FACULTAD DE INGENIERÍA GEOLÓGIA, MINERA Y METALÚRGICA.
“GESTIÓN EN LAS OPERACIONES MINERAS PARA LA REDUCCIÓN DE COSTOS EN MINERA BATEAS SAC”
TESIS
PARA OPTAR EL TITULO PROFESIONAL DE
INGENIERO DE MINAS
ELABORADO POR:
EDUARDO FAVIO CUEVA LOZANO
ASESOR
ING. TITO PALOMINO FLORES
LIMA-PERU
Para mis padres por su interminable
apoyo en todo momento de mi vida,
por sus enseñanzas, consejos y sobre
INDICE
CAPITULO I: GENERALIDADES
1.1. UBICACIÓN DEL PROYECTO
1.1.1. UBICACIÓN Y PROPIEDAD
1.2. ACCESIBILIDAD ,CLIMA FISIOGRAFÍA
1.2.1. TOPOGRAFÍA, ALTITUD Y VEGETACIÓN
1.2.2. CLIMA
1.3. HISTORIA
1.3.1. CRONOLOGÍA DE LA OPERACIÓN
1.3.2. PRODUCCIÓN HISTORICA
CAPITULO II: GEOLOGÍA
2.1 MINERALIZACIÓN Y PARAGÉNESIS
2.2 ALTERACIÓN HIDROTERMAL
CAPITULO III: RECURSOS DE MINERAL Y RESERVAS DE MINERAL
ESTIMADOS
3.1 RESERVAS DE MINERAL
4.1 COSTO OPERATIVO
CAPITULO V: ANÁLISIS DE LA GESTION DE COSTOS
5.1 ANÁLISIS DEL COSTO ANUAL DE MINA
5.2 ANÁLISIS DEL COSTO POR ACTIVIDADES
5.2.1 SUPERVISIÓN
5.2.2 PREPARACIÓN
5.2.3 EXPLOTACIÓN
5.2.4 ACARREO
5.2.5 SOSTENIMIENTO
5.2.6 RELLENO
5.2.7 TRANSPORTE
5.2.8 SERVICIOS AUXILIARES
5.2.9 ENERGÍA
CAPITULO VI: OPORTUNIDADES DE MEJORA
6.1 RESTITUCIÓN DEL METODO DE EXPLOTACIÓN POR CORTE Y
RELLENO CONVENCIONAL
6.2 AUTOMATIZACIÓN DEL SISTEMA DE BOMBEO
6.3 MINIMIZAR EL PLASTEO DE BANCOS DE MINERAL
6.4 ADOPTAR UNICA FORMA DE PAGO T-KM, PARA EL TRANSPORTE
DE RELAVE
6.5 MECANIZACIÓN DEL MANTENIMIENTO DE VIAS EN INTERIOR
MINA
CAPITULO VII: ANALISIS COMPARATIVO DE LAS OPORTUNIDADES
DE MEJORA
7.1 ANALISIS
7.2MEJORA EN LOS INDICADORES DE PRODUCTIVIDAD
CONCLUSIONES
Tabla 1.1 Producción historia en tms
Tabla 3.1 Reservas probadas y probables a Diciembre del 2014
Tabla 3.2 Reservas de mineral al 2014: Óxidos y Sulfuros
Tabla 3.3 Recurso medico a Diciembre del 2014
Tabla 5.0 Costo Anual detallado por actividades
Tabla 5.1Detalle de sueldo y beneficios sociales aproximados
Tabla 5.2 Costo de Supervisión detallado
Tabla 5.3 Costo detallado de preparación
Tabla 5.4 Resumen del costo de preparación
Tabla 5.5 Detalle del costo de explotación
Tabla 5.6 Resumen del costo de explotación
Tabla 5.7 Detalle del costo de acarreo
Tabla 5.8 Resumen del costo de acarreo
Tabla 5.9 Detalle del costo de sostenimiento
Tabla 5.10 Resumen del costo de sostenimiento
Tabla 5.11 Detalle del costo de relleno detrítico
Tabla 5.12 Resumen del costo de relleno detrítico
Tabla 5.13 Detalle del costo de relleno hidráulico
Tabla 5.14 Resumen del costo de relleno hidráulico
Tabla 5.15 Detalle del costo transporte de mineral
Tabla 5.16 Detalle del costo de transporte de desmonte
Tabla 5.17 Detalle del costo de trasporte con locomotora
Tabla 5.18 Detalle del costo de Tolvas y parrillas
Tabla 5.19 Detalle del costo de servicios auxiliares
Tabla 5.20 Detalle del costo de bombeo
Tabla 5.21 Detalle del costo de mantenimiento de vías y accesos
Tabla 5.22 Detalle del costo de ventilación
Tabla 5.23 Detalle del mantenimiento de labores subterráneas
Tabla 5.27 Detalle del costo de bodegas
Tabla 5.28 Detalle del costo de comedores
Tabla 5.29 Detalle del costo de líneas de transmisión
Tabla 5.30 Detalle del costo de energía
Tabla 6.1 Detalle del costo de la Veta Bateas
Tabla 6.2 Detalle de costos con scoop libre
Tabla 6.3 Detalle de costos con scoop cautivo
Tabla 6.4 Detalle de costos método convencional
Tabla 6.5 Resumen de las tres formas propuestas
Tabla 6.6 Costo de preparaciones
Tabla 6.7 Costo de sostenimiento
Tabla 6.8 Producción por método
Tabla 6.9 Cantidad de guardias por método
Tabla 6.10 Personal requerido por métodos
Tabla 6.11 Gasto por bombeo manual
Tabla 6.12 Gasto de implementación del proyecto
Tabla 6.13 Evaluación Económica
Tabla 6.14 Evaluación Económica Eliminación de bancos
Tabla 6.15 Costo de eliminación de bancos de canchas
Tabla 6.16 Costo de eliminación de bancos de canchas
Tabla 6.17 Transporte de relave por pago por tonelada-kilometro
Tabla 6.18 Transporte pago por horas
Tabla 6.19 Análisis de transporte de relave si se paga en Tonelada-kilometro
Tabla 6.20 Costo mensual de limpieza de cunetas
Tabla 6.21 Evaluación Económica
Tabla 6.22 Proyección del costo de relleno detrítico
Tabla 6.23 Proyección del costo de relleno hidráulico
Tabla 6.24Ahorro proyectado para el 2015
Tabla 6.28 Costo Horario del cargador compañía (Proyectado)
Tabla 6.28 Ahorro Anual con tres operadores de la compañía (proyectado)
Tabla 7.1 Detalle del ahorro con las mejoras propuestas
Tabla 7.2 Comparativo con las mejoras propuestas
Tabla 7.3 Cuadro comparativo del costo proyectado con método convencional
Tabla 7.4 Impacto por paradas operativas por falta de agua
Tabla 7.5Resumen ratios de explosivos ejecutados en el 2014
Tabla 7.6Resumen ratios de explosivos proyectados para el 2015
Tabla 7.7Cuadro comparativo del pago por T-Km y el pago por Hr.
