuela un nuevo abanico.Consecuentemente, hay un porcentaje de mineral no recuperado. Esta mezcla puede variarentre un 10 y un 30%, y el mineral perdido entre el 5 y el 20%.

Para acelerar el trabajo del equipo encargado de la carga de explosivo, puedeutilizarse un dispositivo electro-acústico para medir la longitud del taladro perforado ( Fig.13 ).

f) Hundimiento de Bloques (Block Caving)

En el hundimiento de bloques el mineral es dividido en grandes bloques conun corte horizontal, generalmente superiores a 1000 metros cuadrados. El bloque se socavacompletamente por la base, por ejemplo volando una capa horizontal, lo que deja sin apoyoel mineral que está por encima.

Esta socavación crea una fractura sucesiva del mineral, que gradualmenteafecta al bloque completo. La alta presión creada por la gravedad rompe el mineral por laparte inferior del bloque. La fragmentación permite que el mineral sea extraído desde elpunto de evacuación ( Fig. 14 ).

11.3.- Seleccion Del Metodo De Explotacion¡Error! Marcador no definido.

En el pasado la selección de los sistemas o métodos de explotación para nuevosyacimientos se basaban principalmente en la experiencia con tipos similares de yacimientos yaen producción y en sistemas usados en la zona del yacimiento.



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La elección de estos sistemas fue modificada en los años siguientes, pasando a

basarse en condiciones del terreno y características geomecánicas del macizo rocoso.Hoy en dia las grandes inversiones necesarias para poner enmarcha un sistema de explotacióno cambiar uno ya existente, hacen imperativo que los métodos examinados durante el estudio

de factibilidad, tengan una alta probabilidad de lograr la producción proyectada.En este capitulo se presenta un proceso numérico desarrollado por David E. Nicholas, para laelección de un sistema de explotación.

Aunque la experiencia y juicios ingenieriles, no obstante proporcionan unaexcelente ayuda en la elección del método de explotación, subsisten diferencias en lascaracterísticas de cada depósito, las cuales pueden afectar la elección del sistema deexplotación.

Por esto deben considerarse los siguientes parámetros en la elección de unsistema de explotación.

a) Geometría y distribución de leyes del yacimiento.b) Competencia del macizo rocoso, tanto en la zona mineralizada como en la caja yacente y enla caja colgantec) Costos de explotación y requerimientos de capital.d) Ritmo de produccióne) Tipo y disponibilidad de mano de obraf) Consideraciones ambientalesg) Otras consideraciones específicas del lugar en donde se encuentra el yacimiento.

El método Nicholas consta en su desarrollo de dos etapas. En una primera etapa

se considera una visión detallada de los dos primeros parámetros y se procede a un rankeadode los sistemas de explotación más convenientes. En la segunda etapa se estudian respecto delos restantes parámetros los sistemas preseleccionados en la etapa 1 para finalmente decidircual sistema es el más adecuado de acuerdo a las consideraciones técnicas y económicasanalizadas.

A.- Primera etapa.

En esta etapa se describe el depósito en términos geométricos, grado dedistribución y propiedades mecánicas de la roca. Con el uso de estos parámetros, el método deexplotación puede ser clasificado para determinar cual es el más aplicable.

Estos pueden ser estimados en términos generales de minería y costos decapitalización, producción, tipo y disponibilidad de personal, el medio ambiente concerniente yotras consideraciones específicas.

Datos requeridos :



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Los parámetros de mayor importancia que se requieren para la selección de unmétodo de explotación y el equipo inicial, son las secciones y perfiles geológicos un modelo aescala del depósito y, las características mecánicas de la roca huesped, la caja yacente y la cajapendiente. Gran parte de estos parámetros se pueden obtener de los sondajes, el no ser tomadosdurante el registro inicial de testigos, estos perderán.

a) Geología :

La interpretación de la geología es de una importancia fundamental en laevaluación de de cualquier yacimiento. Las secciones geológicas y los perfiles, los cualesmuestran los tipos de roca, zonas de alteración y estructuras mayores tales como fallas, vetasejes de pliegues deben efectuarse antes que nada. Es aconsejable para definir las zonas dealteración confeccionar un set de planos, los cuales pueden sobreponerse con objeto de obteneruna mejor visión, estas secciones y perfiles pueden ser confeccionados a escala, de manera quepuedan ser utilizados en la etapa de planificación de la mina.

El trazado de las secciones debiera ser a una escala real, más allá de cualquierexageración vertical, debido a que se hace más fácil visualizar la posición relativa de laslabores. El área incluida en los planos debiera extenderse horizontalmente en todas lasdirecciones 1,75 compaces de profundidad alrededor del límite del cuerpo mineralizado. Unárea de estas dimensciones puede parecer excesiva, pero garantizará que exista bastanteinformación para evaluar el límite de la mayor superficie

a remover apta para la explotación. Toda esta información es imprescindible para la ubicaciónde piques, socavones e instalaciones.

b) Geometría del depósito y el grado de distribución :

En el desarrolo de la etapa 1, referente al proceso de selección del método deexplotación, se definen la la geometría del depósito se definen en términos de su forma global,espesor de la mena y profundidad (Tabla 1). El grado de distribución se define comogradacional, uniforme o errático.

Definida la geometría y el grado de distribución de un depósito, es necesariodesarrollar un modelo a escala. Dependiendo de la complejidad de la geología y, como esta secomprenda será el modelo construido. El modelo a escala debe ser puesto en las secciones yperfiles en la misma escala como el mapa geológico y será configurado por grados a los

cuerpos serán colocados por categorías. Estos contornos o secciones coloreadas y perfiles alsobreponerse en las secciones geológicas y los perfiles, indicará la roca predominante, ademássu afinidad dentro del cuerpo mineralizado.

Tabla 1: Definición de la geometría del depósito y distribución de leyes

Forma general :



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- Equidimensional : Todas las dimensiones son del mismo orden demagnitud

- Cuerpos tabulares : Dos dimensiones son varias veces el espesor, el cual

normalmente no excede los 100 metros.- Irregular : Las dimensiones varían a corta distancia.

Potencia del cuerpo mineralizado :

-Estrecho: < 10 m-Intermedio: 10 m - 30 m-Grueso: 30 m - - 100 m-Muy grueso: > 100 m

Manteo :

- Suave: < 20°- Intermedio: 20° - 55°- Pronunciado: >55°

Distribución de leyes :

-Uniforme: La ley de cualquier depósito no varia significativamenterespecto a la media del depósito total.

- Gradacional: Los valores de ley tienen características zonales y lasleyes varían gradualmente de un punto a otro.

-Errática: Los valores de leyes varían radicalmente a cortas distanciay no presentan ningún patrón discernible en sus cambios.

c) Caracteristicas Mecanicas De La Roca



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En la etapa 1, las características mecánicas de la roca son necesarias para serclasificadas, de este modo la mecánica de roca proporciona una idea general del depósito. Unsistema de clasificación numérica ha sido postulado por Deer, 1968; Coates, 1970; Bieniawski,1973; Borton, 1974; Laubscher, 1977. Todos estos sistemas incluyen la cubicación básica de lamineralización (roca intacta), resistencia y algunas dimensiones de la intensidad de fractura. La

clasificación de los sistemas de Bieniawski, Borton y Laubscher, usan parámetros individualespara calcular toda la calidad de la masa rocosa. La definición de resistencia de la sustanciarocosa, fallas longitudinales y resistencia al cizalle se usan en la selección de métodos como semuestra en la tabla 2.

Tabla 2: Caracteristicas de Mecánica de Rocas

Resistencia del macizo rocoso (R uniaxial/Pr carga)

-Débil < 8

-Moderado 8 - 15-Resistente >15

Espaciamiento de fracturas

frac./mt. RQD%

-Muy cercanas > 16 00 - 20

-Cercanas 10 - 16 20 - 40-Espaciadas 03 - 10 40 - 70-Muy espaciadas < 03 70 -100

Resistencia al cizalle de las fracturas

- Débil :Existen diaclasas limpias con superficies muy suaves orellenadas con un meterial cuya resistencia es menor que la

sustancia rocosa

- Moderada :Diaclasas limpias con una superficie rugosa

- Resistente :Existen diaclasas rellenas con un material cuya resistencia esigual que la resistencia de la sustancia tocosa



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La masa rocosa comprimida está en el radio de la compresión uniaxial del

esfuerzo de sobrecarga. El stress de sobrecarga se determina por la profundidad y densidad dela roca.

Los espacios entre fracturas pueden ser definidos en términos de fracturas pormetro o Rock Quality Designatión (R.Q.D.) es la suma de las longitudes de la piezas deltestigo mayores o iguales a 2 veces el diámetro del testigo dividido por la longitud total de unsondaje. Aunque se piensa que las medidas de fractura por metro es más adecuado debido aque proporciona una mayor descripción cuantitativa de los tamaños de los fragmentos de roca.Las fracturas por cizalle se determinan por observación macroscópica (Tabla 2).

Como parte de la geología estructural, se estima o mide el esfuerzo decompresión uniaxial y las fracturas por metro, o la medida del R.Q.D. y las fracturas porcizalle. Luego los datos pueden ser interpretados en secciones y perfiles en la misma escala que

el mapa geológico. La adición de las técnicas acumulativas (Piteau y Russell, 1972) puedeutilizarse para ayudar a definir las zonas de sustancias similares de esfuerzo, espaciamiento defracturas y fracturas por cizallamiento.Los planos, cuando se encuentran contenidos en el interior de la geología de contorno,definirán las características mecánicas de la roca.

La existencia de algunos sistemas de clasificación también proveerán los datospara determinar las variedades de clases que se muestran en la Tabla 2.

Cada sistema de explotación ha sido ordenado en un ranking de acuerdo a laconveniencia de su geometría y distribución de leyes tabla 3, y a su característica de lamecánica de rocas, tanto de la zona mineralizada tabla 4a, caja colgante tabla 4b y caja yacente

4c.

Existen 4 rangos para cada sistema;

Preferido :Las características indicadas son las más favorables para laaplicación del sistema.

Probable :Si la característica existe, implica que el sistema puede seraplicado.

Improbable :Si esta característica existe, es bastante improbable que elsistema se aplique sin excluir totalmente su aplicacición.

Eliminado : Si esta característica existe el sistema de explotación nodebiera usarse.



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En la tabla 5 se muestra una lista de los valores usados para cada rango.

Tabla 3: Ranking de geometría y distribución de leyes para diferentes sistemas.

Forma Potencia Manteo DistribuciónSistema general de leyesexplotación M T/P I E I G MG S I P U G E

Open Pit 3 2 3 2 3 4 4 3 3 4 3 3 3Block Caving 4 2 0 -49 0 2 4 3 2 4 4 2 0Sublevel Stoping 2 2 1 1 2 4 3 2 1 4 3 3 1Sublevel Caving 3 4 1 -49 0 4 4 1 1 4 4 2 0Longwall -49 4 -49 4 0 -49-49 4 0 -49 4 2 0Room and Pillar 0 4 2 4 2 -49-49 4 1 0 3 3 3Shrinkage Stopin 2 2 1 1 2 4 3 2 1 4 3 2 1Cut and Fill 0 4 2 4 4 0 0 0 3 4 33 3Top Slicing 3 3 0 -49 0 3 4 4 1 2 4 2 0

Square Set 0 2 4 4 4 1 1 2 3 3 3 3 3

M: masivo S: suaveT/P: tabular o plano I: intermedioI: irregular P: pronunciadoE: estrecho U: uniformeI: intermedio G: gradacional



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G: grueso E: erráticoMG: muy grueso

Las tablas N° 4 nos muestran los diferentes Ranking de características de Mecánica de

Rocas para diferentes sistemas.

Tabla 4a: Zona mineralizada

Resistencia Espaciamiento ResistenciaSistema Roca Fracturas FracturasExplotación D M R MC C E ME D M ROpen Pit 3 4 4 2 3 4 4 2 3 4Block Caving 4 1 1 4 4 3 0 4 3 0Sublevel Stoping -49 3 4 0 0 1 4 0 2 4

Sublevel Caving 0 3 3 0 2 4 4 0 2 2Longwall 4 1 0 4 4 0 0 4 3 0Room and Pillar 0 3 4 0 1 2 4 0 2 4Shrinkage Stoping 1 3 4 0 1 3 4 0 2 4Cut and Fill 3 2 2 3 3 2 2 3 3 2Top Slicing 2 3 3 1 1 2 4 1 2 4Square Set 4 1 1 4 4 2 1 4 3 2

Tabla 4b: Caja colgante

Resistencia Espaciamiento ResistenciaSistema Roca Fracturas FracturasExplotación D M R MC C E ME D M R



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Open Pit 3 4 4 2 3 4 4 2 3 4Block Caving 4 2 1 3 4 3 0 4 2 0Sublevel Stoping -49 3 4 -49 0 1 4 0 2 4Sublevel Caving 3 2 1 3 4 3 1 4 2 0Longwall 4 2 0 4 4 3 0 4 2 0

Room and Pillar 0 3 4 0 1 2 4 0 2 4Shrinkage Stoping 4 2 1 4 4 3 0 4 2 0Cut and Fill 3 2 2 3 3 2 2 4 3 2Top Slicing 4 2 1 3 3 3 0 4 2 0Square Set 3 2 2 3 3 2 2 4 3 2

Tabla 4c: Caja yacente

Resistencia Espaciamiento ResistenciaSistema Roca Fracturas FracturasExplotación D M R MC C E ME D M R

Open Pit 3 4 4 2 3 4 4 2 3 4Block Caving 2 3 3 1 3 3 3 1 3 3Sublevel Stoping 0 2 4 0 0 2 4 0 1 4

Sublevel Caving 0 2 4 0 1 3 4 0 2 4Longwall 2 3 3 1 2 4 3 1 3 3Room and Pillar 0 2 4 0 1 3 3 0 3 3Shrinkage Stoping 2 3 3 2 3 3 2 2 2 3Cut and Fill 4 2 2 4 4 2 2 4 4 2Top Slicing 2 3 3 1 3 3 3 1 2 3Square Set 4 2 2 4 4 2 2 4 4 2

D: débil E: espaciado

M: moderada ME: muy espaciadoR: resistente D: débilMC: muy cercanas M: moderadaC: cercano R: resistente

Tabla 5: Ranking de valores



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Preferido 3 - 4Probable 1 - 2Improbable 0Eliminado -49

B.- Segunda etapa.

En esta segunda etapa, gran parte de los métodos de explotación songeneralmente costeados, apoyado en un plan general minero. Los costos de explotación ycapitalización son usados para determinar el grado de separación desde el cual una reservapuede ser efectuada con el objeto de determina cual es el método de explotación óptimo yfactible económicamente. Durante la planificación de la fase 2, la información de mecánica derocas será

usada para proveer estimaciones reales de profundidad, tamaño de fallas, cantidad de diques,orientación de fallas y características de hundimiento y ángulo de escurrimiento o talud detrabajo en un Open Pit. Si se establece control, podrían ser encontrados problemasoperacionales, con los métodos considerados, algunas modificaciones se pueden realizar.Aunque la planificación en el papel es más económica que encontrar errores una vez que hacomenzado la explotación.

El propósito de la etapa 2 es seleccionar en forma definitiva el sistema deexplotación adecuado al o los yacimiento(s) en estudio a partir de los sistemas preselecionadosen la etapa anterior, determinar leyes de corte y calculó de reservas explotables, estos análisiseconómicos pueden ser hechos en orden a determinar cual sistema proporcionará el mayor

retorno a la inversión.

En esta etapa se analizan tanto parametros geomecánicos como técnico-económicos.(ver tabla 6)

- Propiedades dinámicas:Las propiedades dinámicas básicasnecesarias para la etapa son:resistencia a la compresión uniaxial,módulo de Young, Radio de Poisson,Esfuerzo de tensión, Esfuerzoscortantes en roca in-situ, en fracturas

naturales y en fallas.

- Estructuras geológicas: Las estructuras pueden ser mayores omenores y de sus caractrísticas talescomo: orientación, espaciamiento,longitud, resistencia, etc. dependegrandemente la consistencia delmacizo rocoso.



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Tabla 6b: Parámetros técnico-económicos

- Recuoeración %- Costo por tonelada US$/Ton- Producción Ton/h- Dilución %- Selectividad- Seguridad- Grado de mecanización.

12.- Infraestructura Exterior Mina

Cualquier proyecto minero, además de la propia mina y planta detratamiento, precisa de una infraestructura, y de instalaciones y edificios auxiliares. Lainversión a realizar en este capítulo depende por un lado de la ubicación geográfica delyacimiento, ya que no eslo mismo que se encuentre en una zona aislada que en otra de fácil acceso y serviciospróximos, y de la propia dimensión y complejidad del proyecto minero.

En los grandes proyectos, además del suministro de nergía eléctrica, que enparte se resuelve mediante la construcción de pequeñas plantas, y del abastecimiento deagua, que puede exigir la construcción de presas, pozos de bombeo, plantas depuradoras,etc., un apartado muy importante es el constituído por la red de comunicaciones (accesos yviales), y los medios de transporte y embarque para poder colocar en el mercado losproductos minerales obtenidos.

Finalmente es preciso contar con edificios auxiliares, tales como oficinas,casas de cambio, comedores, almacenes en general, polvorines, etc.

13.- Secuencia De Explotación

La secuencia de explotación combina el quién - ¿qué sistema de exlotación yqué cuadrillas trabajarán?- el que - ¿qué áreas de la mina serán explotadas y en qué orden?- el cuando - ¿durante qué tiempo trabajarán las cuadrillas?- y el cómo - ¿A qué razón devance se moverá el sistema minero?.