Tabla 7.8Comparativo del costo del método manual y el método mecanizado
Tabla 7.9Ahorro estimado anual en relleno con el incremento del RD
Figura 1.1 Oportunidades de mejora
Figura 1.2 Ubicación de la mina Bateas
Figura 1.3 Vista Satelital de la ubicación de la mina Bateas
Figura 1.4 Vista satelital del campamento de la mina Bateas
Figura 1.5 Tendencia mensual de la producción historia
Figura 1.6 Producción acumulada por años
Figura 2.1 Columna estratigráfica Distrito de Caylloma
Figura 2.2Sedimentitas del grupo Yura fuertemente plegadas
Figura 2.3 Mapa Geológico simplificado del distrito de Caylloma
Figura 2.4 Estadios paragénicos y los principales subestadios
Figura 4.1Evolución del costo mensual por años
Figura 4.2 Costo Anual Acumulado
Figura 6.1 Costo de preparación por método
Figura 6.2Costo de explotación por método
Figura 6.3Producción por método
Figura 6.4 Flujo Final automatización del bombeo
Figura 6.5 Flujo Final minimización plasteo de bancos de mineral
Figura 6.6 Flujo Final mecanización del mantenimiento de vías
Figura 7.1Producción en función al ancho de veta y método de
RESUMEN
Desde el 2011 a la fecha el costo operativo en Minera Bateas SAC, se incrementó
en un 30.7%. Un análisis detallado y la implementación de un control de costos
por actividades permitieron identificar las oportunidades de reducción de costos
y mejora de la productividad.
El incremento del costo operativo en 8.9% en el 2014 respecto al presupuesto del
mismo año, significo un gasto adicional de US$ 1,308,801 en el año.
El análisis por actividades permito identificar los principales impactos en el costo
operativo durante el 2014; siendo la administración controlada que ocurrió por el
cambio de empresas contratistas mineras, el incremento en las tarifas de los
nuevos contratistas, el mayor gasto en el sostenimiento por incremento en la
demanda de shotcrete y la mayor generación interna de energía.
Con el análisis realizado y las alternativas propuestas para la reducción del costo,
se plantea reducir el gasto operativo en US $ 2,200,841 para el 2015; lo cual
ABSTRACT
From 2011 to the operating cost in Minera Bateas SAC, increased by a 30.7%. A
detailed analysis and the implementation of a control of costs by activities allowed
to identify opportunities for cost reduction and productivity improvement.
The increase in the operating cost in 8.9% in 2014 regarding the budget of that
year, I mean an additional expenditure of $ 1,308,801 in the year.
The analysis activities would identify the main impacts on the operating cost
during the 2014; being controlled administration that took place by the change of
contractor mining companies, the increased rates of new contractors, greater
spending on sustainability by increasing demand of shotcrete and greater internal
power generation.
With the analysis and the alternatives proposed for the reduction of the cost, is
proposed to reduce spending operating den US $ 2,200,841 for 2015; which
INTRODUCCIÓN
La actividad minera enfrenta, desde hace unos años, una situación más que
compleja, un escenario en el que los precios internacionales de sus productos finales
se mantienen estables o en descenso, mientras que los precios de los insumos
utilizados para generarlos, crecen. Esta es una situación que domina la actividad en
todo el mundo. Y que está forzando a las empresas del sector a reformular sus
diversos sistemas –operativos, de producción e incluso de gestión– para seguir
adelante. Si bien la industria minera ha sido una de las actividades de mayor
crecimiento económico en el país en los últimos años, ahora se enfrenta a la
incertidumbre de no saber lo que pasará en los próximos años, lo cual la obliga a
estar preparado.
Minera Bateas SAC, es una mina productora de concentrados de zinc y plomo. En
de costos y un análisis detallado de estos permite identificar oportunidades de mejora
para la reducción de los costos.
Como se mencionó antes, una variable importante es el precio de los metales, el cual
no depende de las empresas mineras; es por tal motivo que como objetivo se busca
alternativas para la reducción de costos.
El aumento del costo origino un impacto en la competitividad y rentabilidad de la
empresa, en estos últimos cuatro años el costo operativo subió de US $ 33.6/t en el
2,011 a US $ 43.92/t en el 2,014. Es por ello que este estudio busca realizar un
análisis a de talle de los costos operativos, actividad por actividad, identificando y
evaluando y posteriormente implementando medidas de control, para así obtener
mayores márgenes de beneficio.