Para desarrollar la secuencia se debe contar con los siguientes datos:



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1. Datos del modelo geológico: densidad, ley y otros parámetros de calidad.2. El calendario mostrando los planes de trabajo para cada sistema. El calendario

contendrá toda la información sobre turnos y planes de los mismos, planes diarios,tiempos improductivos, etc.

3.

La tasa de avance para cada sistema minero. Esta tasa está dada en toneladasrecuperadas.4. La secuencia relativa mostrará qué polígonos serán explotados y en qué orden. La

secuencia relativa deberá ser una secuencia actualizada, si sólo está trabajando unacuadrilla. Cuando se introducen varias cuadrillas, la csecuencia relativa suministraráinformación sobre el orden general en que serán explotadas las diferentes áreas.

5. Opciones de explotación, tal como la densidad de explotación mínima y máxima. Estaafecta a las tasas de exlotación y a la recuperación del tonelaje y a la calidad.

6. Los retardos de producción que se producirán por la naturaleza del sistema minerousado.

Debe utilizarse un sistema experto para asegurar de que no entre enproducción un área de la mina que no tenga el desarrollo y la preparación requerida.



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VI..- PLANIFICACION DE LA PRODUCCION MEDIANO Y CORTO PLAZO

La necesidad de establecer programas de producción que permitan mejorarel rendimiento económico asociado a la explotación de un yacimiento, conllevanecesariamente al establecimiento de planes mineros factibles y coherentes a largo,mediano y corto plazo.

La programación de la producción de la mina considera un conjunto derestricciones técnicas y de proceso; estas últimas se relacionan con capacidades deextracción, transporte y procesamiento. Las reservas económicas que serán extraídas de losbloques que se encuentran en producción o van a entrar en operación están determinadospor la ley de cierre de los puntos de extracción, la que varía de acuerdo a la situación

particular de cada faena.

El sistema de planificación de la extracción considera: Programación a largo,mediano y corto plazo, en la que se consolida la capacidad de transporte para la mina yprocesamiento de la mena, en caso que la faena minera considere Planta de Tratamiento deMinerales.

El sistema de programación de la extracción de la mena es concordante conla planificación tanto en la mena como en el cobre fino contenido. El problema que seplantea al programador de la extracción es determinar de dónde extraer considerando queexisten múltiples posibilidades de extracción, las que presentan distintas características

mineralógicas en cuanto a ley, dureza, tipo de mena, método extractivo, entre otras.

En un yacimiento minero, además de como producir, deben definirse lamagnitud de las reservas económicas que tiene y el ritmo de producción con que seextraerán para el mejor aprovechamiento de los recursos. La planificación de la produccióna mediano y largo plazo se basa en una estrategia cuyos lineamientos y directricessuperiores deben ser:



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- Máxima seguridad en la faena.- Mínimo costo de operación.

Estas políticas definen la siguiente misión para la mina:• Expansión a la máxima producción posible, es decir, la producción siempre debe ser la

mayor de acuerdo a los recursos disponibles.• La ley media de la mena extraída debe ser la máxima técnicamente factible, o sea evitarsacar bajas leyes sin perder el objetivo de beneficiar el máximo de tonelaje.

• Maximización de las velocidades de extracción de sectores productivos, lo que significatener el mínimo de tiempo un area abierta sin extrae mineral de ella.

Como puede apreciarse estas condiciones son básicas para un negocio deesta naturaleza.

Los métodos de explotación implican, por otra parte, restricciones

operacionales que impactan de manera decidida cualquier plan de producción. Algunos deestos condicionamientos, tales como los problemas de capacidades de transporte, decantidad de fino extraído, y de control de tiraje, aparte de los problemas propios de laoptimización en el uso del recurso minero y en el uso de los recursos económicos, soningredientes adicionales que requieren también ser incorporados al análisis.

1.- Programación De La Producción A Corto Plazo

La planificación de la producción a corto plazo se debe definir a un grado de

detalle mayor que los programas de largo y mediano plazo, siendo necesario determinar lostonelajes y leyes a extraer de cada uno de los bloques que pertenecen a un determinadosector productivo de una manera más ajustada a como se estimó en los programasseñalados.

Para esto se requiere primeramente definir la velocidad de extracción deplanificación, a la cual se extraerán las reservas extraíbles de los diferentes sectores.

Existen algoritmos para calcular el área abierta requerida mensualmente paraun perfil de producción dado, los que entregan además el área nueva a incorporarmensualmente, el área agotada, el área incremental, etc.

Definida el área nueva a incorporar mensualmente a la producción, espreciso definir la secuencia de extracción, a la cual debe ir incorporada esta área.

2.- Variables De Programación

2.1.- Variables de Corte



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Son aquellas que permiten discernir, para cada unidad mineralizada del

yacimiento, si constituye o no mineral, es decir, si es económicamente aceptable extraer ybeneficiar dicha unidad.

Habitualmente las reservas geológicas de un yacimiento se encontrarándescritas a partir de bloques de pequeño tamaño para los que se estiman una serie devariables relevantes ( por ejemplo: leyes de distintas especies contenidas, leyes deimpurezas, recuperaciones metalúrgicas, costos de explotación y proceso, etc. ); entre ellas,las más comúnmente empleadas como variables de corte son:

a) Ley del mineral

Es la más usual para yacimientos que contienen un producto principal, aúncuando contengan subproductos cuya incidencia en el ingreso de la operación es menorcomo criterio general se propone fijar como límite una incidencia de un 25 % en losingresos para definir la categoría subproducto ).

La variable ley permite cacular el ingreso producido por la extraccióny procesamiento de una unidad, en función de un precio dado para el producto final.De la comparación de este ingreso con el costo correspondiente de producción se obtienenlos valores de corte necesarios.

Los costos de producción varían entre distintos sectores del mismo

yacimiento en función de parametros como:

- Distancias de transporte.- Dureza del material.- Comportamiento metalúrgico del material.- Tipo de procesamiento aplicado.

Esto implica que no es normalmente correcto aplicar un sólo valor de ley decorte a todo el yacimiento para un fin específico. Esta simplificación, que es muy habitualen los procedimientos de muchas faenas, puede inducir a errores por una incorrecta

clasificación de los materiales. Al trabajar con esta variable de corte es recomendableestablecer una zonificación del yacimiento que represente las variaciones relevantes yaplicar costos diferenciados según corresponda.

Otra práctica habitual en el manejo económico de la variable ley es elcálculo de leyes equivalentes. Este criterio se suele aplicar cuando en el yacimiento existenespecies distintas ( por ej. Cu y Mo ) o especies de un mismo tipo con un comportamientometalúrgico distinto. La razón de equivalrencia entre dos productos es el cociente entre los



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precios y recuperaciones correspondientes:

P1 * R2Eq =

P2 * R2

El uso de leyes equivalentes normalmente simplifica los cálculos y resultaventajoso cuando una de las especies es un subproducto y , además, no existen sectores enque la concentración de ella sea mayor convirtiendola en coproducto o producto principal.Por el contrario, si esto último ocurre, puede inducir a errores en las etapas posteriores de laplanificación si el plan debe diferenciar alternativas de proceso con sus correspondientestonelajes de alimentación, lo que no queda reflejado en dicha ley.

En casos como el mencionado puede emplearse como variable de corte elbeneficio total de la unidad ( bloque ) en el que se distinguen los distintos componentes consu correspondiente aporte.

b) Costo a Producto Final

En este caso se asigna a cada bloque un valor igual a su costo total deproducción por unidad de producto (US$ / onza , etc.). Esta variable es dependiente de laley de bloque y de los costos de producción.

Los valores de corte se estiman por directa comparación con un nivel decostos aceptables para la empresa, no siendo necesario efectuar una proyección de precios,( variable exógena fuera del control del planificador ), la que en el caso de grandesyacimientos abarca un horizonte de tiempo muy largo, lo que induce importantes errores en

la predicción.

Al igual que en el caso de la ley, es necesario establecer una zonificaciónadecuada del yacimiento para distinguir las variaciones de costos que son función de laubicación espacial del bloque y de sus características litológicas, metalúrgicas, etc.

El costo a producto final puede incluir los subproductos como credito ( loque obviamente es función de una proyección del precio de éstos ). El caso de coproductosno es fácilmente manejable con esta variable, ya que se requiere emplear equivalencias aligual que en el manejo de la variable ley.

2.2.- Ley Media:

Un inventario mineralizado definido con una determinada ley de corte tieneuna distribución de leyes entre un mínimo (ley de corte) y un máximo cualquiera. La leymedia es el promedio ponderado por tonelaje de la distribución de leyes en ese rango yvaría en el mismo sentido de la ley de corte.



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2.3.- Ley de Cierre:

Corresponde a la ley mínima hasta la cual es conveniente extraer mena; sedetermina al programar la extracción bajo un criterio económico marginalista. Se puede

utilizar una ley de cierre de punto de extracción fija e igual a la ley de corte.

2.4.- Reservas “In-situ” y Extraíbles:

Las reservas insitu son las determinadas por algún método de estimaciónaplicado a volúmenes de yacimiento, en que no se considera la mecánica de extracción(IVOR, Krigage, Polígonos).

Las reservas extraíbles constituyen una proyección del mineral a extraer deun sector determinado, calculadas a aprtit del inventario de reservas insitu, y que considerael efecto de dilución producido por la mecánica de extracción.

Las rservas extraíbles se subdividen en dos grupos: Reservas por quebrar,que son aquellas unidades Productivas que serán incorporadas en el futuro a la producción,y las reservas hundidas que se clasifican en:

a) Reservas disponibles: Son aquellas que se encuentran en estado operativo, es decir, conextracción inferior al 100%, limitadas o cerradas por baja ley y/o en reparación.

b) Reservas no disponibles: Están constituídas por las reservas remanentes de lasUnidades Productivas cuyos estados son: pilar quebrado, cerrado por razones deoperación, límite por contenido de estéril, con agua/barro y otros.

2.5.- Definición de Sectores Productivos:

Un sector productivo es parte de la superficie de un nivel de producción quetiene características mineras que condicionan una variante de explotación y tiene unacapacidad productiva limitada.

Los sectores se componen de unidades de producción, diferentes en cadavariante, y siguen una secuencia de explotación definida.

a) Ciclo de vida de un Sector: Un sector tiene un ciclo de vida, en la cual se puedenapreciar cuatro fases características.

i) Período de Inversión: En este periodo se construye la infraestructura básica deproducción del sector: accesos, oficinas, talleres, bodegas, polvorines, infraestructura detransporte, de ventilación, drenaje y otros.

ii) Inicio de la producción: Período de producción creciente mientras se siguedesarrollando para alcanzar la capacidad límite de diseño.

iii) Producción en régimen: Se ha alcanzado la producción límite de diseño del sector y sehacen desarrollos de avances. La duración del período depende de las reservas quecontiene y de su ritmo de producción.



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iv) Declinación de producción: En este período se termina de desarrollar el sector ycomienza a declinar la producción.

v) Abandono: La producción declina fuertemente hasta agotarse las reservas, ya no haydesarrollo de avance.

b) Areas características de un sector operacional: Un sector operativo tiene varias áreascaracterísticas:

i) Area agotada (AA): Corresponde al área cuyas reservas han sido extraídas.ii) Area en producción (AP): Es aquella área activa que tiene reservas por extraer; en ella

se distinguen tres sub-áreas:• Desplome: Es un área recién incorporada a la producción, en la cual no hay

alternativa de selección de donde extraer la mena.• Explotación madura: Existen alternativas de extracción, puesto que todas las

unidades productivas están en producción normal.

• Area de sobreextracción: En ella se extraen reservas por sobre el 100% cuantificadoinicialmente.

iii) Area en desarrollo (AD): Es auqella que se encuentra en etapa de preparación yconstrucción de su infraestructura para una próxima entrada en producción; sesubdivide en:

• Desarrollo propiamente tal: Area que se encuentra en obra gruesa de desarrollo:construcción de túneles, chimeneas y otros.

• Construcción : Area en preparación de detalle, hormigonado de punto deextracción, carpeta de rodados, instalación de equipos, etc..

• Area en tronadura: Area preparada para su tronadura y posterior incorporación a la

producción como desplome. En general un sector productivo tiene un avancecontínuo y esta compuesto por un número determinado de Unidades Productivas.

Cada unidad de producción tiene un período de preparación y una vidaproductiva que depende del volumen de mena que encierra.

La variable de planificación más importante de las presentadas es la ley decorte, por tal razón acontinuación se verá las bases del cálculo de la ley de corteoperacional por el método de Lane.

2.6.- Determinación De La Ley De Corte Optima

La mayor parte de la literatura acerca de la determinación de políticas de leyde corte óptima sigue el análisis convencional marginal, en el cual la ley de corte esdeterminada como un punto de eequilibrio en el cual los beneficios se igualan a los costostotales de operación.

LANE (1964) fue el primero en desarrollar una teoría para calcular ley de



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corte, la cual toma cuenta el sistema minero como tres etapas principales, con sus costosdistintivos y capacidades límites. El también usó la técnica del flujo de caja descontadopara elegir la mejor estrategia de ley de corte. LANE consideraba el sistema minero comoun proceso con tres etapas, Mina-Planta-Refinería. El algoritmo de Lane entrega comoresultado la ley de corte óptima y el programa de producción a través de la vida de la

operación.

Si miramos la política de leyes de corte y el programa de produccióngenerado por el algoritmo de Lane es posible ver que una significativa cantidad de materialen viada a botadero en los primeros años de producción, probablemente sería,suficientemente buena para ser enviada a la planta de tratamiento en los últimos años devida de la operación.

En este trabajo el algoritmo de Lane ha sido escogido como la base paradesarrollar una política de leyes de corte óptima considerando la alternativa de Stock Pile.Esta elección fue hecha dado que: fue una de las primeras teorías desarrolladas y, debido a

que es el trabajo más completo en el sentido que incluye los principales parámetros queafectan el cálculo de una política de leyes de corte óptima.

Descripción del Algoritmo de Lane

Lane consideraba la operación minera como una combinacón de tres etapasprincipales: Mina, Planta y Refinería. Desde luego no todas las operaciones minerasinvolucran las tres etapas, algunas podrán tener menos etapas y otras más, pero en generalel modelo anterior es una buena representación de la realidad minera. Lane asume que cadaetapa tiene sus propios costos unitarios asociados, y sus capacidades límites. La siguientees la notación usada por Lane para describir costos y capacidades.

M : Máxima capacidad de movimiento de material por período.C : Máxima capacidad de movimiento de mineral por período.R : Máxima cantidad de producto final por período.m : Costo por unidad de material.c : Costo por unidad de mineral.r : Costo por unidad de producto.f : Costo fijo por período.s : Precio de venta por unidad de producto.y : Recuperación en tanto por uno.

Leyes de Corte Económicas

Para analizar la influencia de la ley de corte sobre la economía de laoperación, una expresión básica de beneficio es formulada, a partir de esta expresión seformula la expresión para el valor presente.

La expresión para el beneficio es:



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P = (s-r) ∗ Qr - cQc - mQm - f ∗ T

Donde:P : BeneficioQm : Cantidad de material a ser explotado

Qc : Cantidad de material considerada como mineral.Qr : Cantidad de material en elproceso de refinación.T : Período de tiempo.

El objetivo final es maximizar el valor presente de los futuros beneficios yno el total de esos beneficios. Haciendo uso del concepto de valor presente y estableciendoalgunas aproximaciones, Lane llega a la siguiente expresión:

v = (s-r) ∗ Qr - cQc - mQm - (f+d ∗ V) ∗ T

Donde:

d : Tasa de descuento.v : Máximo posible valor presente de la futura operación.

Ley de Corte Económica Mina

gm = c/[(s-r) ∗ y ]

Ley de Corte Económica Planta

gc = [ c + (f + d ∗ V) / C ] / [(s - r) ∗ y ]

Ley de Corte Económica Refinería

gr = c / [ s - r - (f + d ∗ V) / r ] ∗ y

Ley de Corte de Equilibrio

Estas son las leyes de corte que hacen que cada par de etapas esténtrabajando a su máxima capacidad. Las leyes de corte de equilibrio se definen como sigue:

gmc, mineral : material = C / Mgmc, producto : material = R / M

gcr, producto : mineral = R / C

La ley de corte total es una de las seis leyes de corte anteriormenteenunciadas (tres económicas y tres de equilibrio).

Las siguientes expresiones son formuladas por Lane para la determinaciónde la Ley de Corte Optima entre pares de etapas:



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Mina - Planta

Gmc = gm si gmc es menor o igual que gmGmc = gc si gmc es mayor o igual que gcGmc = gmc en otro caso

Mina - Refinería

Gmr = gm si gmr es menor o igual que gmGmr = gr si gmr es mayor o igual que grGmr = gmc en otro caso

Concentrador - Refinería

Gcr = gr si gcr es menor o igual que grGcr = gc si gcr es mayor o igual que gcGcr = gcr en otro caso

La ley de corte óptima total es ahora una de las tres leyes: Gmc, Gmr ó Gcr.Según Lane es posible demostrar que la ley de corte óptima total corresponde al valormedio de las tres leyes anteriores.

3.- Criterios De Planificación

En el título anterior se trataron las variables de programación, ellas seentrelazan con los criterios debido fundamentalmente a que son los parámetros manejablesde la producción. No obstante, y sin variables que conforman los criterios globales que

debe enfrentar el planificador ante la decisión de “donde” y “cuando” producir.

A continuación se presenta la lista de criterios en que se basa laplanificación de la extracción (producción).

3.1. Estrategia de Largo Plazo

- Maximizar excedentes con visión de largo plazo.- Ser empresa competitiva en negocios mineros.- Incorporar nuevas reservas.

3.2. Requerimientos de Producción de Finos

Se impone una producción determinada, por lo cual es necesario mantenerun perfil de fino y al mismo tiempo mantener los niveles de recuperación.