En el desarrollo de esta tesis, se obtuvo un diagnóstico de la situación actual de las
actividades de: Supervisión, Preparación, Explotación, Acarreo, Sostenimiento,
Relleno hidráulico, Relleno detrítico, Transporte, Servicios Auxiliares y Energía; y
su respectiva repercusión en los costos operativos.
Concluido este diagnóstico se estableció propuestas de mejora e implementación,
teniendo como propósito la disminución de los costos operativos.
METAS Y OBJETIVOS
Objetivo General
• Disminuir el costo operativo en 4.83 %, manteniendo la producción anual en
Objetivos específicos
• Restituir el método de explotación por corte y relleno convencional en veta
Bateas.
• Automatizar el sistema de bombeo.
• Minimizar el plasteo de bancos de mineral.
• Adoptar como única forma de pago: T-Km, para el transporte de relave con
volquete.
• Mecanizar el mantenimiento de vías en interior mina.
• Incrementar el uso de relleno detrítico, para reducir el uso del relleno
hidráulico
• Aumentar la utilización del Cargador frontal de Compañía.
PROBLEMÁTICA DE INVESTIGACIÓN
A nivel global a pesar de los menores precios de los commodities, los costos siguen
en aumento. Como resultado, los precios de las acciones, los ingresos y las ganancias
están cayendo, y los niveles de endeudamiento van en aumento.
Esta no es la primera vez que la industria minera ha enfrentado una re calibración. Es
sólo la primera vez en mucho tiempo, lo que significa que son pocas las empresas
mineras que conservan los conocimientos necesarios para responder de manera
efectiva. Y las compañías que no responden adecuadamente ponen en riesgo no sólo
su rentabilidad, sino también su supervivencia a largo plazo. Minera Bateas SAC no
subiendo por la falta de un análisis a detalle de los costos e implementación de
mejoras.
HIPOTESIS
Las oportunidades de mejora planteadas reducirán el costo operativo en 4.83 %,
manteniendo la producción anual.
METODOLOGIA DE LA INVESTIGACIÓN
La metodología realizada en la presente investigación, es la recopilación directa de
información de las diferentes actividades de la operación; análisis del costo semanal,
mensual, trimestral y anual a partir de los controles implementados; lo que permitió
identificar las oportunidades de mejora para luego plantear las alternativas para la
reducción del costo. Las siete oportunidades de mejora planteadas se describen en la
figura 1
Figura 1.1 Oportunidades de mejora OPORTUNIDEDES DE MEJORA RESTITUCION METODO DE EXPLOTACION CONVENCION AUTOMATIZA CION DEL SISTEMA DE BOMBEO IMPLEMENTA CION ROTURA MECANIZADA
DE BANCOS ADOPCION COMO FORMA DE PAGO MECANIZACI ON DEL MANTENIMIE
NTO DE VIAS INCREMENTA
CAPITULO I
GENERALIDADES
1.1 UBICACIÓN DEL PROYECTO
1.1.1 Ubicación y propiedad
La Unidad Minera Caylloma, se encuentra ubicada a 14 Km al NW del
pueblo de Caylloma, a unos 225 Km de la ciudad de Arequipa, región natural
Puna, a una altura de 4 500 a 5 000 m.s.n.m., ubicada políticamente en el
distrito y provincia de Caylloma, departamento de Arequipa al sur del
territorio peruano. El sistema de coordenadas utilizada es WSG 84, Carta
Características Geográficas.
Coordenada UTM : 8 317 650 N; 192 584 E; 4,565ms.n.m.
Temperatura : de -14 a 21 ºC
Lluvia promedio mensual : de 50 a 120 mm
Humedad relativa : de 65 a 75 %
Figura 1.3 Vista satelital de la ubicación de la Mina Bateas
Figura 1.4Vista satelital del campamento de la Mina Bateas. Ubicación de la
Mina Bateas
1.2 ACCESIBILIDAD, CLIMA Y FISIOGRAFÍA
El acceso a esta zona se da desde la ciudad de Lima hasta Arequipa, mediante
una carretera afirmada la cual une la ciudad de Arequipa con el distrito de
Caylloma de 225 Km. aprox. pasando por el cruce de acceso a la Mina
Arcata.
Lima-Arequipa : 1005 Km
Arequipa-Caylloma : 225 Km
Caylloma-Mina : 14 km
1.2.1 Topografía, altitud y vegetación
La topografía muestra el relieve característico de las altas cordilleras. En ella
predominan el modelo glaciario controlado por los procesos
vulcano-tectónicos. Los agentes que influyen en el desarrollo morfológico son: La
litología, las estructuras, la hidrogeografía, el clima, etc.
El valle es del tipo glacial. Esto se observa fácilmente por la forma del valle
en “U”. La altitud oscila entre los 4500 msnm a los 5000 msnm.
Los pastos naturales están constituidos por gramineasas esencialmente que
son las que confieren alguna utilidad de pastoreo a los sectores de las pampas
y colinas de la zona. Entre las especies apreciadas por su mayor dominancia
se tiene las agrupadas en los géneros: Festuca, Calamagrostis, Stipa, presente
en los niveles más bajos del área de la formación ecológica; mientras que en
especies herbaceas de los generosMargricarpus, Tetraglochim, Azorella, entre
otros, que no constituyen potencial agrostologíco.
1.2.2 Clima
El clima en la zona es frio y seco, característico de la alta montaña.
Durante los meses de Diciembre a Marzo, abundan las precipitaciones
además de fuertes granizadas que cubren de nieve toda la zona. Durante los
meses de Abril a Setiembre la temperatura es inferior a 0°C, produciéndose
fuertes heladas.
1.3 HISTORIA
Caylloma es una de las minas más antiguas del Perú. Es conocía desde el
incanato y trabajaba casi desde forma continua desde la época Colonial (año
1541) hasta la fecha. La referencias indican, que durante la época Colonial,
entre los años 1541-1821, se extrajeron grandes cantidades de mineral de
plata de alta ley con un contenido aproximado de 48 millones de onzas de
plata.
Uno de los periodos más activos, se inició en 1880, cuando un grupo
sueco-ingles, constituyo Cía. CayllomaMiningCompany. Esta exploto una gran
cantidad de los clavos mineralizados de alta ley de las vetas. El Toro, San
Pedro y Bateas. Luego se trasladó a la veta San Cristobal, que permitió que
las operaciones el año 1890, luego de unos años de paralización, estos
trabajos permitieron el concentrado y amalgado del mineral, mediante
Después del año 1906, un grupo chilenos se hizo cargo de la mina e instalo
una concentradorora de 20 TN/Día de capacidad y construyó la primera
planta hidroeléctrica. Más tarde se trató de tratar el mineral por cianuración
con resultados negativos. Posteriormente tres compañías continuaron
operando la mina a lo largo de 20 años, siendo la última dirigida por L.J
Rosenshine que instalo una planta de flotación con una capacidad de 30 Tpd
en San Ignacio, construyo campamentos y realizo extensivos trabajos de
desarrollo. Paralelamente en el año 1925, se completó la carretera entre
Sumbay y Bateas, que tiene una longitud de 160 Km.
En el año 1926, los socios Gliden y Berisford, tomaron a su cargo las
operaciones mineras hasta 1936, año en que cerraron la mina.
Entre 1932 y 1933, un grupo constituido por M.Bustamante de la fuente, A.
Schnapka, C. Gunther, F.C. Willfort, L.Ruiloba y otros organizaron la “ Cia
Minera Caylloma S.A. Limited” en base a la consolidación de varias
propiedades mineras dispersas en el distrito de Caylloma.
En el año 1987, H Candiotti elaboro el informe “Evaluación Geología
Económica del Yacimiento Caylloma” en base a los trabajos geológicos de
campo adicionales, con la finalidad de evaluar las posibilidades remanentes
del distrito de Caylloma, ajustar los parámetros de cálculo de reservas y
recomendar Programas de Exploración y Desarrollo.
1.3.1 CRONOLOGIA DE LA OPERACIÓN
Fortuna Silver Mines compañía con sede en Vancouver, adquirió un 100% de
la mina Caylloma, en el sur de Perú.En virtud del acuerdo, Fortuna pagó un
total de US $ 7,600,00 a las compañías privadas peruanas que son dueñas de
Caylloma: Minera Ares y Minera Arcata, relacionadas con el grupo
Hochschild. Fortuna Silver Mines compro Caylloma el 8 de junio del 2005.
Las dos firmas peruanas recibieron acciones y warrants de Fortuna Silver
Mines, equivalentes a un 10,8% de la compañía canadiense.
Al momento de la compra la mina de Caylloma mantenía reservas probadas y
probables de 7,14Moz de plata compuestas por 776.350t con leyes de 9,2g/t
de plata, 0,55g/t de oro, 1,83% de plomo, 2,91% de zinc y 0,14% de cobre.
La mina tenía un recurso inferido de 1,15Mt con 12,4g/t de plata, 0,52g/t de
oro, 2,31% de plomo, 3,59% de zinc y 0,37% de cobre. El potencial de plata
contenida asciende a 14,2Moz. 43
El 17 de Octubre del 2006, se inició las operaciones en la U.M .Caylloma,
bajo la administración de Minera Bateas SAC (Compañía de Fortuna Silver
Mines Inc) inicialmente se trataron 500 tpd, en la actualidad se trata más de
1.3.2 PRODUCCIÓN HISTORICA
La producción histórica de Minera Bateas SAC, evoluciono desde las 500tpd
en el 2007 hasta las 1,350 tpd en el año 2014. Los gráficos siguientes
muestran la producción distribuido por años y meses desde el 2008 al 2014,
observándose una tendencia de aumento de la producción.
Figura 1.5 Tendencia mensual de la producción histórica
CAPITULO II
GEOLOGÍA
Las rocas más antiguas aflorando en el área son sedimentitas de edad jurásica, las
que están formadas por intercalaciones de lutitas negras y areniscas grauváquicas, en
estratos tabulares de alrededor de 40 a60 centímetros de espesor. En superficie estas
rocas se encuentran fuertemente plegadas, desarrollando pliegues tipo kink, con
flancos rectos y charnelas agudas, en general se encuentran volcados y con planos
axiales subhorizontales.
En discordancias sobre las sedimentitas descritas se apoya una potente secuencia
volcánica terciaria, constituida por una sucesión de lavas de composición intermedia
principalmente andesítica y volcanicoclástica de composición dacítica.
La secuencia volcánica está integrada por paquetes de 20 hasta 100 metros de lavas
intercaladas con rocas volcanicoclásticas. Allí, se observan dos tipos de lavas la que
podemos reconocer como: Andesitas porfiríticas y andesitas finas, casi afaníticas con
marcada fluidalidad dada por fracturas paralelas, característico en zonas volcánicas.
macizas, con soleamiento suave. Estas brechas constan de litoclastos angulosos de
pocos centímetros de diámetro, de diferente composición, principalmente de rocas
volcánicas porfirícas.
Figura 2.1 Columna estratigráfica Distrito de Caylloma.
Las rocas volcánicas suelen presentar en la extensión del distrito una alteración
hidrotermal suave caracterizada por una leve propilitización y una piritización dada
por la presencia de cubos de pirita pequeños de forma diseminada. La secuencia
volcánica se encuentra intruída por cuerpo dómicos y sus flujos lávicos asociados de
composición ácida. Estos son riolitas que presentan una marcada fluidalidad, con
fenocristales de cuarzo, redondeados de 5 milímetros, feldespatos alcalino (sanidina)
La fluidalidad está dada por filetes de variada coloración (rojiza y blanca), atribuida
a diferencias en su alteración, estos cuerpos dómicos como el domo de san Antonio y
Trinidad no se encuentran alterados hidrotermalmente, y su emplazamiento está
relacionado a fallas de carácter regional.