3.3. Capacidad

Para mantener un perfil de finos es importante que sea consecuente con la



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capacidad productiva de la mina que depende, entre otros, de los siguientes factores:

• Capacidad de Transporte: Se puede decir que el ritmo de producción que se puedeobtener por este concepto, puede ser igual a la capacidad máxima de acarreo demineral que se pueda transportar. Esta capacidad es una de las limitantes de capacidad

de producción para cualquier sector productivo de la mina.

• Capacidad productiva equipos: La productividad de los equipos es variable,dependiendo del sector, ya que está influída por la granulometría del mineral y distanciaal lugar de entrega entre otros factores.

Las distancias de acarreo normalmente oscilan entre 20 - 80 metros. La capacidad deproducción de un sector bajo este concepto esta definida en compañía de ladisponibilidad de área abienta.

• Capacidad de extracción de los Sectores Productivos: La capacidad de extracción de

los sectores, de tal manera de mantener el sistema saturado, depende de los siguientesfactores:

Reservas extraíbles del sector: Ellas quedan definidas al determinar la ley de corte parael contorno o superficie del sector, y la ley de cierre de puntos de extracción que limitael sector en altura

Capacidad de incorporar área nueva: Este factor depende de la capacidad técnica dedesarrollo del sector.

Factores técnicos y del Tipo de Roca: Entre estos, los más improtantes son:

- Dureza y granulometría de la roca de mena.- Granulometría máxima de la roca aceptada por la planta.- Recurso asignados al sector: dotación, equipos y materiales.- Velocidad de extracción de las reservas.

La capacidad de transporte y otros equipos necesarios para la producción noconforman una limitante para los efectos de programación , sino que es un requisitoque se impone al yacimiento para dar cumplimiento al programa de extracción. Así, losequipos requeridos podrían generar un programa de inversiones. Si el financiamiento esfactible se debiera aprobar sin cambios el programa de extracción, en caso contrario,

debe modificarse de acuerdo al tamaño de flota susceptible de financiar.

3.4. Disponibilidad de la Infraestructura Productiva

Asociado con el punto anterior, es determinante para mantemer la capacidadde producción mina, contar al momento de comenzar la producción de un sector con unprograma de mantención mina-planta que considera puntos de extracción y vaciados, víasde transporte, etc. La capacidad máxima productiva del área se reduce a la disponibilidad



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máxima respecto de la infraestructura.

3.5. Secuencia de Extracción

Habiendo establecido las alturas óptimas de extracción del nivel de

producción, tajada por tajada, se plantea el problema de determinar los requerimientosproductivos en la unidad de tiempo y las tajadas a extraer del sector. Así el problema de laprogramación de la extracción se transforma en determinar la secuencia en que se debemanejar esa extracción.

3.6. Velocidad de Extracción

Correponde a un factor técnico de relevante importancia dado queintrínsicamente indicará la cantidad de área a ser incorporada en un sector para manteneruna producción dada. Además es un parámetro de control de la extracción que delineará laposibilidad de cumplimiento de los programas de producción de corto y mediano plazo.

La velocidad de extracción es un índice que mide la rapidez con que seextraen las reservas del área y se expresa en Ton/ (m2- día). En la planificación de medianoplazo son de interés dos clasificaciones para la velocidad de la extracción , que son:

− Velocidad real : está definida como la razón entre la producción media del período ,expresada en toneladas por día y el área total abierta en m2.

Vr = Producción media (Ton/día)Area abierta (m2)

El área abierta se calcula como las sumas de las áreas de influencia de todoslos puntos de extracción, que están en el límite del área agotada y el frente independientedel estado operacional en que se encuentren.

− Velocidad Operacional : está definida como el cuociente entre la producción media delperíodo, expresada en ton/día, y el área disponible en metros cuadrados.

Vo = Producción media (Ton/día)

Area disponible (m2)

El área disponible se calcula como la suma de las áreas de influencia detodos los puntos de extracción , que están entre el límite del área agotada y el frente, y queademás no tienen problemas operacionales y por lo tanto están disponible para laproducción. En este caso no se consideran los puntos extraídos, con agua-barro, colgados ,en separación, etc.. Estadisticamente la velocidad real es del orden de 0,5 Ton/m2-día y la



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velocidad operacional es 0,75 Ton./m2-día, dependiendo del método de extracciónutilizado. Una velocidad de extracción baja requiere de una gran área para cumplir con elprograma de producción, y a velocidades mayores en el área requerida disminuyenotoriamente y aumenta la rapidez de agotamiento del sector, por lo cual debe incorporarseárea adicional.

3.7. Disponibilidad de Reservas

El cálculo de área nueva a extraer mensualmente es realizado con elpropósito de cuantificar la cantidad de las reservas que se incorporan a la producciónsegún la planificación anual.

El programa de producción debe ser consecuente con las reservasdisponibles, es decir aquellas en que los puntos de extracción están operativos. Los puntosde mayor interés, entre otros, que limitan la disponibilidad de reservas son:

- Reservas Extraíbles.- Parámetros de evaluación de la extracción.- Tonelaje de sobre-extracción.- Porcentaje de extracción.

El tonelaje de sobre-extracción, corresponde a la cantidad de mineraladicional obtenido en un sector en producción, en relación a las reservas extraíblescalculadas previamente.

3.8. Disponibilidad de Area

Para mantener un nivel de finos, es importante contar con área disponiblepara enfrentar los programas de producción. Esto impone dos características enplanificación:

− Incorporación de área : Según el programa de extracción y la velocidad de extracción, es necesario generar un programa de incorporación de área.

− Pérdida de área: Existe un riesgo de pérdida de área, lo que puede afectar loscumplimientos de programas si no es considerado. Esta pérdida puede ser poragotamiento, colapso y/o no disponibilidad operacional.

Si consideramos la velocidad de extracción operativa y la disponibilidad deárea abierta que se tiene para un sector específico, se puede estimar el ritmo de producciónque se puede obtener bajo este concepto. Es así como el ritmo de producción posible será:

P = Aa * Da* Vo (Ton/día)

donde:



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P : Capacidad de producción según área disponible.Aa : area abiertaDa : Disponibilidad de área abiertaVo : Velocidad de extracción operativa

4.- Procedimiento Técnico Para La Planificación De La Extracción

A la luz de lo tratado en los puntos anteriores, el planificador ejecuta unasecuencia de operaciones que dan como resultado un programa de extracción técnicamentefactible, en el que se pueden distinguir los siguientes pasos:

1. Identificación de los sectores que se incorporan a la producción. Se practica en aquellosque tengan terminadas las labores de desarrollo y construcción al tiempo de planificar,la que es realizada de acuerdo a un análisis de las reservas económicas y técnicasmenteexplotables.

2. Conocido el método de explotación, se identifica la distribución de los puntos de

extracción y vaciado, y la velocidad máxima de extracción. 3. Cálculo de las reservas extraíbles por punto de extracción. 4. Conocimiento del perfíl de la columna mineralizada, con la asignación de ley y tonelaje

(in-situ y extraíble), tipo de roca y otros. 5. Obtención de leyes y Tonelajes extraíbles por Sector. 6. Los aportes de material de cada sector son determinados de acuerdo a las velocidades

de tiraje máximas y los requerimientos de producción de tonelaje y ley. 7. Los tonelajes requeridos por unidad de tiempo, de acuerdo al programa de extracción

generado (Ton/mes, Ton/año), deben cumplir además con el perfíl de finosespecificados. Estos tonelajes a menudo no coinciden exactamente, por lo cual amenudo se deben ponderar entre dos y así determinar la ley media probable de

extracción por período. 8. La secuencia de incorporación de nuevas Unidades Productivas a la extracción está

dada por el abandono de las U.P. en extracción, lo que se produce cuando la mena tieneuna ley inferior a la ley de cierre, o por motivos operacionales.

9. El constante abandono e incorporación de nuevas unidades productivas implica avanzaren el sector hasta que este abandono, siendo necesario incorporar otro sector dentro delnivel y, eventualmente, incorporar otro nivel a la producción.

Finalmente se verifica que existen múltiples posibilidades de extracción demena y distintos costos asociados a ellas, dependiendo del método de explotación y no dela cantidad de fino contenido en la mena. Así entonces, nace el problema económico de

programar la extracción en lo que se refiere a decidir:

a) De cuales unidades productivas (o puntos de extracción) en extracción extraer.b) Cuales y cuando incorporar a la producción las unidades preparadas para producir,

acelerando y/o retardando la preparación y desarrollo de nuevas unidades productivas.c) Cuando abandonar cada sector en cada nivel, acelerando o retardando el desarrollo de

nuevos ectores en los mismos niveles.d) Cuándo abandonar un nivel, acelerando o retardando el desarrollo de nuevos niveles.



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Todas estas decisiones que están bajo el criterio del planificador, se toman

considerando el yacimiento en su conjunto, estableciendo las leyes de abandono (cierre de

puntos de extracción), considerando las capacidades de transporte en los sectores y las

capacidades de planta.Como resultado de este proceso se obtiene el programa de producción, quepasará bajo varias revisiones sucesivas realizadas por los niveles superiores de laAdministración antes de considerarse como oficial.

5.- Planificación Del Desarrollo

Las bases de planificación usadas en la mina, para la preparación de losPorgramas de Desarrollo en el Corto Plazo son:

1. Antecedentes generales básicos para la programación de los desarrollos. 2. Variables a considerar en la programación de los desarrollos. 3. Indices de actividad, estándares en la mina. 4. Factores unitarios de desarrollo. 5. Recursos disponibles para la confección y control de los programas de desarrollo. 6. Anexos:

“A” - Isométrico esquemático de los ectores productivos.- Diagrama de la Mina.- Isométrico de un block.

“B” - Programación de actividades en el tiempo en la preparación del área aincorporar por período.

“C” - Indice de actividad, estándares utilizados en la mina.

“D” - Factores unitarios de desarrollo.

5.1.- Antecedentes Generales

Los antecedentes generales básicos para la realización del programa de

desarrollo: requieren tomar conocimiento y compenetración en los siguientes tópicos:

Programa de Producción Anual

En el programa de producción anual se define la producción asociada a losdistintos sectores productivos, el área nueva a incorporar y el flujo de mineral a transportar.



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Diseño Minero

Define la configuración de los desarrollos asociados a un sector productivoen particular y a la mina en general. Dichos desarrollos pueden ser:

∗ Nivel de separación y/o forzamiento. ∗ Nivel de hundimiento. ∗ Nivel de producción. ∗ Nivel de ventilación y/o drenaje. ∗ Nivel de transporte principal y/o secundario. ∗ Infraestructura: vías, ventilación general, talleres, oficinas, etc.

Indices de Actividad

Estos índices entregan una relación directa entre la ctividad a realizar y los

recursos de mano de obra y/o equipos necesarios para efectuar dicha actividad. El conocerestos índices nos permite proyectar en el tiempo, y determinar la capacidad de desarrollodel sector y por ende de la mina, con lo cual se puede visualizar la capacidad de realizarcon recursos propios los trabajos y que cantidad de obras y/o actividades la deberíanrealizar con terceros en los distintos períodos.

5.2.- Variables que Inciden en la Programación de Desarrollos

Producción

Tonelaje a extraer en cada uno de los sectores productivos; se determina elárea nueva a extraer por período mes, por tanto se tiene el área mínima requerida a prepararpara dicho período.

Diseño Minero

Dependiendo del diseño minero que se seleccionen se definen lascaracterísticas de los desarrollos a realizar. Por ejemplo determinar secciones de laslabores, tipo de fortificación, tipo de construcción a emplear, equipos de desarrollos a usar,etc; además se puede determinar el período de tiempo, en las cuales cada una de lasactividades de preparación se deben ejecutar.

Frente de hundimiento

La orientación del frente de hundimiento incide en forma significativa en laprogramación de desarrollo, obliga a llevar adelantados los desarrollos de las labores, portanto estos terminarán se ejecución antes de comenzar a extraer el mineral.

Infraestructura



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Dependiendo del lugar geométrico en que se ubique un determinado sectorproductivo será la cantidad de desarrollos a ejecutar fuera del área mineralizada. Estascorresponden a : Accesos, oficinas, talleres, sistema de ventilación y otras.

Requerimientos de Desarrollos en el Tiempo

Dependiendo de la ubicación en los distintos niveles del sector productivo yde la interrelación que existan entre distintos niveles, desarrollos y/o actividades a realizares que se ha priorizado la ejecución de étos en el tiempo.

Nuevos Sectores Productivos

Incorporación en los rpogramas de desarrollo de mediano plazo de nuevos

proyectos a ejecutar, los cuales requieren de una atención especial, pues se necesitacompenetrarse en forma integral en las actividades a programar para su ejecución.

5.3.- Indices de Actividad

Los Indices de actividad son propios para cada faena en particular y estánintimamente asociados al tipo de labor a desarrollar (horizontal ó vertical), dimensiones deéstas, equipos disponibles ó recomendados, dotación necesaria, etc.

Además se deben considerar condiciones tales como presencia de aguas, tipode roca, etc; es decir las condiciones naturales del yacimiento.

5.4.- Factores Unitarios de Desarrollo

Los factores unitarios de desarrollos son obtenidos a partir del diseño mineroque se adopte, y corresponde a un factor que es función del área de influencia que tienedentro del área mineralizada la actividad en cuestión. Cualquier actividad a desarrollar sepuede expresar con un factor unitario; dichos factores pueden variar de un sector a otro,debido a que las mallas de extracción que tienen los distintos sectores productivos no sonúnicos y las secciones de los desarrollos, aunque sean para cumplir funciones similarespueden ser diferentes.

Cabe hacer notar que la utilización de estos factores unitarios de desarrolloestá orientada fundamentalmente a la planificación en el largo plazo, pero no es excluyentepara la planificación de mediano y corto plazo. Una de sus debilidades radica en el hechode que no es factible, sin entrar en demasiadas suposiciones antojadizas considerar losdesarrollos, accesos, etc., que están fuera del área mineralizada.



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6.- Diseño De La Unidad De Explotacion

6.1.- Generalidades

Una unidad de explotación se define como una masa geológica con forma geométricabien definida. Por ejemplo: un panel, un bloque, un caserón. También se entiende por unidadde explotación el dividir el yacimiento en que cada sector forme una unidad propia deexplotación, que debe cumplir las siguientes condiciones:

- Que sea de fácil acceso.- Que se puedan transportar fácilmente maquinarias, equipos, materiales, etc.- Que el arranque se pueda realizar en forma independiente.- Que exista facilidad de extracción de menas.- Que se produzca una ventilación independiente.

- En caso de rellenos de los vacíos dejados por la explotación, estos se puedenrealizar fácilmente.- Que los trabajos de las distintas unidades de explotación no se perturben

recíprocamente.

Cada uno de estos sectores o unidades de explotación suministrará una cantidaddeterminada de mineral, constituyendo en conjunto la producción total de la mina.

6.2.- Criterios Empleados Para Dividir El Yacimiento

1.- En la mayoría de los yacimientos se hace una división por niveles (excepto enyacimientos pocos inclinados y de poca extensión). Los niveles son caros tanto en suconstrucción como en su equipamiento y mantención, por lo tanto se debe obtener elmínimo costo (US$/Ton) para el mismo número de niveles. Los yacimientos verticalesse dividen en niveles según la vertical, su explotación puede ser ascendente odescendente. En la superficie se deja un pilar de protección para evitar filtraciones,dado que la extracción de agua por pique es costosa.

2.- La explotación se realizará desde el primer nivel según la corrida y en sentidohorizontal desde los extremos hacia la chimenea de traspaso.

3.- El laboreo se hará en retirada ya que es más conveniente para el arranque. Los piquesde extracción deben quedar en zonas libres, no afectos a la explotación.

4.- La ventilación debe ser ascendente en las zonas de explotación ( veta muy inclinada ).En minas profundas y calurosas debe ser descendente, en niveles superiores se calientamenos por la autocompresión, es más refrigerado y seco que en los niveles inferiores.



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5.- La extracción se debe realizar por el nivel inferior principal. Si el manteo es fuerte la

mena puede dejarse caer por gravedad y transportar en sentido horizontal. Si laconstrucción del acceso es costosa, por la existencia de plegamiento, se puedetransportar en forma ascendente por medio de correas transportadoras, rastras, etc. Lo

que se tratará de evitar es elevar el mineral, por el costo y tiempo perdido.

6.- En yacimientos muy inclinados, el trafico de personal se realiza desde el nivel superioral inferior a través de piques, chimeneas, rampas, etc. Si el cuerpo es de pocainclinación el personal trasita por el nivel inferior y la salida es por labores inclinadas orampas.

7.- También son de gran importancia las características mecánicas de la roca, tantomineralizada como encajadora. Por esto se deben diseñar bloques de dimensiones de talmanera de no afectar la estabilidad de las labores del yacimiento.

8.- Otro de los aspectos que se debe considerar en el diseño de los bloques es la parteeconómica, ya que las dimensiones de las unidades deben permitir la rápidarecuperación de la inversión y a la vez un alto aprovechamiento de las laboresutilizando la tecnología que existe en el mercado.

9.- El trafico de maquinarias, equipos, materiales, rellenos, se realiza desde laboressuperiores.

6.3.- Determinación De La Unidad De Explotación

En el diseño de una unidad de explotación se consideran parámetros tales como:

- Morfología y disposición espacial del cuerpo.- Características geomecánicas de la roca de caja y roca mineralizada.- Características de diseño del método seleccionado.- Producción exigida, etc.

Tanto para la determinación de las unidades como para su distribución se debenconsiderar las labores realizadas durante la etapa de prospección.



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7.- Desarrollo, Preparación E Infraestructura

7.1.- Generalidades

Las labores de desarrollo y preparación son de importancia para el normal

funcionamiento de la mina, pues de ellas depende la flexibilidad de las distintas operacionesmineras.