Figura 2.2Sedimentitas del grupo Yura fuertemente plegadas
Por último completan la secuencia derrames lávicos más modernos, posteriores a la
mineralización, posiblemente de edad plio-pleistocena que forman delgadas coladas
de composición intermedia a básica formada por rocas porfirícas con fenocristales de
2.1 MINERALIZACION Y PARAGENESIS
La mineralización reconocida en Caylloma es del tipo epitermal de baja
sulfuración, sistemas ricos en plata, o carbonatos-metales base Au-Ag
(Cobertt y Leach, 1998, Cobertt, 2002). La mineralización, principalmente de
plata, se encuentra hospedada en vetas, los clavos mineralizados poseen una
longitud variable entre decenas y cientos de metros, con una extensión
vertical del orden de los 300 metros. En general, la mineralización no es
continua, sino errática.
Las vetas poseen potencias desde 1 hasta 5 metros, con medias en alrededor
de 2 metros, la mineralización está conformada por un relleno multiepisódico
donde se han reconocido numerosos estadios de precipitación mineral,
algunos de ellos relacionados a contenidos metálicos importantes y otros
esencialmente estériles.
Las mayores concentraciones de metales, tanto en plata, como de metales
base, se relacionan al estadio de minerales de manganeso que está formado
por un bandeado compuesto esencialmente de cuarzo, rodonita y bandas de
Sulfuros.
Estas consisten en un relleno complejo y multiepisódico con texturas
características de relleno de espacios abiertos como bandeado costriformes,
bandeado simétrico, geodas, brechas, y texturas en peine y cucarda. En
mayor ley. Las brechas consisten en clastos angulosos de roca de caja hasta
51cm de diámetro cementados por material de veta con textura en cucarda.
Figura 2.3 Mapa geológico simplificado del Distrito Caylloma.
El bandeado costriforme simétrico es la textura más comúnmente encontrada,
donde los estadios tempranos de depositación se encuentran hacia los
hastiales de las vetas mientras que los estadios más jóvenes se encuentran
hacia el centro de las vetas. Los minerales de ganga principales que forman la
mayor parte del volumen de las vetas son cuarzo, rodonita (a manera de
que incluyen bustamita, johansenita además de rodonita), rodocrosita y
calcita.
También se reconocen cantidades variables de adularia, sericita, baritina y
helvita. Los minerales de MENA más comunes son esfalerita, galena,
calcopirita y tetrahedrita (freibergita). Minerales de MENA de importancia
secundaria por su menor abundancia incluyen polibasita, stefanita, argentita,
plata nativa, pirargirita, miargirita, calcosino, oro nativo, boulangerita,
estibina, alabandita y otras sulfosales de plata y plomo.
En general los minerales de MENA se forman en bandas delgadas y ricas,
mientras que los sulfuros diseminados en la ganga (a excepción de la pirita)
son escasos. El Estadio de cuarzo es una excepción a lo dicho
precedentemente, ya que sulfuros de granos gruesos, principalmente
esfalerita, se encuentran diseminado en la ganga.
Las vetas en general, se caracterizan por una textura bandedacostriforme y
depositación en escarapela de minerales alrededor de clastos de roca caja o
veta. El bandeado es muy persistente, formado por pulsos repetitivos de
cuarzo, rodonita y bandas formadas casi exclusivamente por sulfuros que
poseen desde pocos milímetros hasta decenas de centímetros. La disposición
de los distintos pulsos es principalmente simétrica, con los estadios más
jóvenes ocupando las partes centrales de las vetas.
2.2 ALTERACION HIDROTERMAL
Los flujos de lavas y las rocas volcanoclásticas presentes en el distrito de
Caylloma presentan distinto grado de alteración hidrotermal. En general, la
alteración está más ampliamente distribuida dentro de los flujos de lava, y
sólo muestra halos de alteración débiles y restringidos dentro de las rocas
volcanoclásticas.
Los minerales más comúnmente presentes en los halos de alteración son
cuarzo, pirita, adularia e illita que de acuerdo a su abundancia y distribución
forman 3 tipos diferentes de alteración hidrotermal: Cuarzo-Adularia
La alteración cuarzo adularia está restringida a los márgenes de las vetas,
siendo su desarrollo directamente proporcional al espesor de la veta. El
espesor de esta zona varía desde pocos centímetros a varios metros. El cuarzo
se presenta reemplazando la matriz completamente restringida a las venillas.
La pirita se encuentra diseminada dentro de las venillas y también se
desarrolla sobre los fenocristales de minerales máficos en la roca de caja. La
illita por su parte, altera a fenocristales de plagioclasa y también se distribuye
en la matriz volcánica.
En las zonas superiores del sistema la zona de cuarzo-adularia está ausente.
Allí delgados halos de cuarzo-illita gradan hacia afuera a una zona de
alteración propilítica caracterizada por la alteración de minerales máficos a
cloritas y la alteración de plagioclasas a illita.
En profundidad, la zona de alteración cuarzo-adularia se torna más importante
y grada hacia fuera a cuarzo-illita y finalmente a una alteración propilítica
débil. La alteración propilíticaposee una amplia distribución que abarca casi
la totalidad del distrito y es anterior a la formación de las vetas, mientras que
la alteración de cuarzo-adularia y cuarzo-illita están íntimamente relacionadas
a la mineralización y su formación podría haber sido simultánea.