La ejecución de labores de acceso y preparación tiene por objeto fundamentalhacer accesible el yacimiento, permitir y facilitar su explotación.

El acceso y preparación no se debe exagerar, cada labor cumple su objetivodurante un tiempo determinado.

Para realizar una explotación simultanea en diferentes puntos de la mina, esnecesario dividir el yacimiento en sectores adecuados denominados unidades de explotación.

A medida que avance el arranque se deben preparar otros sectores deexplotación.

Una vez reconocida, cubicada y construida la mina y su infraestructura,comienza la etapa de explotación, es decir el arranque, carguío y transporte del mineral en lasunidades de explotación para hacerlo llegar a las unidades de vaciado o buzones que seutilizarán en esta mina.

7.2.-Labores De Desarrollo

Labores verticales

Es una labor que tiene una inclinación superior a 45º y que puede usarse para laextracción de personal, mineral, y otros. Pueden ser: al pendiente, interceptando la veta y alyacente.

Labores horizontales

Son labores de más bajo costo de construcción que el de las labores verticales,

es más rápido y más seguro.

Accesos

Son aquellas labores que comunican el cuerpo mineralizado con la superficie,para su explotación, pueden ser labores verticales, horizontales o inclinadas. El desarrollo delos



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accesos va de acuerdo a un plan bién determinado, basados en la información obtenida conanterioridad en la etapa de exploración.

7.3.- Labores De Preparación

Las labores de preparación son aquellas que permiten explotar una o másunidades de explotación. Estas pueden ser labores horizontales (galerías y cruzados), piques detraspaso, chutes, subniveles, niveles de transporte, chimeneas, etc.

7.4.- Infraestructura Interior Mina

Una mina en producción requiere un sistema de piques, galerías, chimeneasy rampas cuidadosamente planificados, además de los sistemas de ventilación, fortificacióne iluminación interior mina.

Este trabajo de planificación puede ser dividido en dos partes de acuerdo conel proyecto. La primera, desarrollo general está relacionada con la configuración delyacimiento, su buzamiento y el trazado principal de la mina. La otra parte concierne almétodo de explotación aplicado, donde puede seguirse una variedad de patrones.

Como se dijo anteriormente, las diferentes vías de comunicación en la roca,pueden ser de cuatro tipos: a) pique, b) galería, c) chimenea y d) rampas.

a) Apertura de Piques: El fin primordial de un pique es dar acceso o permitir el contactocon los frentes de trabajo en el interior. El pique también puede ser utilizado para subir

estéril y mineral, transportar personal o materiales, ventilación, etc.

Los piques modernos son en su mayoría verticales. La sección puede serrectangular, circular o elíptica. Los pozos circulares han llagado a ser los más usadoshoy en día, principalmente porque soportan mejor los empujes de la roca y porque sonmás fáciles de recubrir con hormigón.

La excavación de un pique es una face más bien complicada en el desarrollode una mina. Esto es debido tanto al equipo que se mecesita como al trabajo mismo. Laprofundización de un pique requiere grúas especiales, plataformas, etc. Puesto que estono se hace generalmente con frecuencia en una mina, normalmente la operación se pone

en manos de especialistas o contratistas.

La perforación en el pique se realiza generalmente con perforadorasmanuales o soportes especiales. Se emplean también brazos hidráulicos especialmentediseñados para mecanizar las operaciones.

En los casos en que haya acceso al fondo proyectado del pique, como por



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ejemplo a través de un pique previo, el nuevo pique puede ser excavado avanzando unachimenea que posteriormente se desquincha al tamaño deseado.

b) Galerías: Las galerías horizontales de una mina se emplean para diversos fines:

desarrollo del sistema de túneles, investigación, transporte, etc. Las secciones varíanentre 4 metros cuadrados y 25 metros cuadrados, pero normalmente están entre 9 y 16metros cuadrados. El corte es rectangular, o de abovedado a circular cuando se requiereun refuerzo extra.

Las secciones más pequeñas se perforan con perforadoras ligeras yempujadores neumáticos. En las secciones de tipo medio se pueden usar los brazoshidráulicos ligeros, rotativos. Los equipos de brazos hidráulicos pesados son adecuadospara las secciones mayores, pero no hay una regla general. A menudo hay en la galeríaotros equipos que hay que tomar en consideración y el equipo de perforación debe ser

elegido siempre de acuerdo con las condiciones predominantes.

En las galerías estrechas la carga se realiza normalmente con cargadorasconvencionales o de brazos excavadores recolectores sobre vía, equipos diesel u otros.La carga puede ser transportada por medio de vagones de fondo móvil. En galerías demayor sección se pueden emplear equipos LHD, cargadoras de brazos excavadores-recolectores sobre oruga, combinadas con Dumpers para transporte y descarga, y otrosequipos.

c) Chimeneas: Las chimeneas de la mina forman las conexiones entre los diferentes

niveles horizontales y se usan como paso de mineral, paso de comunicación (paratransporte de personal), como conducto de ventilación y como cuele, por ejemplo enrealce por subniveles. La sección es normalmente entre 4 y 6 metros cuadrados. Seutilizan varios métodos diferentes para su ejecución. Los más simples son los nomecanizados, en los que se levantan andamios de madera ó metálicos que sirven deplataforma para la perforación.

El avance mecanizado de chimeneas se puede hacer, por ejemplo, con una jaula Jora o con otros equipos elevadores de perforación. Cuando se utiliza la jaula Jora,primero se perfora un taladro de gran diámetro de la galería superior. La chimenea serealiza ascendentemente desde la jaula, que tiene su propio cabrestante que le permite

elevarse por sus propios medios a través del cable bajado por el taladro inicial. Otromedio para mecanizar las operaciones de avance de chimeneas es con la perforación debarrenos largos desde el nivel superior, realizado con un equipo especial de perforación.En este caso el explosivo se carga desde arriba, sin personal en la chimenea. Estosmétodos mecanizados hacen mása fácil y más seguro el trabajo. La longitud total de lachimenea impone, algunas veces, una cierta limitación en la alternativa de equipos.

d) Rampas: El uso de rampas como galerías de transporte es común en la minería.Perdiéndose la tendencia del uso de equipos en vías.



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Muchas rampas tiene la misma función que las chimeneas, conexión entre

los diferentes niveles. Normalmente la inclinación está entre 1:7 y 1:10, lo que haceposible el desplazamiento fácil y rápido de máquinas autopropulsadas sobreneumáticos.

La otra parte de la infraestructura interior mina está compuesta por:

e) Sistema de Ventilación: El procedimiento de diseño del sistema de ventilación mineroconsidera los siguientes aspectos:

1.- Selección de las entradas y salidas del sistema de ventilación principal.2.- De acuerdo a la planificación de la explotación, determinar los requerimientos deaire y diseñar el esquema tentativo de ventilación. Esto debe realizarse para variasetapas en la vida útil de la mina.

3.- Especificar y localizar los ventiladores principales.4.- Determinar las resistencias del aire para todas las labores y construir un modelocomputacional del sistema de ventilación minero.5.- Calcular las pérdidas de presión para inicialmente determinar las características delventilador.6.- Correr una simulación computacional del sistema de ventilación.7.- Ajustar las resistencias, ventiladores, etc donde sea necesario y volver a correr elmodelo computacional.8.- Considerar otras alternativas de ubicación de ventiladores y correr dicha simulaciónalternativa.9.- Revisar los planes fijados con el personal proyectado y las medidas de seguridad y

evacuación en caso de incendio.

f) Sistema de energía eléctrica: El ingeniero debe proveer un sistema eléctrico eficientecon máxima seguridad y de más bajo costo. El tipo de información necesaria para estediseño incluye el tamaño de la mina, las potenciales expansiones, el tipo de equipoutilizado, el método de transporte empleado y si existe alguna compañía disponible enel sector o no.

El diseño debe reunir ciertos criterios mínimos que son:

1.- Seguridad para el personal y la propiedad.

2.- Seguridad de la operación.3.- Simplicidad.4.- Fácil mantención.5.- Adecuado sistema de interrupción.6.- Limitaciones de la capacidad de energía.7.- Sistema selectivo de operación.8.- Regulación del voltaje.9.- Posibles expansiones.



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10.- Costos.

De estos, la seguridad del personal, de la operación , y la simplicidad estáncerradamente relacionadas y dependen de un buen programa de mantención preventiva.En zonas apartadas e inóspitas estos son de vital importancia. La rutina de mantención

debe ser capaz de ser ejecutada por personal no técnico.El sistema de energía de una mina subterránea es algo más complicado queel de una mina a cielo abierto.

7.5.- Infraestructura externa

La infraestructura externa considera una serie de instalaciones destinadas a darrefugio, confort, suministros y establecer condiciones mínimas de trabajo al personal de turnocorrespondiente, para obtener un óptimo desempeño de las labores.

La infraestructura externa básica con que se cuenta en el campamento son:

- Casino

Está dotado de cocina, comedor y bodega de alimentos.

- Dormitorios

Necesarios cuando la ubicación del yacimiento se encuentra alejado de sectores

poblados.

- Servicios higiénicos

- Casas de Cambio

Necesarios cuando el yacimiento se encuentra cerca de sitios poblados.

- Oficina de Ingeniería y Proyecto

En su interior debe contar con las siguientes áreas:- Proyectos- Geología- Topografía- Control de personal

- Posta de primeros auxilios

Dotada de todos los elementos necesarios para la prestación de primeros



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auxilios.

- Taller de mantención

Destinado principalmente a la mantención preventiva de la maquinaria y de losequipos que trabajan en la mina. ón.

- Estanque de agua

Para el abastecimiento del personal de la mina.

- Polvorín

En el se guardarán todos los insumos necesarios para abastecer la tronadura enel corto plazo.

- Sala de bombas y compresores

En estas dependencias serán instalados los equipos necesarios, tanto para elabastecimiento de aire comprimido como para las bombas que abastecerán los trabajos deinterior mina.

- Estanques de Combustible

Para el abastecimiento de combustible en el corto plazo.

- Castillete de soporte

Utilizado en el caso de que toda la extracción de mineral o parte de ella se hagamediante un sistema de extracción vertical.

VII.- COSTOS Y ESTIMACION DE COSTOS

1.- Estimación de Costos para Estudio de Factibilidad Preliminar



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La estimación de Costos de Capital y Operación de un proyecto minero

propuesto es usualmente requerido después que las reservas de mineral han sidodeterminadas, pero los mayores costos de capital estan relacionados con la exploracióndetallada de menas, layout del diseño de la mina, estudios metalúrgicos detallados y diseño

de planta general. En estas etapas del estudio de factibilidad preliminar, existe insuficienteconocimiento técnico como para realizar una estimación exacta de costos, y éstos sonestimados aproximadamente para suministrar una guía para una probable factibilidadminera, tamaño óptimo de la planta y una posible necesidad de estudios geológicosadicionales y nuevas exploraciones para justificar y extender posibles reservas minerales.La estimación de costos está basada, principalmente, en costos promedios calculados deproyectos mineros existentes, con permisos apropiados para condiciones de sitio general,métodos mineros, procesos de molienda.

Los costos estimados en un estudio de factibilidad son improbablemente másexactos que un ± 20%, y este grado de exactitud es insuficiente para suministrar una cierta

base para un mejor financiamiento minero o una garantía confiable de una beneficiosaoperación minera.

2.- Estimación de Costos para Estudio de Factibilidad Detallado

La estimación de costos con una exactitud de ± 10%, que es necesario paraun estudio de factibilidad detallado, requiere de un completo y extensivo trabajo técnico yestudios sobre la planificación minera, diseño y layout de planta en general, estudiosmedioambientales y avalúo de abastecimientos, laboreo y equipamiento requerido para laexplotación minera, molienda y servicio de las operaciones. El costo y el tiempo requerido

para el término de las actividades técnicas, para permitir la estimación de costos exactosrequeridos para explotación minera, molienda y servicios de las operaciones. El costo y eltiempo requerido para el término de las actividades técnicas, para permititr la estimación ecostos exactos requeridos para el estudio de factibilidad detallado, No puede sergarantizado si el estudio preliminar indica que los propósitos de la “aventura minera”(mining venture) no serán adecuadamente beneficiosos.

Los costos de capital exactos son estimados de la longitud (extensión),tamaño y cosotos unidtarios de la mina que se planea desarrollar, las dotaciones detrabajadores para equipamiento específico, costos unitarios por cantidad y contratistaspara excavación, fundaciones de concreto e instalaciones de tuberías, servicios electricos y

equipamiento.

Los costos de operación exactos son estimados de las cantidades y costosunitarios de todos los componentes de abastecimiento y laboreo, que son determinados porel conocimiento exacto del cuerpo mineral, el planeamiento minero y el diseño de la planta.



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Algunos aspectos de la m ina, planta o facilidad de servicio que no sonadecuadmanete determinados en términos de requerimientos técnicos y cantidad deabastecimiento, laboreo y requerimientos de construcción son incorporados en unconcesión que es agregada a los costos de capital y operación sean más alta que losanticipados cuando es dificultoso determinar las características precisas de un aspecto de la

mina o planta.

Porque la estimación de costos exactos requiere un armado del diseño demina y planta y operaciones características para la localización particular del cuerpomineral y el sitio de la planta. Los actuales costos de capital y operación de minasaparentemente similares no debería influenciar excesivamente la estimación de los costosde capital y operación de un nuevo prospecto minero. Por la experiencia del estimador decostos, debería intentar visitar una o más minas de similares características a su prospectominero de suerte que pueda tener una opinión de sí las condiciones locales en la minavisitada son más o menos favorables que las de su prospecto minero. Esta opinión deberíareflejarse en la estimación del más alto o más bajo costo de operación de la operación

propuesta.

De otro modo, la estimación de costos de capital se basa principalmente enel tamaño y naturaleza única de la m ina, y del sitio de la planta, la estimación de los costosde operación depende del avalúo de la probabilidad de coordinación imperfecta delesfuerzo humano en operar el equipamiento y el consumo de abastecimiento.

Para estandarizar los cálculos, La mayoría de las Empresas empleadas aquí están condicionadas a “Unidades Inglesas”. También el énfasis en este capítulo es sobreminería no carbonífera.

3.- Evaluación de condiciones mineras que afectan a los costos.

Los costos de capital y operación de un proyecto minero estan influenciadospor muchos factores que deben ser evaluados antes de estimar los costos de un estudio defactibilidad preliminar. Los mayores factores importantes que afectan a los costos son el“tamaño de la mina” y el “tamaño de la planta procesadora”, expresados en términos de“toneladas de mineral minado o molido por día de operación”

3.1.- Tamaño de la Mina ( o tasa de producción).

Después de descubierto un cuerpo mineral, la tasa de explotación minera ymolienda para el propósito del proyecto minero deben elegirse de tal manera que losbeneficios operacionales maximicen los ingresos sobre el capital invertido en desarrollar lamina, sin constrtuir la planta y los servicios. Si el trabajo de la mina es demasiado grandeen relación a la razonable seguridad de las reservas minerales, la vida operativa de la minaserá demasiado corta para producir un adecuado retorno sobre el capital invertido y ahí noserá la oportunidad adecuada para ajustar o corregir los defectos de la planta o laineficiencia de la operación antes que las reservas de mineral estén significativamente



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agotadas.

Si el tamaño de la mina es demasiado pequeño en relación al tonelaje de lasreservas del mineral, los beneficios de la operación serán demasiado pequeño pararecuperar el capital invertido, y es necesario que éste retorne en los primeros pocos años de

operación.

Después que la mina es puesta en producción , el costo de capital porampliar la planta minera será mucho más alto que el costo adicional de una planta minerainicialmente ampliada.

Una guía útil para calcular la “Tasa de tonelaje minero óptimo” es lafórmula de Taylor (1986).

La fórmula para “toneladas cortas” es:

T = 4,88 x Tr0,75

Dyr

Donde T son las toneladas corta (2000 lb) de mineral minado o molido por dia deoperación, Tr son las toneladas cortas estimadas de reserva mineral diluídas que sonseguras y razonalemente conocidas (por ej. reservas mineral probado más reservas mineralprobable, pero excluyendo a las reservas mineral posible por la inseguridad de suexistencia), y Dyr es el número de días de operación por año a plena capacidad. Dyr es deaproximadamente 250 para una mina que opera 5 días a la semana y 350 para una mina omolino que opera contínuamente 7 días por semana con menos paros de producción o días

festivos por año.Nota: - Si el proyecto es una mina se habla de toneladas minadas.

- Si el proyecto es un molino se habla de toneladas molidas.

3.2.- Requerimientos de Personal

Los costos de operación y capital estan influenciados por el número depersonal requerido para operar la mina, molino, y servicios con alguna tasa específicadiaria de tonelaje, ya que el número de personal requerido varía con los métodos a serusados en la explotación minera y molienda, y sea o no la planta minera extensivamentemecanizada o computarizada.

La guía para el número de personal requerido por la explotación minera,molienda y servicios como sigue. Para minas subterráneas las siguientes relaciones puedenser usadas para estimar el número de personal minero requerido para minas que usan varios

métodos mineros. T son las toneladas cortas de mineral minado por día, W es el ancho topepromedio en pies, y Nmm es el número de personas requeridas para la mina.



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Nmm = 8 x T0,7 Para minas sin mecanización con método Square Set.

W0,5

Nmm = 6,5 x T0,7 Para minas pequeñas, vetas estrechas.

W0,5

Nmm = 6 x T0,7 Para minas sin mecanización con método Cut and FillW0,5

Nmm = 2,5 x T0,7 Para minas mecanizadas, con método Cut and FillW0,3

Nmm = 3,2 x T0,7 Para minas sin mecanización y método ShrinkageW0,5

Para métodos mineros inconvenientes por stopes estrechos, donde el anchoinclinado W es comunmente más grande que 20 pies (6 mts.):

Nmm = 0,75 x T0,7 Para método Sublevel Stoping con blastholes (tiros largos) dediámetro pequeño (1 a 2 pulg. ó 25 a 50 mm.)

Nmm = 0,53 x T0,7 Para método de Cráter vertical en retroceso (VCR), usandogran diámetro (3 a 6 pulg ó 75 a 150 mm) blasthole.

Nmm = 0,72 x T0,7 Para método Room and Pillar con piso inclinado en roca dura.

Nmm = 0,38 x T0,7

Para Room and Pillars con piso acostado, roca blanda(aumentando a 70% si la mina tiene agua)

Nmm = 0,35 x T0,7 Para Block Caving usando equipo LHD (Load-Haul-Dump)para el carguío de mineral.

Nmm = 0,27 x T0,7 Para Block Caving usando Slusher para cargar.

Nmm = 0,42 x T0,7 Para minería contínua en filones.

El número de personal para Molienda Nml requerido para operar los molinos

que tratan T toneladas cortas de mineral de alta ley, en mina subterránea, diariamente, sepuede estimar con las siguientes fórmulas:

Nml = 0,78 x T0,6 Para Cianuración de minerales de metales preciosos.Nml = 0,57 x T0,6 Para Flotación diferencial de minerales de metales bases.

Nml = 0,95 x T0,6 Para Lixiviación, Extrac. por Solventes (SX) y Precipitaciónde menas de uranio.



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El número de personal de servicio “Nsv” puede estimarse como un

porcentaje del personal total de la mina y de la planta de molienda como se muestra acontinuación:

Nsv = 37,5% de (Nmm+Nml) Para minas subterráneas medianas y grandes,que son mecanizadas en la perforación y eltransporte de mineral.

Nsv = 20,6% de (Nmm+Nml) Para minas subterráneas pequeñas y medianascon perforación manual y poca mecanización.

El número de personal administrativo y técnico “Nat” requerido para unaplanta minera y de molienda puede ser estimado como un porcentaje del total requeridopara minería, molienda y servicios:

Nsv = 37,5% de (Nmm+Nml+Nsv) Para minas subterráneas y molinos

Debería notarse que las fórmulas de personal requerido para minería,molienda, servicios y actividades administrativas y técnicas no se deducen para personalreuqerido para fundiciones, refinerías, servicios mineros de ciudad, transporte deconcentrado o administración de oficinas fuera del área minera, porque estos serviciospuede que no sean requeridos por muchos proyectos mineros. Siempre que estos serviciospueden ser financieramente justificados por la circunstancias del proyecto minero, estepersonal debe estimarse en forma separada.

3.3.- Demanda del Poder Eléctrico

La carga peak en kilowatts por mes y el consumo promedio diario enkilowatt-hora puede estimarse con las siguientes fórmulas:

Carga peak en kW = 165 x T0,5 Para minas subterráneas que procesan (muelen) Ttoneladas de mineral diariamente.

Consumo kW-H/día = 1800 x T0,57 Para minería subterránea que eleva el mineral a unconcentrador superficial.

Comunmente, el concentrador y todo lo relacionado con este, cuenta con

cerca del 45% del consumo de energía eléctrica total en minas subterráneas que elevan elmineral hasta el concentrador de superficie.

3.4.- Limpieza del Sitio de la Mina

El área “A” ha ser limpiada, en acres es:



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A = 0,05 x T0,5 Para edificio concentrador, edificio de chancado, subestacióneléctrica, depósitos de bodega y edificios auxiliares.

3.5.- Tasación de Minas Subterráneas

Es dificultoso estimar el costo de un proyecto minero propuesto, a menosque las condiciones específicas subterráneas sean numéricamente accesibles. Esto deberíaser tasado por una persona familiarizada con la topografía del sitio, condiciones del suelo ygeología estructural del cuerpo mineral.

A) Sistema de Drenaje de la Mina

Este sistema comprende un colector subterráneo, bombas multietapas,controles, bombas en standby y tuberías para bombear el agua drenada desde la mina. Elcosto de este sistema esta en función de los caballos de fuerza totales instalados de lasbombas en operación (excluyendo las en standby) y cuyo entorno está en función de los

galones por minuto (lts. por segundo) totales multiplicados por el bombeo a superficie enpies (mts), por cada una de las estaciones de bombeo instaladas.

La tasa de bombeo en galones por minuto (US) por cada bomba es adistintos tiempos de flujo en cada estación colectora, y el bombeo a supeficie estarácomunmente entre 400 y 1500 pies (120 y 450 mts.). Es difícil estimar el flujo probable deagua en un cuerpo mineral que ha sido perforado, pero no desarrollado por cortestransversales subterráneos, flujos y construcciones. Sin embargo, algunas indicaciones de siel flujo de agua será débil o fuerte puede consegirse por examinación de los datos delnúcleo de la perforación, para determinar la presencia de zonas de fallas portadoras de aguay los registros de perforación que muestran la pérdida de agua en la perforación.

Los caballos de fuerza (HP) totales del sistema de bombeo es:

HP = Total de (GPM x Hd) (Para todas las estaciones de bombeo)2350

Donde:

GPM : galones por minuto (US)Hd : altura de bombeo en pies.

En general, cuando el sistema de bombeo no ha sido planeado en detalle, los

caballos de fuerza instalados para bombeo pueden ser aproximadamente estimados de lassiguientes fórmulas:

Hpinstalado = 8 x T0,5 Para minas con flujo pequeño y profundidad menor que 100 pies(300 mts).

Hpinstalado = 26 x T0,5 a 32 x T0,5 Para minas con flujo medio y con profundidad entre1500 y 3000 ft (460 a 900 mts).



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Hpinstalado = 62 x T0,5 Para minas con fuerte flujo.

B) Sistema de Ventilación Subterráneo

El costo de la instalación y operación de un sistema de ventilación varía conla energía instalada total (Hp) de todos los ventiladores de la mina. La energía instaladatotal varía con la cantidad total de aire, en C.F.M., multiplicada por la presión promedio delventilador en pulgadas de agua requeridos para mover esa cantidad de aire. En general, lagran minería requiere grandes cantidades de aire que la pequeña minería, pero la presión deventilación requerida para mover esta gran cantidad de aire aumenta en relación alcuadrado de la velocidad. Las grandes minas normalmente tienen grandes desarrollos deaccesos y grandes volumenes de labores verticales, de este modo la presión promedio delventilador en grandes minas generalmente no es más grande que en la pequeña minería másque por una pequeña cantidad de aire.

La cantidad de aire Q en CFM es:

Q = 1400 x T0,8 Para minas metálicas y de oro

Q = 1900 x T0,8 Para minas de uranio

Q = 500 x T0,8 Para minería no metálica sin polvo de naturaleza silicoso.

Presión típica del ventilador = 2,4 x T0,1 pulg de agua

Energía Instalada Total de ventilador (Hp) = Q (cfm) x pulg agua

3800

= 0,88 x T0,9 aproximadamente

La presión de ventilación típica y energía instalada pueden variarextensivamente si el acceso a la mina es pequeño en relación al tonelaje de mineral minadodiariamente.

C) Planta de Aire Comprimido

La capacidad C de la Planta en C.F.M es:

C = 170 x T0,5 Para mina subterránea que usa perforación con hoyospequeños y bloques, en métodos Shrinkage o Cut and Fill conanchos medios interrumpidos.



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C = 230 x T0,5 Para minas subterráneas pequeñas que usan perforación conhoyos pequeños, aire comprimido para slusher y cargadoresen bloques estrechos.

C = 130 x T0,5 Para gran minería subterránea usando grandes blastholes en

bloques anchos con equipo mecanizado diesel para transporte.

D) Extracción Vertical

Dos tipos de levadores son utilizados en el levantamiento de mineral enminas subterráneas: elevador de doble tambor y elevador con poleas de fricción. Loselevadores de doble tambor son apropiados para elevar mineral o transportar hombres yabastecimiento a varios niveles diferentes para todo tamaño de minas. Los elevadores conpoleas koepe son apropiados para minas profundas, elevando mineral desde los niveles másbajos y generalmente consume menos energía que la elevación con tambores dobles,considerando el mismo tonelaje desde un mismo nivel. A pesar de la economía que se logra

con las poleas de fricción, los tambores dobles son más frecuentes , porque ellos sonaplicables obre un extensivo rango de condiciones operacionales, y también porque ladisponibilidad de venta de los sistemas doble tambor pueden reservarse en operacionesmenos costosa y más rápido que la compra de un elevador nuevo completo.

El costo de instalación de un elevador depende del diámetro D (en pulg) deltambor y de la energía (Hp) del motor del elevador, la cual depende del peso de la cargatransportada por el skip y la velocidad de la cuerda.

La velocidad óptima de cordel S en pies por minuto (fpm) para elevarmineral es cerca de:

S (fpm) = 1,6 x h0,5 x T0,4 Para elevar T ton. por día desde una profundidad h en pies.

La velocidad de la cuerda para transportar mineros y abastecimientos esgeneralmente cerca del 30% más lento que la velocidad óptima para mineral. El diámetro Ddel tambor elevador, en pulgadas, debe ser cerca de:

D = 4,13 x T0,3 x h0,14

La energía instalada total del motor del elevador, o motores, debe ser:

Hp = 0,5 x (D/100)2,4 x S Donde D es el diámetro del tambor en pulgadas, y Ses la velocidad de la cuerda en fpm.

E) Tamaño de las Estructuras Principales

La altura de las estructuras principales que están alrededor del piqueprincipal debe ser suficiente para permitir que el skip descargue el mineral en los



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recipientes, los cuales deben tener capacidad de almacenamiento adecuada para la tasa detonelaje diaria, más una distancia vertical de seguridad para skip en viaje y una distancia defreno bajo la polea central de levación. La altura H de las estructuras (en pies) de la poleacentral que estan alrededor del pique principal es calculada por:

H = 8 x T0,3

+ 1,2 x S0,5

en la cual T son las toneladas de mineral minado diariamente, el cual es elevado a losrecipientes de mineral superficiales en 16 hrs/día, 5 días/semana, y S es la velocidad de lacuerda en fpm. El factor 8 x T0,3 representa a la descarga del skip en esa altura, y el factor1,2 x S0,5 representa la porción de viaje del skip. El peso W en libras, de la estructura deacero en una estructura principal de acero con polea central de altura H ft esaproximadamente:

W = 0,12 x H3 x (D/100)2

Para una estructura principal diseñada con seguridad para frenar la fuerza del elevador, conun diámetro de cuerda no menor que 1/80 del diámetro del tambor del elevador.Si la estructura principal también ayuda a otras tareas más pequeñas, como elevar jaulas, elpeso de la estructura de acero debe ser aumentado en un 20%.

F) Area del Pique Minero

Porque la tendencia a una mayor mecanización de las minas en estas últimasdos décadas, el área seccional de los piques disminuyó durante la década de los ‘80 así seaumentó la rapidez de entrega y hubo un servicio de carga más grande y un traspaso deequipamiento minero más rápiso.

El área “A” en piés cuadrados de un pique rectangular por el cual se eleva Ttoneladas de mineral diariamente es ahora:

A = 24 x T0,3 Para minas que elevan hasta 5000 TPD en un skip de doscompartimientos y jaula para mineros y para abastecimiento.

El diámetro D (en pies) de un pique circular para elevar mineral en skip y jaula para mineros y abastecimiento es:

D = 5,5 x T0,15 Para pique circular en que se eleva menos de 5000 TPD y setransportan mineros y abastecimientos en compartimientosseparados de una jaula.

3.5.- Desarrollo Minero Requerido para Minas Subterráneas

El desarrollo minero consiste de dos itemes:



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1. Desarrollo de galerías, transversales, rampas, construcciones, piques de traspaso,instalaciones de ventilación, subestaciones y colectores, que proveen de accesos yservicios para la explotación minera y de suficiente mineral para los primeros años deproducción de la mina y;

2. Preparación de suficientes unidades de producción para permitir la subsiguiente

explotación de mineral por seis meses, tiempo durante el cual se seguirá con lapreparación de unidades de producción, para tener preparado suficiente mineral paraunos nuevos seis meses de explotación.

El desarrollo minero es frecuentemente el costo de mayor dificultad para serestimado, de todos los costos de capital de preproducción anteriores a la planificaciónminera detallada, porque existe la incertidumbre de muchos planes de desarrollo opcionalesque pueden o no ser apropiados para la subsiguiente producción eficiente de la mina.

En general, el desarrollo minero para una mina nueva debe accesarse almineral a no más de 1800 días de producción y preparar una unidad de mineral a 125 días

de producción. El menor desarrollo genera problemas en el estable mantenimiento de laproducción mineral, y un excesivo desarrollo puede ser excesivamente costoso. La cantidadde desarrollo minero varía en relación al volúmen de reservas minerales, más que deltonelaje de reservas minerales, tanto que un mineral con la gravedad específica altarequiere menos desarrollo en estéril para accesar al mineral, que uno de más baja gravedadespecífica.

En general, el costo por pié (o por metro) de alguna excavación, de áreaseccional “A” en pie cuadrado es proporcional al exponente 0,6 del área “A”. De estemodo, se puede relacionar el costo por pié de longitud de algún tamaño de excavación deárea seccional “A” al costo por pié de una galería standadr de 8x8 (ft) por las siguientes

relaciones:

Galerías o transversales de área seccional cruzada “A” = 0,0825 . A0,6

Rampa de área seccional cruzada “A” = 0,0970 . A0,6 Construcciones de enmaderados 60º de área seccional “A” = 0,1122 . A0,6 Construcciones simples 50º de área seccional “A” = 0,0923 . A0,6 Exacavaciones de servicio de área seccional “A” = 0,0948 . A0,6

Al usar estas razones de costos, es posible convertir todo el desarrollominero de acceso en pies equivalente de galerías de 8x8 ft que podría costar lo mismo.

3.6.- Preparación de Bloques para 125 días de Mineral como tasa de Tonelaje Diario.

La cantidad de preparación para algunas áreas verticales dadas de mineraldepende del método Stoping, el intervalo entre niveles y el grado de mecanización de lasoperaciones. La cantidad de desarrollo de bloques para 125 días expresado como longitudequivalente de galería de 8x8 ft:

Long. de galería 8x8 = 72 . T0,48 . W0,2 Para método Shrinkage en cuerpos minerales



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excesivamente profundos con anchos demineral < 15 ft, en donde T son las toneladasminadas/día y W es el ancho del mineral en ft.

Long. de galería 8x8 = 8,15 . T0,7 . W0,5 Para método Cut and Fill con ancho de mineral

< a 15 ft.

Long. de galería 8x8 = 16,25 . T1,06 / W0,6 Para método stoping Blasthole que tienenancho de mineral sobre 15 ft.

Long. de galería 8x8 = 24,5 . T1,04 / W0,6 Para VCR en retroceso que tienen un ancho demineral sobre 20 ft.

Long. de galería 8x8 = 185 . T06 . H0,2 Para Block Caving con interrupción de pisoyacente mineral con menos de 40 ft de espesorH es la altura del intervalo mineral.

3.8.- Características generales de los Costos de Capital y operación.

Las fórmulas de costos son para estimar los costos de capital y operacióndonde el valor de los principales factores que afectan estos costos se incorporan en unaecuación algebraica de la forma:

Costo = K. QX , ó Costo = K . QX . TY

Donde K es una constante, Q y T representan los valores numéricos del o los factores quetienen una mayor influencia sobre los costos, y “X” e “Y” son exponentes (normalmente

entre cero y uno) que miden la tasa de cambio en el valor de Q o T y en el cambio de loscostos.

La práctica contable convencional contribuye a considerar los costos como“fijos” (por ejemplo: costos que permanecen relativamente constante indiferentes deltamaño o complejidad de las instalaciones mineras) o “variables” (por ejemplo: costos quevarían en directa relación a alguna cantidad “Q” que refleja el tamaño de las instalacionesmineras). Alternativamente, algunos costos pueden ser considerados como una mezcla decostos fijos y variables.

En la práctica minera, sin embargo, los costos no son efectivamente fijos o

variables, tampoco son una mezcla de costos fijos o variables. Es más exacto considerar atdos los csotos mineros, como existe en algunas partes, entre ligeramente variables (costo =K.Q0,1) y fuertemente variable (costo = K.Q0,4).

Virtualmente, todos los intereses de costos de capital de adquisición varíancon la capacidad “C” de la planta en un exponente cercano a 0,6 o 0,7; consecuentementeun gran item de equipamiento serán invariablemente de costo menor en compra einstalación, que dos itemes pequeños de equipamiento con la misma capacidad total. Lamayoría de los itemes de costos de laboreo por día varían en relación al tonelaje diario en



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un exponente entre 0,4 y 0,8, por el contrario la mayoría de los items de abastecimientovaría con el tonelaje en un exponente entre 0,6 y 0,9. El resultado neto de este costo es quesi dos o más minas son operadas de la misma manera, bajo las mismas condiciones, el costode operación por tonelada más pequeño conseguido por la mina será el que saque el mayortonelaje por día.

4.- Guía de Costos para Costos de Capital de Proyectos Mineros

Las fórmulas de costos para proyectos mineros descritas en este segmento sebasan en los costos actuales de proyectos mineros desde 1980, los cuales han sidoactualizados por índices estadísticos al costo equivalente para el tercer cuarto de 1988.

4.1.- Proyectos Mineros Subterráneos

A) Limpieza del Sitio

El costo de capital de limpieza de sitio para instalaciones principales de lamina, galpón del elevador, casa de cambio y edificios de servicios misceláneos, dependedel área “A” en acres a ser limpiada y, para algunas extensiones, de la densidad de árbolesy de la inclinación del área a limpiar. La elección del sitio para las instalaciones delelevador permite una limitada cantidad de flexibilidad para optimizar el costo de lalimpieza del sitio, evitando así las condiciones de roca adversas para abrir un pique oterreno inestable para las instalaciones principales y fundaciones del galpón del elevador.