Nota: El presenta capítulo está basado en los informes del área de Geología
CAPITULO III
RECURSOS DE MINERAL Y RESERVAS DE MINERAL ESTIMADOS
Las reservas de mineral probadas y probables a Diciembre del 2014 son las que se
3.1 RESERVAS DE MINERAL
Tabla 3.1 Reservas probadas y probables a diciembre del 2014.
Tabla 3.2 Reservas de mineral al 2014: Óxidos y sulfuros.
Los recursos medidos e indicados al 31 de Diciembre del 2014, se detallan en el
3.2 RECURSOS DE MINERAL
CAPITULO IV
EVOLUCIÓN DEL COSTO OPERATIVO
4.1 COSTO OPERATIVO
Del 2011 al 2014 en Minera Bateas SAC el costo operativo se incrementó en
un 30.7 %, siendo las principales causas: El incremento en los PU por el
cambio de contratistas, la mayor demanda de energía eléctrica, el aumento en
Figura 4.1 Evolución del costo mensual por años.
CAPITULO V
ANALISIS DE LA GESTIÓN DE COSTOS
5.1 ANALISIS DEL COSTO ANUAL DE MINA
A fin del año del 2014, se realizó un análisis del costo operativo por
actividades, observándose un costo real anual de 43.92 US $/t de un costo
presupuestado de 40.33 US $/t., como se aprecia en la tabla 5.1
Este incremento en el costo significo un gasto adicional de US $ 1,308,801 en
el año, un 7% más que los que se había presupuestado.
Las actividades que tuvieron mayor impacto fueron: Preparación,
Tabla 5.0 Costo Anual detallado por actividades
Este incremento de un 8.9 % en el costo se debe a varios factores los cuales
serán analizados por actividad y a continuación.
5.2 ANALISIS DEL COSTO POR ACTIVIDADES
5.2.1 Supervisión
Están comprendidos dentro de la actividad de supervisión, el sueldo de los
empleados del área de Mina, los EPP del personal empleado, el combustible
para las camionetas de supervisión, la alimentación del personal de Mina,
pasajes, alquiler de la camioneta, alquiler de equipos de cómputo, seguro
contra incendios, etc.
Tabla 5.1 Detalle de sueldo y beneficios sociales aproximados
Cargo Sueldo Cantidad Mes BS Total mes Total año Total US $
Superintendente 13,000 1 13,000 7,475 20,475 245,700 80,553
Jefe de Zona 10,000 2 20,000 11,500 31,500 378,000 123,928
Jefe de Guardia 6,500 4 26,000 14,950 40,950 491,400 161,107
Jefe Costos 5,500 1 5,500 3,163 8,663 103,950 34,080
Secretario 2,500 3 7,500 4,313 11,813 141,750 46,473
Capataz 2,500 3 7,500 4,313 11,813 141,750 46,473
El cuadro siguiente muestra el detalle:
Tabla 5.2 Costo de Supervisión detallado
5.2.2 Preparación
Las actividades de preparación son realizadas por las ECM, en la zona de la
Veta Animas esta actividad es realizada por la ECM MCEISA y en la zona de
la veta Bateas por la ECM ETRAMIN. Los tipos de excavación
correspondiente a la preparación son: Subniveles, ventanas, chimeneas,
rampas, etc. Para un mejor análisis del costo por metro de avance, se hizo una
subdivisión como muestra el cuadro siguiente.
Descripción Und Ejec. Budget Dif
Mano de Obra US $ 492,616 535,358 -42,742
US $/t 1.11 1.15 -0.05
Materiales (Menor consumo D2, EPP) US $ 2,721 38,605 -35,884
US $/t 0.01 0.08 -0.08
Alimentación US $ 2,460 0 2,460
US $/t 0.01 0.00 0.01
Pasajes aéreos US $ 12,142 6,000 6,142
US $/t 0.03 0.01 0.01
Alquiler camioneta US $ 78,754 74,304 4,450
US $/t 0.18 0.16 0.02
Alquiler equipo de computo US $ 6,505 44,464 -37,959
US $/t 0.01 0.10 -0.08
Seguro contra incendios US $ 207,185 206029 1,156
US $/t 0.47 0.44 0.02
Otros Servicios US $ 108,044 45,062 62,982
US $/t 0.24 0.10 0.14
Total US $ 910,427 949,822 -39,395
Tabla 5.3 Costo detallado de la preparación
Del cuadro se concluye que el costo es mayor en73.11 US $/m que el
presupuestado, siendo las mayores incidencias el avance, los desquinches, los
servicios varios y los adicionales. Ver Anexo 1.
El mayor gasto en MO es por el mayor mantenimiento de los equipos de
compañía.
Con respecto a materiales se obtuvo un ahorro que básicamente fue por un
menor consumo de madera y combustible. El consumo de explosivos tuvo un
ahorro por mejores ratios obtenidos.
El mayor impacto en el gasto en preparación se dio en avances, debido al
mayor PU promedio. Los desquinches impactaron en un mayor gasto,
básicamente por un tema de un PU promedio mayor al presupuestado. Los
gasto en servicios varios. Los fletes, la retribución extraordinaria y los
reintegros son los que impactaron con un mayor gasto en Adicionales,
reintegros y descuentos. El siguiente cuadro muestra un resumen:
Tabla 5.4 Resumen del costo de preparación
5.2.3 Explotación
La explotación es ejecutada por las ECM, en la veta Animas la explotación es
por el método de corte y relleno ascendente mecanizado, el cual lo realiza la
ECM MCEISA; en la veta Bateas la explotación que es por el método corte y
relleno ascendente semimecanizado, el cual lo ejecuta la ECM ETRAMIN.