Costo limpieza de sitio mina = US$ 2000 . A0,9

B) Costo de Capital de Aberturas de Piques

El costo de capital de abertura de piques depende del área cruzada del pique.El costo de la abertura de un pique incluye un costo fijo de erción de las instalacionestemporales para una abertura y el concreto para el collar del pique.

El mayor costo para la abertura de piques de 1000 ft. (300 mts) o más es elcosto unitario por pie (mts) de pique. Este costo unitario tiende a incrementarse a medidaque se profundiza el pique, porque será mayor el tiempo de viaje del elevador para sacar la

marina. El costo unitario también incluye el costo de exacavación de las estaciones detrabajo en el interior del pique a cada cierta profundidad.

Costos Fijos para pique rectangular (CPR):

CPR = US$ 140000 . A0,25 Costo unitario por pie, por profundidad en ft. (CUP):

CUP = US$ 139 . A0,45 . Ds1,05

donde “A” es el área en ft2 del pique rectangular y Ds es la profundidad del pique en ft.



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Costos fijos para pique circular (CPC):

CPC = US$ 135000 . d0,5

Costo unitario por ft, por profundidad del pique (CUPC):

CUPC = US$ 307 . d0,7 . Ds1,05

Donde d es el diámetro del concreto del pique en ft y Ds es la profundidad del pique enpies.

C) Costo de Capital de las Instalaciones de Elevación.

Dependen del tamaño y tipo de elevador o elevadores, de la velocidad delcordel de elevación, de la profundidad del pique y de las toneladas diarias a ser elevadas.

Costo de elevador = US$ 700 . D1,4 . Hp0,2 Para elevadores skip nuevos más una jaula de servicios.

Costo de elevador = US$ 540 . D1,4 . Hp0,2 Para elevadores reacondicionados alembarque de mineral más jaula deservicio.

Costo de elevador = US$ 700 .(0,9. D)1,4 . Hp0,2 Para elevadores nuevos solamente demineral (es necesario solamente untambor de diámetro igual al 90% de D)

Costo de elevador = US$ 700 . (0,8.D)1,4 . Hp0,2 Sólo para jaula nueva. Es necesario untambor de diámetro igual al 80% de D.

Instalación de elevador = US$ 64 . D1,8 Para instalación de un elevador con untambor de diámetro D en pulg.

Construcción del galpón del elevador = US$ 4,90 . A1,4

Donde A es el área del galpón en ft2

D) Costo de Capital del Armado Principal.

El costo del armado principal depende del peso del acero requerido, el cual asu vez depende de la altura H en pies y de la fuerza de rompimiento de la cuerda delelevador. Los costos son:



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• Costo de la estructura del armado principal para un sólo elevador, incluyendo el collardel pique y fundaciones:

C = US$ 19 . W0,9

• Costo de la estructura del armado principal para dos elevadores, con collar del pique yfundaciones:

C = US$ 19 . (1,2 . W)0,9

Nota: Sumar 15% a los costos si el armado principal está forrado y aislado, con planta decalefacción para asegurar que el mineral húmedo no se congele en la descarga delskip ni en la tolva para mineral. El costo de encierro de mineral en las tolvas, skip yen la descarga del skip, jaula, y contrapeso tenderán a variar con el tonelaje diario;pero los costos también son afectados cuando el concentrador opera más días porsemana que la mina, de este modo se requiere un almacenaje mayor de mineral para

la molienda de fin de semana.

El costo de las tolvas para minerales, skip, jaulas, contrapeso, etc, es:

C = US$ 700 . T0,7 Para minas que operan el mismo horario de trabajo que elmolino.

C = US$ 1150 . T0,7 Para minas que operan 5 días por semana mientras que elmolino y el chancador operan continuamente.

E) Desarrollo Minero y Preparación de Paradas (o Bloques)

La cantidad de desarrollo minero y preparación de bloques que debe serconpletada en la fase de preproducción antes que la mina entre en producción de mineral.Esta cantidad de desarrollo expresada en términos de largo equivalente de galerías de 8x8ft. El costo de desarrollo minero para un cuerpo mineral excesivamente profundo, con unagravedad específica de 2,7, una potencia mineral promedio de W(ft), y una producciónesperada de T toneladas de mineral diario, podría ser:

C = US$ 11000 . T1,2

W0,9

C = US$ 36200 . (T/SG)1,2 W0,9

El costo de la preparación inicial de una mina, es decir, de bloquesmineralizados y equivalente a 125 veces el tonelaje diario esperado de mineral a serminado, depende del tipo de método stoping a ser empleado como muestran las siguientesfórmulas:



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C = US$ 10620 . T0,48 . W0,2 Para ShrinkageC = US$ 1200 . T0,7 . W0,5 Para Cut and FillC = US$ 2400 . T1,06 / W0,6 Para Blast HoleC = US$ 10620 . T1,04 / W0,6 Para VCRC = US$ 27400 . T0,6 . H0,2 Para Block Caving. H es el

espesor de la unidad deexplotación en pies.

F) Costos de Equipos de Perforación, Carguío y Transporte.

Este costo incluye todo el equipamiento para perforación, carguío ytransporte de mineral, donde tal equipamiento no están fijos en un lugar ni instalados enfundación. La potencia de mineral en el bloque determina el factible uso de perforadorasmóviles, cargadores de gran capacidad y equipos de transporte. Para acomodar talequipamiento se requiere grandes desarrollos de apertura. Las minas con cuerpos mineralesestrechos tienen restricciones en la elección del método stoping; la èrforación es manual, y

el carguío de mineral o arrastre es hecho con pequeño equipo neumático.

Costo de equipamiento = US$ 24600 . T0,8 W0,3

G) Costos del Sistema de Ventilación Minero

Está influenciado por el alcance de la mecanización en las actividades deperforación, carguío y transporte, pero este costo será un poco aminorado por el gran

desarrollo de apertura necesario para acomodar e ingresar este equipamiento.

Los costos de ventilación son adversamente afectados cuando la mina esmuy profunda y aumenta la temperatura del aire, profundidad en la cual decrece la energíay confort del ser humano. La cantidad de aire de ventilación y también los costos, sonincrementados con la emanación de polvo siliceo y radiación de la explotación minera. Engeneral la medida más segura de los costos del sistema de ventilación es la energía Hp

instalada total de todos los ventiladores del sistema. Los costos del sistema de ventilaciónson:

C = US$ 14000 . Hp0,6 Para oro y metales básicos.

C = US$ 16800 . Hp0,6 Para minas de uranio.

C = US$ 7500 . Hp0,6 Para minas no metálicas sin polvo siliceo.

H) Costo del Sistema de Bombeo Minero.



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El costo del sistema de drenaje depende de la energía (Hp) de bombeoinstalada total estimada. Estos costos incluyen el concreto del embalse y las estaciones debombeo, el costo de instalación de bombas, el costo de las bombas standby, la instalaciónde tuberías desde las etaciones de bombeo a los piques o chimeneas (pero las tuberías delos piques estan incluídas en los costos de abertura de piques), el equipamiento de control

del bombeo y el equipo para remosión de lodo. El costo del sistema de bombeo es:

C = US$ 3400 . Hp0,7 Para minas con flujo de agua medio y 1500 a 3000 ft.(460 a 910 mt) de profundidad.

C = US$ 1400 . Hp0,7 Para minas poco profundas con poco flujo de agua yprofundidad menor que 1000 ft (300 mts)

C = US$ 5800 . Hp0,7 Para minas con fuerte flujo de agua y profundidad bajolos 1000 ft (300 mts.)

I) Costo del Sistema de Abastecimiento de Agua.

Depende principalmente de la cantidad de perforación y del tipo deperforadora a ser usada para el desarrollo minero. Las minas de poco tonelaje generalmenteusan “patas neumáticas” y labores verticales para perforación, pero las minas de mayortonelaj, generalmente, usan grandes perforadoras con Jumbos y perforación de tiros largosen desarrollos y unidades de explotación. El costo del abastecimiento de agua es:

C = US$ 5300 . T0,4 Donde T son toneladas de mineral explotado diariamente.

J) Costos de las Instalaciones Subterráneas de Chancado Primario.

Está genralmente instalado en el interior de la mina, excepto en minaspequeñas en donde el mineral es finamente tronado con poca granulometría gruesa. Unchancador primario de mineral,anterior a la elevación, reduce los problemas de extracción ycarguío de los skip, descarga y transporte exterior en correas transportadoras. El área(pulg2) de la abertura de alimentación (feed) para el chancador de mandíbula, determina lacapacidad en TPD “T” que pueden chancarse en la mayoría de las minas de rocas duras:

A = 29 . T0,5

El costo de un chancador de mandíbula es:

C = US$ 24,50 . A1,2 y

C = US$ 1370 . T0,6 aproximadamente.

El costo de instalación de un chancador de mandíbula en un área excavada(estación de chancado), incluyendo fundaciones, sistemas de alimentación de mineral ycolector de polvo, es:



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C = US$ 210 . T0,7

K) Costo de un Taller de Reparación Mecánico.

Si bien las minas pequeñas producen menos de 600 TPD de mineral,generalmente tienen un taller de reparaciones superficial para el servicio al equipamientominero más el pequeño equipamiento móvil del molino y otros servicios. Las minasgrandes, las cuales son extensivamente mecanizadas con gran equipamiento, usualmenteprefieren localizar el taller de reparación en el interior de la mina para evitar retrasos en laextracción del equipo minero a talleres superficiales. El costo del equipamiento yestabilización de una excavación para un taller de reparción subterráneo, para minas conuna producción de T toneladas de mineral diario se estima por:

C = US$ 14600 . T0,4

Este taller de mantención se loacliza generalmente adyacente al pique deelevación o cercano a la rampa principal, y puede también inluir un área para reparación ymantenimiento de perforadoras.

L) Costo de Planta de Compresión.

La capacidad “C” (ft3 /min) de aire comprimido requerida para minassubterráneas puede estimarse. El costo de los compresores y todos los equipos accesoriosinstalados en la pieza de compresores, sobre una fundación de concreto, puede estimarse

asi:

C = US$ 920 . C0,7

M) Costo de la Distribución de Aire Comprimido y Agua.

El costo de la instalación de tuberías para distribuir aire comprimido y aguapara todos los lugares de trabajo en la mina, depende principalmente de la longitud deldesarrollo lateral expresado en largo equivalente de galerías de 8x8 ft, y particualrmente dela capacidad total del compresor en CFM. La longitud del desarrollo lateral L generalmente

está en función del tonelaje explotado diariamente T y de la potencia de las unidades deproducción W:

L(ft) = 1276 . T0,6

W0,4

El costo de la instalación de cañerías subterráneas es:



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Costo = US$ 2,80 . L0,9 . C0,3

N) Costo del Sistema de Distribución del Relleno (Para Cut and Fill)

El costo del sistema de relleno hidráulico depende de la longitud deldesarrollo lateral L (ft) y de las toneladas por día de mineral T, para el método Cut and Fill.

Costo Distribución = US$ 1,30 . L0,9 . T 0,6

Ñ) Costo de la Distribución Subterránea de Electricidad.

El costo de las subestaciones y cables de nergía subterráneos depende de lacarga peak promedio de la mina en kW. Puesto que el sistema de extracción vertical sealimenta de la distribución electrica superficial, el consumo de energía y carga peak de lostalleres de la mina localizados generalmente en el interior de esta, no absorverá más del

15% de la carga eléctrica total. De este modo, si la carga peak de la planta en kW se estimaen 165 . T0,5 para una mina y molinos que producen T toneladas de mineral, la porción deesta carga que es atribuible a los talleres subterráneos es de alrededor de 24,75 . T0,5 en kW.

El costo de la instalación del cableado y subestaciones subterráneas seestima en:

C = US$ 1600 (kW)0,9 Donde kW es la porción de la carga peak atribuible a los talleres subterráneos.

4.2.- Concentrador y Talleres Superficiales para Proyectos Mineros

Se asume que el molino opera 7 días a la semana. De este modo, el tonelajediario de mineral tronado es el mismo a moler. La guía de costos están basados en que lacapacidad del molino es el 71% del tonelaje diario tronado en 5 días por seman y que laplanta de chancado tiene la misma capacidad diaria que la mina. En todos los casos en quelos costos se presenten como una función de T toneladas de mineral diario, el número Tserá

la capacidad diaria en toneladas del equipo costeado, indefenrentes de cuanto tarbajen losequipos.

A) Costos de Limpieza de Terrenois para: Concentrador, Planta de Chancado e

instalaciones de servicios. Los caminos de acceso al sitio del concentrador deben ser construídas desde

los caminos existentes más cercanos, de tal manera que también quede cercano a lasinstalaciones del elevador, al estanque de relaves y a la fuente de abastecimiento de agua.Los costos para la limpìeza y caminos de accesos a la planta son estimados por:

Costo Limpieza = US$ 2000 . A0,9 Para área de pocos árboles con inclinación nomayor a 20%.



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Costo Caminos = US$ 280000 x Milla Para caminos de arena con ancho de 30 ft (9 m)

en una región suavemente montañosa.

Estas fórmulas deberían modificarse en ± 30% por una inclinación más

favorable o más adversas y condiciones mayores de vegetación arbórea.

B) Excavación de Sobrecarga.

El suelo de sobrecarga debe descortezarse del lugar donde se instalarán losedificios e instalaciones. El costo de la extracción de sobrecarga de “Do” ft de profundidadsobre un área de “A” acres será:

C = US$ 1000 . A0,8 . Do

Si hay Cu yd3 de roca que requiere perforación, tronadura y transporte al

sitio de descarga, este volúmen excavado costará:

C = US$ 200 . Cu0,7 Para excavaciones de sobre 100000 yd3 (76km3)

Si la excavación es en roca que puede ser quebrada, la excavación costarásolo el 20% de los costos anteriores. Si hay “Cd” yd3 de roca a ser excavada por excavacióndetallada, y “Fc” yd3 de relleno compactado a ser colocado, el costo de excavación ycompactación será:

C = US$ 850 . Cd0,6 + US$ 75 . Fc0,7

C) Fundación de Concreto para Edificio del Concentrador.

Es dificultoso estimar la forma y volúmen del modelo de concreto antes queeste modelo haya sido diseñado, de aquí los costos de concreto relativo al volúmen sonincieros para una estimación preliminar. De todas maneras, el costo de la fundación deconcreto aproximado es:

C = US$ 30000 . T0,5 T : tonaladas diarias.

D) Costo del Edificio del Concentrador.

Incluye todos los costos de construcción del edificio sobre la fundación de

concreto y anexos al edificio, más los costos de las oficinas interiores, laboratorios y casade cambios. Sin embargo, no inluye el costo del equipo del proceso, tuberías o alambradoeléctrico, ya que estos costos están incluídos en los costos de cada área funcional. El costodel edificio es:

C = US$ 27000 . T0,6 T: Toneladas de mineral diariamente.

En climas fríos, el costo adicional por aislamiento, calefacción y cargador de



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nieve, probablemente incrementarán los costos del edificio en cerca de 10%.

E) Planta de Chancador Primario con Chancador Giratorio.

C = US$ 63 . T0,9 Costo sólo de chancador

El costo de la excavación y del concreto de las fundaciones para elchancador primario, instalación del chancador, construcción del aparato de descarga ytolva, más correa transportadora y el alimentador bajo el chancador es:

C = US$ 15000 . T0,7 Excluyendo al chancador.

F) Costos de Correas Transportadoras y Chancador Secundario.

Este costo incluye el edificio planta del chancador, más instalación deequipo anexo y correas transportadoras:

C = US$ 18000 . T0,7

El costo puede ser 12% más alto si la correa transportadora debe encerrarseo taparse y calefaccionarse.

G) Costos de Sección Molienda y Alamacenamiento de Mineral Chancado Fino.

El tamaño y costo de los molinos depende del tonelaje de mineral a seerevacuado por cada molino, pero ello también depende de la dureza del mineral medida porun índice de trabajo y la fineza de la molienda necesaria para obtener el concentrado

deseado. El costo de la molienda y del almacén es:

C = US$ 18700 . T0,7 Para mineral medio duro con índice de trabajo de 15,evacuación de 70% pasando la malla 200.

C = US$ 12500 . T0,7 Para mineral blando, evacuación de 55% pasando lamalla 200.

C = US$ 22500 . T0,7 Para mineral duro con índice de trabajo mayor a 17,evacuación de 85% pasando la malla 200.

H) Costo de la Sección de Procesamiento y Secciones Relacionadas. El costo de capital para esta sección cubre la compra e instalación de todo el

quipamiento requerido para concentrar o extraer los minerales valiosos desde la mezcl demienrales evacuados, y procesos a los concentrados o minerales textraídos de sólidos secoso metales impuros que son directamente vendibles como concentrados secos. Este costo decapial inluye equipamineto y tanques espesadores, filtros, precipitadores, lixiviación,extracción por solventes, etc. más todas las tuberías del proceso, cableado eléctrico ycontrol del proceso.



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1.- Lixiviación por cianuración para minerales de oro de alta ley, seguido por una

precipitación de polvo de zinc (proceso Merrill Crowe), filtración, secado y refinacióndel oro.