Para un mejor análisis se presenta el siguiente cuadro:
RESUMEN 456,046
Detalles según DRAFT Precio ($)Efecto Cant. ($)Efecto MIX ($)Efecto Otros ($) Total ($)
MO 9,230 9,230
Materiales(*) -25,053 -25,053
Variación consumo explosivo -12,044 -22,271 6,405 -27,910
Variación metraje -5,807 60,156 107,658 162,007
Desquinche 15,343 -6,645 28,736 37,434
Servicios Varios(**) 33,915 33,915
Adicionales/Reintegros/Descuentos(***) 56,946 56,946
Total (US $) -2,508 31,240 142,799 75,038 246,568 US $/t -0.01 0.07 0.31 0.16 0.54
(*)Menor uso de madera en CH, menor consumo de D2, mayor consumo de repuestos y ferretería. (**)Mayor alquiler de scoop, mayor tareas, mayor trabajos de madera en CH de preparación. (***)Flete , Reit x Dif PU, Retribución extraordinaría, Dscto x equipos Cía, Dscto x GG+CF, etc.
Tabla 5.5 Detalle del costo de explotación
Del cuadro podemos observar que el costo fue mayor en 2.17 US $/t que el
presupuestado, siendo las mayores incidencias el mayor PU promedio, los
servicios varios y adicionales, reintegros y descuentos. Ver Anexo 2
El mayor gasto en Mano de obra es por los mayores trabajos en el
mantenimiento de los equipos de compañía.
En materiales el mayor gasto fue por el mayor de repuestos de los equipos de
compañía, consumo de madera en tajos convencionales y los aceros de
perforación que se brindaron en los dos meses de administración controlada.
Los explosivos tuvieron una incidencia mínima.
Los trabajos de madera en tajos convencionales, el alquiler de scooptram y las
tareas son las actividades que tuvieron mayor incidencia en servicios varios.
Con respecto a adicionales, reintegros y descuentos, el flete por el cambio de
contratistas, la administración controlada, el bono a las ECM, y otros
reintegros son los que tuvieron la mayor incidencia. La siguiente tabla
muestra el resumen:
Tabla 5.6 Resumen del costo de Explotación
5.2.4 Acarreo
El acarreo comprende los trabajos de transporte que realizan los scooptram,
al trasladar el mineral o desmonte a una distancia mayor a los 150m.El
acarreo también comprende el trabajo que realizan los cargadores frontales en
superficie, ya sea trabajos de carguío a los volquetes, trabajos de
mantenimiento de canchas de mineral y desmonte. La siguiente tabla muestra
el análisis a detalle del costo de acarreo.
RESUMEN 456,046
Detalles según DRAFT Precio ($)Efecto Cant. ($)Efecto MIX ($)Efecto Otros ($) Total ($)
MO 54,751 54,751
Materiales(*) 158,212 158,212
Variación consumo explosivo -32,479 61,011 -30,098 -1,566
Variación Tonelaje 558,181 -5,864 -252,446 299,871
Servicios Varios(**) 115,025 115,025
Adicionales/Reintegros/Descuentos(***) 90,279 90,279
Total (US $) 525,702 55,147 -282,544 418,266 716,571 US $/t 1.15 0.12 -0.62 0.92 1.57
(*)Repuestos equipos, madera OP tajos convencionales, aceros perforación adm. controlada (**)Trabajos madera en OP y accesos a tajos convencionales, alquiler scooptram, tareas. (***)Fletes, Bono a ECM,Reint x Dif PU,est. vibraciones, Dsctos equipos Cía, Dscto x GG+CF, etc.
Tabla 5.7 Detalle del costo de acarreo
La Mano de obra tuvo un gasto mayor al presupuestado, debido a la mayor
cantidad de trabajos de mantenimiento que se realizaron a los scooptram de
compañía.
El mayor consumo de repuestos, lubricantes y combustible para los equipos
de compañía generaron un mayor gasto.
El mayor alquiler de scooptram y del cargador frontal a las ECM causo un
mayor gasto. El cuadro siguiente muestra el resumen del costo de acarreo.
Tabla 5.8 Resumen del costo de acarreo
5.2.5 Sostenimiento
La actividad de sostenimiento es ejecutada en las labores de preparación y
explotación, los cuales incluyen sostenimiento con madera (cuadros, puntales,
encribado, etc); sostenimiento con pernos (split set, hidrabolt, helicoidal,
malla) y sostenimiento con shotcrete vía húmeda.
El impacto en mano de obra es mínimo.
El impacto por materiales es principalmente por los materiales consumidos en
la administración controlada, que hubo dos veces en al año, por el cambio de
contratistas.
RESUMEN 456,046
Detalles según DRAFT Efecto
Precio ($)
Efecto Cant. ($)
Efecto
MIX ($) Otros ($) Total ($)
MO(*) 18,817 18,817
Materiales(**) 25,836 25,836
Alquiler scooptram(***) 5,157 59,533 8,295 72,984
Alquiler Carg. Frontal 0 7,316 0 7,316
Servicios Varios(****) 4,333 4,333
Adicionales/Reint./Dstos(*****) 2,802 2,802
Total (US$) 5,157 66,849 8,295 51,788 132,089
US$/t 0.01 0.15 0.02 0.11 0.29
(*) Personal de Mantto x flota de scoop Cía. (**)Repuestos y D2 equipos Cía.
(***)Sobreacarreo con scoop en Preparaciones y Tajos mecanizados (****)Tarea de Operador de scoop Cía.
(*****)Flete x cambio ECM, Reint a CIS, Mantto de equipos Cía.
En preparación el mayor impacto es por el sostenimiento con shotcrete, en
lo referente a sostenimiento con madera y al empernado el impacto fue
negativo.
En explotación el sostenimiento con madera tuvo mayor impacto por la
mayor rotura en la veta convencional y el empernado un impacto negativo
debido al mayor shotcrete utilizado por el método mecanizado. El shotcrete
tuvo un sobre gasto menor. El Anexo 4 muestra información para el cálculo
del costo a detalle.