Costo Capital = US$ 60200 . T0,5

2.- Lixiviación con cianuro de minerales de baja ley, CIP (carbón-en-pulpa) o CIL (carbón-en-lix) para absorción y refinación:


3.- Minerales de oro de alta ley con metales bases sulfurados; lixiviación con cianuro,flotación secundaria, absorción con carbón (proceso CIP ó CIL), filtración,espesamiento, secado y refinación:


4.- Minerales de cobre y metales bases de baja ley con menor contenido de oro, los cualespueden ser recobrados con fusión, flotación, espesamiento, filtrado y secado deconcentrados de cobre auríferos:


5.- Minerales piriticos de oro y plata donde los metales preciosos se localizan en mineralesde pirita. Flotación diferencial, calcinación selectiva, recuperación de materialesdeletereos, cianuración, espesamiento, precipitación, filtrado y refinación:


6.- Minerales de Cu/Pb de lata ley, minerales de Cu/Zn, minerales de Pb/Zn, o minerales deCu/Ni. Recuperación por flotación diferencial, espesamiento, filtrado y secado deconcentrados eparados:


7.- Minerales de metales de base compleja que contienen al menos 3 metales valiosos con

una cantidad menor de recuperación de metales preciosos; minerales de Cu/Zn/Pb,minerales de Pb/Zn/Ag, Minerales de Cu/Pb/Ag o minerales de Cu/Zn/Au.Recuperación por flotación direfencial, espesamiento separado, filtración y secado devarios concentrados y/o de la mayor parte de los concentrados:


8.- Minerales no sulfurados que contienen metales especiales tales como: niobio, tantalio,



102

tungsteno y estaño en minerales que no responden a la flotación y que son separadospor métodos de concentración gravitatorios especiales:

Costo Capital = US$ 5000 . T0,7 a US$ 13000 . T0,7

9.- Minerales de uranio: lixiviación ácida, decantación en contracorriente, clarificación,extracción por solvente y precipitación Yellowcake:

Costo Captital = US$ 150000 . T0,5 a US$ 200000 . T0,5

I) Costo de Capital de Almacenamiento de Relaves Iniciales

Existen muchos aspectos, pero se ausentan los aspectos adversos y si estádisponible un sitio apropiado para el relave dentro de 2 millas a la redonda en relación a ladel molino, y la naturaleza del relave no tendrá efectos adversos en el medio ambiente, Elcosto mínimo de almacenaje de relqaves puede ser:


J) Costo de Capital de Recuperación/Almacenamiento de Relleno Hidráulico.

En Cut and Fill, el relleno hidráulico requerido puede ser obtenido del relaveque sale del ciclón.El cosot de la recuperación de relleno y de la planta de almacenamientoes:

C = US$ 4500 . T0,7

K) Costo de Capital del Sistema de Abastecimiento de Agua.

El costo de la planta de bombeo de agua fresca, las plantas de aguarecicladas y provisión para el abastecimiento de agua para incendios, más el abastecimientode agua potable, varía de acuerdo a la topografía del lugar y la proximidad y la naturalezade las fuentes cercanas de abastecimiento. El sistema de abastecimiento podría costar:

C = US$ 14000 . T0,6

L) Costo de Subestación Eléctrica y Distribución Eléctrica de Superficie.

El costo de capital de la distribución eléctrica para una planta minera y demolienda, depende principalmente del tamaño de la carga eléctrica peak en kilowatts. Elcosto de abastecimiento de energía depende de si la energía es generada para una utilidadeléctrica o para una planta diesel-eléctrica minera.

Si la mina se abastece de una subestación de energía con transformadores, elcosto será de:



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C = US$ 580 . (kW)0,8 Donde kW es la carga peak.

El costo de la distribución de la instalación de energía de bajo voltaje para elconcentrador superficial, planta de chancado y talleres superficiales, incluyendo el elevadorde la mina y la planta de compresión, pero exluyendo la distribución en la mina subterránea

es:

C = US$ 1150 . (kW)0,8

A veces es necesaria una planta generadora diesel-eléctrica para minaspequeñas de ubicación remota o para el abastecimiento de una mina grande, la cual puederequerir una planta de energía satndby para proteger a los equipos vitales, y este está dadopor:

C = US$ 6000 . (kW)0,8

M) Costo de los Servicios de Planta Generales

Estos costos incluyen los de construcción, provisiones y equipamiento de lasoficinas administrativas generales, depósitos generales, talleres de reparación eléctrico ymecánico (para equipamiento de molinos más pequeños y equipamientos de servicios),garages de vehículos, casas de cambio, estaciones de primeros auxilios y rescate minero,estaciones de seguridad más vehículos de propósito general, lote de estacionamientos ycercado de patios. El tamaño de los edificios tienden a depender del número de empleadospor cada edificio.

1.- Oficina Administrativa: El espacio de piso pro persona tiende a incrementarse con el

número de administrativos y staff técnico. Esto refleja además los complejos registroscontables, staff técnico y consecuentes requerimientos de más espacios para

computadores, planos mineros y archivos de referencia. El área “A” total de las oficinas enft2, basada en el número de personas Nat, es:

A (ft2) = 35 . (Nat)1,3

y el costo de las oficinas es:

C = US$ 155 . A0,9

2.- Taller de Mantención de Planta Superficial: El personal de mantención Nsv requerirá

cerca de 85 ft2 por persona para mantención y reparación de equipo móvil del molino yde los departamentos de servicio. El costo de taller es:

C = US$ 102 . (85 . Nsv)0,9

3.- Casa de cambio de la Mina: requiere cerca de 24 ft2 /personas de la nómina de la mina(Nmm para minas subterráneas), e incluye la estación de primeros auxilios y rescateminero:



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C = US$ 125 . (24 . Nmm)0,9

4.- Costo de depósitos de superficie: Estos deben acomodar todos los abastecimientos ypartes disponibles para la mina, molino y servicios de apoyo que deben ser mantenidos

bajo techa. Los abastecimientos voluminosos tales como tablones duros, aceroestructural, etc, pueden ser guardados no en el exterior, en la mayoría de los climas:

C = US$ 5750 . T0,4 Con “T” toneladas molidas por día

5.- Talleres misceláneos de superficie: Estos incluyen vehículos de propósito general ygarages, estaciones de seguridad y cercados de patios, lotes de estacionamientos yservicios misceláneos:

C = US$ 10000 . T0,5

4.3.- Costos por Jefaturas del Proyecto Minero (Staff del Proyecto).

Entre los costos directos de actividades específicas de un proyecto mienro,existen costos sustanciales y gastos envueltos en el diseño de un proyecto, costos generalespor sitio, sepervisión y administarción, y provisión de capital de trabajo. Estos costos de jefatura superior pueden estimarse en función del costo directo total “D” en dólares, o sea,“D” es el costo directo de todo el proyecto.

1.- Ingeniería: Este incluye los costos de estudios de factibilidad, estudios de estudio deimpacto medio ambiental, ingeniería de diseño, especificaciones de equipamiento y

metas productivas, y servicios de sonsulta especializados:C = US$ 2,30 . D0,8

2.- Costos de Sitio General: Estos costos incluyen costos de construcción de campamento,equipamiento de construcción especializado y costos de construcción general del sitio:

C = US$ 0,310 . D0,9

3.- Costo de supervisión del proyecto: Este incluye supervisión del proyecto, planeamientoy presupuesto, y administración de la construcción:

C = US$ 1,80 . D0,8

4.- Costos de administración: Estos incluyen la oficina local de administración con loscostos representantes de la corporación propietaria, contabilidad y pago de contratistasgeneral, más el trabajo de preproducción del staff operativo:

C = US$ 1,50 . D0,8



105

Los costos de jefatura del proyecto, como un porcentaje de los costos directos delproyecto tienden a variar dependiendo del tamaño y complejidad del proyecto.

5.- Capital de Trabajo: La asignación del capital de trabajo para un proyecto minero deberáser suficiente para cubrir todos los costos operacionales más los pagos del inventario

inicial total, hasta que el proyecto empiece a generar ingresos de los productos fundidoso concentrados.

4.4.- Guía de Costos para Costos de Operación de Minas y Molinos.

La guía de costo suministrada en la forma “Costo=KTX”, calcula el costo decada actividad minera como una función de las toneladas T de mineral explotado yexpresado éste como un costo por día de actividad minera. El costo por tonelada puedederivarse de la fórmula dividiendo el costo por día por las toneladas minadas por día.

Costo por tonelada = KTX

T

4.4.1.- Costo de Operación por día en Mina Subterránea.

El costo por día para diferentes métodos mineros incluye el costo de laboreo yabastecimiento para perforación, tronadura, fortificación, carguío y transporte demineral desde la frente. Estos costos cubren sólo los trabjos ejecutados por lascuadrillas que van a mineral y a estéril, y no incluye el laboreo y abastecimiento enchancado, transporte, y elevación de mienral; ninguno de los costos incluye: servicosgenerales de la mina,

supervisión o actividades mineras que no están especificadas en los métodos mineros a serusados para recuperar el mineral de las unidades de explotación.

A.- Los costos de los métodos Stoping son:

1.- Costo Shrinkage = US$ 146 . T0,6 por día2.- Costo Cut and Fill = US$ 185 . T0,6 por día3.- Distribución de Relleno = US$ 22 . T0,7 por día4.- Costo de Long Hole = US$ 160 . T0,6 por día5.- Distribución de Relleno para Long Hole = US$ 12 . T0,7 por día

con relleno.

6.- Costo VCR = US$ 125 . T0,6 por día7.- Costo Room and Pillar (roca blanda) = US$ 85 . T0,6 por día8.- Costo Room and Pillar (roca dura) = US$ 130 . T0,6 por día9.- Costo Sublevel Caving = US$ 115 . T0,6 por día10.- Costo Block Caving = US$ 105 . T0,6 por día

Este guía de costos de producción estan basados en la presunción de que losanchos (o altos) de las unidades son: Shrinkage 2,4 mts, Cut and Fill 4,6 mts, Long Hole y



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VCR 9,1 mts, Room and Pillar 3,7 mts de alto, pero el ancho original de una unidad W (oalto H) es distinto del ancho Wa (o alto Ha asumido para estos costos; los costos deberáncorregirse por las siguientes relaciones:

Costo Corregido = (Wa/W)0,4 ó (Ha/H)0,4

B.- Costo por día de la Preparación: Los costos de preparación pueden estimarse de lasiguiente manera:

C = US$ 85 . T0,48 . W0,2 Para ShrinkageC = US$ 9,6 . T0,7 . W0,5 Para Cut and FillC = US$ 19,2 . T1,06 / W0,6 Para BlastHoleC = US$ 29,04 . T1,04 / W0,6 Para VCRC = US$ 2200 . T0,6 . H0,2 Para Block Caving

C.- Costo por día para Extracción Vertical y Chancado: Cuando el chancado se realiza en el

interior y luego se eleva el mineral, el costo por día depende principalmente de lastoneladas de mineral chancadas o elevadas por día.

Costo por día de chancado = US$ 2 . T0,8

Costo por día de elevación = US$ 4,7 . T0,8

D.- Costos de Servicios generales de mian: Estos costos incluyen todos los reuqrimientosde laboreo y abastecimiento para mantener todos los servicios mineros directos,incluyendo: ventilación, bombeo de agua drenada, mantención y reparación de equipominero,

mantenimiento de los niveles de desarrollo y fortificación, más el staff de supervisres de lamina.

Costos de serv. Gral Mina = US$ 75 . T0,8

Costo de Superv. Mina = US$ 12 . T0,7

4.4.2.- Costos de Operación por día en el Concentrador y Servicios Anexos.

Los siguientes costos ofrecen aproximaciones estimadas de los costos pordía del chancado y la concentración:

A.- Costos por día del chancado primario: Estos incluyen el costo de chancado primario, eltransporte en correa transportadora desde el chancador hasta el stockpile, más los costosde operación en el mismo stockpile.

C = US$ 2 . T0,8

B.- Costo por día de transporte (conveyor) y chancado fino: Estos incluyen chancado fino,



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transporte desde el stockpile y transporte al almacén de mineral fino.

C = US$ 12,6 . T0,6

C.- Costo por día del almacén de mineral fino y molienda: Estos incluyen almacenamiento

de mineral fino y los molinos de barras, de bolas y/o SAG

C = US$ 4,9 . T0,8

D.- Costo por día de la Sección de Procesos: Estos incluyen los costos de operación detodas secciones envueltas en la concentración de mineral por flotación o por gravedad,lixiviación de minerales, espesamiento de mezclas, cambio de iones, precipitación,filtrado, secado y recuperación de concentrados metálicos.

C = US$ 65 . T0,6 Para cianuración de minerales de oro/plata.

C = US$ 54 . T0,6

Para flotación de minerales de metales de base simple.

C = US$ 34 a US$ 41 . T0,7 Para minerales de metales de bases complejasvariando

en complejidad.

C = US$ 65 . T0,7 Para minerales de uranio por lixiviación, CCD,extracción por solventes y precipitación.

C = US$ 45 . T0,7 Para minerales no sulfatados y no flotables quecorresponden a la separación por gravedad.

Los costos por día de relave son:

C = US$ 0,92 . T0,8 Para todos los concentradores.

Los costos por día de los eensayos son:


Los costos por día: generales, de mantención y de supervisión son:


E.- Costo por día de energía eléctrica:

C = US$ 164 . T0,56

F.- Costo por día de servicios superficiales: Si el número de personas que laboran enservicios generales y mantenimiento es Nsv, entonces el costo diario de losdepartamentos de mantención y servicios generales es:



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C = US$ 157 . Nsv

G.- Costos de administración y staff técnico:

C = US$ 222,6 . Nat

VIII.- EVALUACION DE PROYECTOS MINEROS

Toda valoración económica de un proyecto ha de considerar, en principio, elvalor temporal del dinero, ya que lo que se trata de juzgar son series de flujos de fondos enel tiempo. Por lo tanto, habrá que recurrir habitualmente al empleo de la actualización. Sinembargo, algunos criterios de evaluación no emplean la atualización, estos son “Período deRetorno” y “Rentabilidad Simple”.

En este capítulo, no obstante, se analizará brevemente aquellos dos métodosmás importantes de una evaluación económica, y que si consideran el valor del dinero en eltiempo, estos son:

- Tasa Interna de Retorno- Valor Actual Neto

a) Tasa Interna de Retorno:Se define la tasa interna de retorno (TIR) de un proyecto, comoaquella a la que este remunera los fondos invertidos en él, de modo que al final de laviad del proyecto, se hayan recuperado dichos fondos y los intereses devengados cadaaño por el saldo acumulado pendiente de recuperación. Algebráicamente la TIR es aquel



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valor de la tasa de actualización que hace igual a cero el flujo de fondos acumuladosactualizados al final de la vida del proyecto.

Una vez establecida la noción de TIR, el criterio correspondiente esobligado: será aceptable económicamente todo proyecto cuya TIR sea mayor que la

rentabilidad mínima aceptable. Como la rentabilidad mínima aceptable es la TIR de lamejor oportunidad de inversión disponible,si la TIR de un nuevo proyecto es mayor quela RMA, es preferible invertir en este último.

b) Criterio del Valor Actual Neto: El fundamento lógico de este criterio es muy simple. Unproyecto es aceptable desde el punto de vista económico si, al actualizar sus flujos defondos aplicando la Rentabilidad mínima aceptable, la suma algebráica (VAN) de losvalores así obtenidos es positiva. En efecto, el hecho de que exista un VAN positivosignifica que la inversión en el proyecto considerado es más ventajosa que en la mejorde las otras oportunidades de inversión de la empresa.

El VAN se calcula con suma facilidad y su interpretación y manejo son muysimples. Al contrario que la TIR, no está sujeto a limitación ni singularidad alguna. Encambio, frente a la TIR tiene el inconveniente de que no permite una clasificación deproyectos según su rentabilidad, ya que el VAN depende tanto de ésta como del tamañodel proyecto. Esta limitación es particularmente sensible cuando se trata de comparar unproyecto con operaciones financieras de otro carácter.

IX.- RIESGO E INCERTIDUMBRE Y ANÁLISIS DE SENSIBILIDAD

1.- Riesgos e Incertidumbre

El primer paso en el análisis de riesgo de un proyecto minero de inversiónconsiste en identificar las fuentes de incertidumbre, que son aquellas que intervienenrealmente como variables aleatorias. Atendiendo a su origen, es posible subdividirlas entres grupos:- Vinculadas al yacimiento.- Vinculadas a la operación minera.- Vinculadas al mercado y contexto exterior.

La incertidumbre puede visualizarse mediante una función de densidad de

probabilidad de los posibles valores que puede tomar una variable o parámetrocaracterístico del proyecto. Entre las variables ligadas al yacimiento que aportanincertidumbre se encuentran:

- Los recursos totales y las reservas explotables.- Las leyes o calidades de los minerales a beneficiar.- Las características mineralógicas de la mena.- La disposición y variabilidad espacial de las masas mineralizadas.



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- Las propiedades geomecánicas e hidrogeológicas de los macizos rocosos, entre otros.

Entre las variables vinculadas a la operación minera se encuentran:

- Fase de construcción y puesta en marcha

- Duración de la operación minera.- Rigidez de la operación minera.- Grado de mecanización.- Necesidad de mano de obre especializada.- Riesgo tecnológico al no existir yacimientos iguales, entre otras.

Entre las variables vinculadas al mercado y el contexto exterior tenemos:

- Cotización de las materias primas.- Variación del precio del producto.- Financiación del proyecto.

- El régimen fiscal minero.- La inflación.- Los factores políticos, entre otras.

Una vez puesto en marcha el proyecto y conforme se progresa a lo largo devida de éste se mejorará el conocimiento de algunas variables, fundamentalmente lasrelacionadas con el yacimiento y la operación minera, consiguiendo disminuir laincertidunbre aportada por algunas de esas componentes.

Las actuaciones para disminuir el riesgo pasan por:

- Una estimación más detallada de los parámetros que intervienen enla vida del proyecto y

la identificación de los que aportan mayor incertidumbre, y- La elaboración de un sistema de gestión que permita establecer la estrategía de actuaciónfrente a diferentes acontecimientos o escenarios.

2.- Análisis de Sensibilidad

Los valores de las variables que se utilizan para llevar a cabo lasevaluaciones económicas de los proyectos pueden presentar desviaciones, con efectosnefactos en los resultados futuros. Los análisis de sensibilidad sirven para investigar lainfluencia de una variación en el valor de alguno o algunos de los parámetros o variables

(inversiones, costos de operación, ingresos, vida, etc.) sobre los diferentes índices quemiden la rentabilidad del proyecto (VAN, TIR, etc.).

Estos análisis permiten también identificar aquellas variables que tiene unmayor impacto en el resultado, frente a distintos grados de error en su estimación,ayudando a decidir acerca de la conveniencia de realizar estudios más profundos de esasvariables críticas, con el objeto de mejorar las estimaciones, reducir el grado de riesgo porerror, o buscar otra estrategia de actuación.



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Dependiendo del número de variables que se modifiquen simultánamente,

los análisis de sensibilidad se clasifican en unidimensionales o multidimensionales.

En el análisis unidimensional, que es el más aplicado, se modifica una sola

variable, manteniendo las demás constantes; mientras que en el multidimensional seexaminan los efectos que sobre un criterio económico tiene el cambio simultáneo de dos omás variables significativas.



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X.- FINANCIAMIENTO

Generalidades

En minería el cometido de la financiación es compaginar el calendario denecesidades intensas de recursos monetarios por parte de un proyecto minero - para suimplantación y desarrollo activo - , con la secuencia temporal, muy distinta, de los resultadoseconómicos de la mina. Esta interconexión opera, mediante la búsqueda de un equilibrioentre ese retraso y dilución en el tiempo de las inversiones en la mina, de un lado, y por otro,del incremento global de cargas que esa moratoria va a ocasionar al proyecto.

El financiamiento de proyectos mineros, representan un alto riesgo, debidofundamentalmente a que el sector es muy vulnerable a cambios en el precio del producto y elcosto de explotación en sus faenas es relativamente alto.

El mercado financiero actualmente está desarrollando nuevos sistemas definanciamiento, lo que permitirá a las entidades financieras una mejor cobertura frente a lasconstantes fluctuaciones de sus variables.

Fuentes de financiamiento

Existen tres fuentes de financiamiento:

- Fuentes internas o fondos propios

- Capital propio- Autofinanciación

- Fuentes externas o fondos ajenos

- Mercado de capitales- Mercado financiero interno- Mercado financiero internacional

- Fuentes estatales

- Subvenciones de capital

Instrumentos financieros de actualidad

En la actualidad, son tres los instrumentos de financiación que tienen cada diamayor aplicación.

- Leasing o arrendamiento financiero



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- Créditos de oro- Capital de riesgoDe estos tres el leasing es el que ha experimentado un mayor crecimiento. Su

práctica supone el alquiler de un determinado bien y cuyas cuotas de devolución delfinanciamiento igualaran finalmente el precio de venta. Mientras sucede esto, la garantía es el

propio bien arrendado.

Requerimientos financieros de los proyectos mineros

Cada día y con mayor intensidad, los empresarios del sector mineroencuentran dificultades y obstáculos para la obtención de los recursos financieros que lepermitan afrontar con éxito estos nuevos proyectos.

El objetivo de la financiación en el sector minero es armonizar, por una parte,las necesidades de recursos económicos que requiere la implementación y desarrollooperativo de un proyecto minero con, la generación de recursos económicos en el tiempo por

la mina.

A continuación se describen las etapas más relevantes que en un proyectominero necesitan financiamiento:

- Investigación Geológica - Minera: Básicamente, se deben financiar actividades debúsqueda de nuevos yacimientos, y conocimiento y evaluación de yacimientos nuevos.

Normalmente, se trata de inversiones caracterizadas por alto riesgo, cuya justificación se basa en las expectativas de encontrar o identificar nuevos depósitos mineralescon vistas a su explotación.

Obviamente en forma anual no se logra alcanzar el nivel de financiamientosuficiente para el sector minero, cubriéndose normalmente y en forma parcial, sólo losrequerimientos de financiación para nuevos proyectos. La incapacidad de financiar las demásnecesidades involucra la pérdida de competividad de las empresas mineras, y a largo plazo, sucierre.

- Inversiones en Instalaciones de explotación: En esta área se distinguen lassiguientes necesidades:

- Adquisición de una propiedad minera explotada o no.

- Desarrollo y construcción de nuevas minas.- Requerimientos económicos operacionales de corto plazo.- Ampliación de operaciones existentes.- Mantenimiento Técnico de las instalaciones existentes y/o competividad- Reemplazo de equipos

Alternativas De Financiamiento



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Existen entidades que ofrecen líneas de créditos "blandas", con el objeto de nodejar desprotegido el desarrollo de la pequeña minería.

Estas entidades son la Empresa Nacional de Minería (estatal) y el Banco deConcepción (privado) cuyas características se entregan a continuación.

Asistencia Crediticia de ENAMI

La Empresa Nacional de Minería, entre sus atribuciones, tiene por objetofomentar la explotación y beneficio de toda clase de minerales, producirlos, concentrarlos,fundirlos, refinarlos, industrializarlos y comercializarlos.

Los planes de fomento y desarrollo de la pequeña y mediana minería,impulsados por la empresa, se centran en la administración y apertura de poderes de compra,

el reconocimiento minero, la asistencia técnica y crediticia de corto y largo plazo, eldesarrollo de la minería polimetálica y la transferencia tecnológica.

Los requisitos básicos para la obtención de un préstamo son:- Ser pequeño o mediano minero, propietario o arrendatario de una faena minera.- Que el proyecto minero sea viable.- Que el yacimiento y/o el plantel de beneficio y el productor estén empadronados en

ENAMI (padrón definitivo) o en el poder comprador donde vende su producción,según corresponda.

- Tener contrato de abastecimiento con ENAMI o celebrarlo por un plazo no inferior al

servicio del crédito solicitado. Si no existe poder comprador de ENAMI se deberá:

1.- Celebrar contrato de abastecimiento con el poder comprador donde venderá suproducción.2.- Otorgar mandato irrevocable para que el poder compra retenga las cuotas delcrédito.

3.- Presentar informe del poder comprador que acredite su calidad de proveedor.

- No tener deudas vencidas con ENAMI. Si las tuviera debe pagarlas o formalizar surenegociación.

- Aportar, a lo menos, un 10% de la inversión total, ya sea en dinero efectivo o en

bienes inmuebles asociados al proyecto, si el crédito solicitado es de largo plazo y espara iniciar actividades.

- Buen historial de cumplimiento con terceros y ENAMI.

Los tipos de créditos para pequeños y medianos mineros se distinguen en:

Crédito de corto plazo



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Estos préstamos están dirigidos a proveedores habituales de ENAMI, es decir,

que tengan ventas regulares los últimos seis meses. Son préstamos financiados directamentepor ENAMI para:

- Resolver emergencias.- Capital de trabajo operacional.

Créditos de mediano y largo plazo

Estos préstamos pueden ser financiados directamente por ENAMI oindirectamente, concediendo su aval para caucionar porcentajes de créditos aprobados porterceros.

Estas líneas de crédito están orientadas a:

1.- Habilitación y desarrollo de minas

Tiene como objetivo financiar la ejecución de labores mineras de desarrollo ypreparación que permitan iniciar, mantener o incrementar la explotación de un yacimientominero.

Las condiciones generales para el otorgamiento son:

- Monto máximo : Dependerá del proyecto y/o negocio minero.

- Plazo : Hasta cinco años, incluido en este plazo, opcionalmente, unaño de gracia sobre el capital.

- Unidad monetaria : Dólar de los Estados Unidos de América, (equivalenteen moneda nacional).

- Tasa de interés : La que fije el H. Directorio.

- Comisión : 2.5%.

- Garantías:

- Hipoteca sobre pertenencias mineras o bienes raíces con cláusula degarantía general.

- Prenda industrial o sin desplazamiento sobre equipos, maquinarias uotros bienes muebles con cláusula de garantía general.

- Fianzas o codeudoría solidaria.- Otras a satisfacción de ENAMI.

Estas garantías deben asegurarse a satisfacción de ENAMI e



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inscribirse en favor de ésta en el correspondiente conservador.

- Monto de las garantías : 1 a 2 veces el monto del crédito solicitado.

- Formalización : Escritura pública de mutuo o compra venta anticipada

de productos mineros.

- Giro controlado fondos : De acuerdo a programas de inversión.

2.- Compra de equipos y maquinarias u otros bienes

Tiene como objetivo financiar la adquisición de equipos y/o maquinariasrequeridas para poner en marcha una faena minera nueva, reemplazar activos ya existentes oincrementar el grado de mecanización de la pequeña y mediana minería.




- Unidad monetaria : Dólar de los Estados Unidos de América, (equivalenteen moneda nacional).


- Comisión : 2.5%.

- Garantías:- Promesa de Prenda Industrial sobre los bienes a adquirir con el crédito.- Hipoteca sobre pertenencias mineras o bienes raíces con cláusula de

garantía general.- Prenda industrial o sin desplazamiento sobre otros equipos,

maquinarias u otros bienes muebles con cláusula de garantía general.- Fianza y/o codeudoría solidaria.- Otras a satisfacción de ENAMI.


- Formalización : Escritura pública de mutuo o compra venta anticipadade productos mineros.

- Giro controlado fondos : Según calendario de inversiones.



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3.- Capital de trabajo asociado a proyectos mineros nuevos o negocios en

regimen de operacion

Tiene como objetivo financiar los gastos normales de operación que aseguren la

puesta en marcha de un proyecto minero nuevo o la continuidad del negocio en condicionesestables.




- Unidad monetaria : Dólar de los Estados Unidos de América, (equivalente

en moneda nacional).


- Comisión : 2.5%.

- Garantías:- Hipoteca sobre pertenencias mineras o bienes raíces con cláusula de

garantía general.- Prenda industrial o sin desplazamiento sobre otros equipos,

maquinarias u otros bienes muebles con cláusula de garantía general.

- Fianza y/o codeudoría solidaria.- Otras a satisfacción de ENAMI.


- Formalización : Escritura pública de mutuo o compra venta anticipadade productos mineros.

- Giro controlado fondos : Según programa de inversiónes.

Es importante tener en cuenta que ENAMI no otorga prestamos para:

- Pago de deudas a terceros

- Proyectos que se basen únicamente en la explotación y/o el beneficio dedesmontes, relaves y escorias.

- Exploración y reconocimiento minero. A través de otras acciones dispuestas



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en los programas técnicos de fomento, ENAMI contempla un mecanismo paraejecutar programas de reconocimiento minero.

Para solicitar un credito debe diriguirse a la oficina de crédito y cobranzas de ENAMI

más cercanas a su faena, donde se le atenderá personalizadamente y se entregará unformulario de solicitud correspondiente.

La solicitud de crédito debe completarse y ser enviada con toda la información que sedetalla en ella, incluyendo el proyecto que se solicita financiar.

Analizando los antecedentes se programa una visita a la faena por parte del personaltécnico de ENAMI.

El solicitante de crédito, debe realizar o contratar con sus medios el proyecto

que busca financiar.

Excepcionalmente, si se comprueba que el minero no dispone de los recursosnecesarios, ENAMI a través de sus programas de asistencia técnica puede preparar elcorrespondiente estudio.

Los antecedentes técnicos (proyecto), legales y financieros que respaldan elpréstamo son sometidos a consideración de un comité para que resuelva la solicitud.

Actualmente ENAMI tiene un monto máximo para crédito cuyo valor es deUS$ 30.000, este monto es el destinado para la toma de decisiones a nivel regional,

pudiéndose aumentar previo estudio de técnicos pertenecientes a la repartición de Santiago,hasta US$ 100.000 con un tope máximo de US$ 500.000.

El crédito otorgado se cancela mediante retenciones anticipadas en cadaliquidación por venta de minerales o productos mineros, debiendo otorgarse mandatoirrevocable para que ENAMI pueda efectuar dichas retenciones.

Banco Concepción

Cualquier pequeño empresario minero puede optar a un crédito bancario,

siempre que cumpla los requisitos que generalmente se exigen.

Requisitos vinculados con las personas.

- Ser pequeño minero.- Poseer aptitud empresarial; acreditar idoneidad para el negocio que se está

manejando, es decir, conocer el negocio.- Ser sujeto de crédito elegible por el banco, en cuanto a contar con



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antecedentes personales y comerciales aceptables.

Requisitos vinculados con la empresa (caso general).

- Estar operando en actividades productivas.

- Estar al dia en el pago de los impuestos y leyes sociales.- Tener estado de situación actualizado y comprobado.- Contar con informes comerciales favorables.- Disponer de garantías.- Aceptar, cuando sea posible el mandato de descuento para rebajar, de las

liquidaciones de ENAMI ó de la casa compradora, las cuotas de pago decrédito.

- Si carece de bienes propios suficientes, puede acogerse al Aval de fondo deGarantías, para lo cual deberá cumplir con los requisitos exigidos por el fondode Garantía del Pequeño Empresario.

Pasos a seguir para solicitar un crédito bancario

- Consultar al banco si está dispuesto o no a financiar lo solicitado,- Llenar la solicitud de crédito proporcionada por el Banco.- Acompañar a la solicitud de crédito la documentación requerida.

Documentación requerida.

a) Para empresarios individuales.

- Solicitud de crédito- Iniciación de actividades ante SII.- Estado de situación al dia- Copia de la inscripción de propiedad del yacimiento minero.- Contrato de arrendamiento inscrito por escritura pública (inscrita en el

Registro de Hipotecas y Gravámenes de Conservador de Minas respectivo),cuando la mina es arrendada.

- Certificado de Dominio Vigente (Conservador de Minas), tanto en el caso demina propia o arrendada.

- Planilla de pago de cotizaciones previsionales, (fotocopias tres últimos meses).- Documentación que justifique el monto del crédito solicitado (Cotizaciones

de maquinaria, presupuestos, etc.).- Propuesta de garantía.- Proyecto de explotación minera a desarrollar y/o Antecedentes geológicos de

las pertenencias mineras, si están disponibles.- Declaración jurada ante Notario si tiene créditos vigentes

autorizados o en trámites, amparados por el Fondo de Garantía para Pequeños



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Empresarios.

b) Para sociedades.

- Idem a lo anterior.

- Los que correspondan según el tipo de sociedad (escrituras que acrediten laconstitución legal de la sociedad).

Estado de situación.

Es una exposición detallada y ordenada de:

- Lo que una persona tiene (Activo).- Lo que deben a esa persona.- Lo que la persona debe (Pasivo).

Para hacer esta presentación, los bancos tienen un formulario especial.Al estado de situación, debe acompañarse la documentación de respaldo. La

falta de veracidad está penada por la ley.Algunos ejemplos de respaldo tanto para el activo como para el pasivo son:

Para el activo.- Patentes mineras.- Factura de compra de maquinaria.- Permiso de circulación de vehículos.- Escritura de compra de Bien Raiz (Comprobante de pago de

Contribuciones).- Contrato de arrendamiento de pertenencias mineras (Si la mina no es

propia).

Para el pasivo.

Deberá demostrar que no tiene deudas atrasadas, tanto en bancos como enotras instituciones. El caso de la AFP, se demuestra con las últimas planillas

de pago de Imposiciones. Para deudas de bancos, con certificado del banco alcual le debe.Como una manera de apreciar el flujo del solicitante, este debeacompañar antecedentes complementarios, estos son:

- Liquidaciones de ventas de minerales de los últimos cuatro meses y/ocertificado de la Empresa compradora que indique el monto de lascompras, el tonelaje y las leyes de los minerales entregados.

- Por cuatro últimos pagos de IVA.



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- El pago del Impuesto a la Renta del último año.Si está acogido al Impuesto Sustitutivo debe adjuntar fotocopia de lasfacturas de compra de la casa compradora de minerales de los últimosmeses.

Garantías.

La Garantía es un medio alternativo de pago con que el solicitante de uncrédito podría restituir el monto solicitado en el caso de que la inversión realizada no llegue agenerar los ingresos previstos.

Por lo tanto ante la eventualidad de que el proyecto no rindiera lo esperado porfactores imprevistos, que alteren el flujo proyectado es que el banco como un respaldoadicional solicite una garantía.

Las garantías se dividen en reales y personales.Las reales son las que afectan a un determinado bien:

- Hipotecas sobre Bienes Raíces.- Hipoteca sobre concesiones mineras.- Prenda industrial sobre maquinarias.- Prenda de depósito a plazo.

Las personales:

- El Aval.

- La fianza y codeuda solidaria.

También existen las garantías institucionales otorgadas a través de:

- El Fondo de Garantías de Pequeño Empresarios.- Aval de ENAMI a los bancos comerciales.- El Fondo de Garantías para exportadores no tradicionales.

Las Garantías se constituyen por instrumento público o privado deconformidad a lo establecido por la ley, dependiendo del tipo de garantía a instituir.

Finalmente, una vez que el banco apruebe la solicitud de crédito el préstamo seformaliza mediante un pagaré el cual debe ser firmado ante Notario.

Dentro de las garantías, el banco exige un respaldo del 125%, sobre el créditosolicitado, este respaldo de garantía como se dijo anteriormente pueden ser reales opersonales, además la tasa de interés que actualmente está exigiendo a sus clientes del sectorminero, por ser este de un elevado riesgo e incertidumbre es que la institución cobra porconcepto de intereses un 3.6% mensual.



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Conclusiones Del Financiamiento.

De acuerdo a la realidad socioeconómica de la Compañia al no contar con

capital propio, y analizando las características de la asistencia crediticia que otorgan lasentidades anteriormente descritas, se opta por el financiamiento otorgado por ENAMI amediano plazo, esto es no mayor de cinco (5), años, al cual se le entregaran todos losantecedentes exigidos y necesarios para acreditar la rentabilidad y garantías necesarias paracubrir el crédito.

plan sub

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