Tabla 5.10 Resumen del costo de sostenimiento
5.2.6 Relleno
El relleno en mina se realiza de dos formas: El relleno detrítico, en el cual se
aprovecha el desmonte generado en las labores de avance,el cual es
transportado por los scooptram hacia los tajos que culminaron su explotación
y el relleno hidráulico que es el relave mas el agua, transportado como una
pulpa y por tuberías hacia los tajos que culminaron su explotación.
• Relleno detrítico: El 95% del relleno detrítico es ejecuta en la
Veta Animas. El relleno detrítico es realizado aprovechando el
desmonte generado por las labores de avance y transportados a los
tajos por medio de los scooptram. El Anexo 5 Muestra información
para el cálculo a detalle del costo de relleno detrítico.
RESUMEN 456,046
Detalles según DRAFT Precio ($)Efecto Cant. ($)Efecto MIX ($)Efecto Otros ($) Total ($)
MO 1,628 1,628
Materiales (*) 68,414 68,414
Enmaderado Preparación 207 11,017 -14,134 -2,910
Empernado Preparación -15,112 -15,105 16,252 -13,965
Shotcrete Preparación -2,038 -42,959 138,260 93,263
Enmaderado Explotación 13,059 21,338 -9,640 24,757
Empernado Explotación -6,150 1,065 -19,668 -24,752
Shotcrete Explotación -32,287 -317,066 355,916 6,563
Servicios Varios (**) 80,444 80,444
Adicionales/Reint./Dsctos (***) 53,143 53,143
Total (US$) -42,321 -341,709 466,986 203,629 286,585
US$/t -0.09 -0.75 1.02 0.45 0.63
(*)Pernos, aceros, cemento, fibra, aditivo por administración controlada
(**)Alq. Cargador Frontal, volquetes y scoop; alquiler shotcretera y transporte de hormigon. (***)Alim. Supermix, fiscalización, cuadrilla shot, reint x Dif PU, Dsctos GG+CF, Dsctos
Tabla. 5.11 Detalle del costo del relleno detrítico
Del detalle se observa un exceso en el gasto de mano de obra.
Con respecto a los materiales se tuvo un ahorro principalmente por el menor
consumo de explosivos, por menor descajes.
Por menor cantidad de desquinches, menor alquiler de sooptram y menor
cantidad de reintegros se tuvo un ahorro significativo.El cuadro siguiente
Tabla 5.12 Resumen del costo del relleno detrítico.
• Relleno hidráulicoEl relleno Hidráulico es ejecutado en ambas
Vetas, aprovechando el relave generado luego de los procesos
metalúrgicos. Este material es transportado con volquetes a la
planta de Relleno que se ubica en la parte más alta de la mina, de
modo que con la dosificación adecuada de agua y por una red de
tuberías y aprovechando la gravedad llega a los tajos.
El Anexo 6 muestra la información que se uso para el cálculo a
detalle del costo del relleno hidráulico.
RESUMEN 456,046
Detalles según DRAFT Efecto Precio ($)
Efecto Cant. ($)
Efecto
MIX ($) Otros ($) Total ($)
MO 3,028 3,028
Materiales(*) -26,494 -26,494
Desquinche (**) -2,136 3,903 17,860 19,626
RD Scoop (Ton) (***) 1,454 69,172 2,397 73,024
Scoop Hr (****) 657 -25,503 3,770 -21,076
Adicionales/Reint./Dsctos.(*****) 9,254 9,254
Total (US$) -25 47,572 24,027 -14,213 57,361 US$/t -0.00 0.10 0.05 -0.03 0.13
(*)Menor consumo de explosivos y D2. (**)Rotura en desmonte cargada a RD (***)Mayor RD con scooptram. (****)Menor sobreacarreo en RD
(*****)Flete x cambio ECM,tarea de operadores x scoop Cía, dumper, carg frontal, etc
Tala 5.13 Detalle del costo de relleno hidráulico
Tabla 5.14 Resumen del costo de relleno hidráulica.
RESUMEN 456,046
Detalles según DRAFT Precio ($)Efecto Cant. ($)Efecto MIX ($)Efecto Otros ($) Total ($)
MO -18,075 -18,075
Materiales(*) -189,232 -189,232
Relleno Hidraúlico 62,710 31,515 -89 94,136
Transporte de relave -14,980 -122,869 5,022 -132,827
Equipos 1,120 48,429 -18,101 31,448
Servicios Adicionales(**) 47,746 47,746
Adicionales/Reint./Dsctos(***) 28,669 28,669
Total (US$) 48,851 -42,925 -13,169 -130,892 -138,135
US$/t 0.11 -0.09 -0.03 -0.29 -0.30
(*)Menor uso de madera, tela arpillera, ferretería, repuestos Carg. Frontal y excavadora y D2. (**)Mayor limpieza de cuneta, mayor armado de barreras y tarea de bomberos.
(***)Reint. varios, flete,bono, Reint x Dif PU, central telefonica, alq. bomba, servicios mantto.
El gasto en Mano de obra fue menor.
En materiales el menor consumo de madera, combustibles materiales de
ferretería y repuestos son los que impactaron con el menor gasto.
El mayor PU por cubo de relleno hidráulico fue el mayor impacto.El trasporte
de relave por ton/Km tuvo un impacto mínimo.El transporte de relave por
Horas tuvo un impacto negativo, debido a la menor utilización de horas de
alquiler de volquetes.La mayor utilización de horas de cargador frontal
impacto con un mayor gasto.Los servicios adicionales impactaron con un
mayor gasto, por mayor cantidad de tareas y trabajos de madera hechos
previos al relleno.Adicionales, reintegros y descuentos impactaron por el
Flete por administración controlada, bonificación extraordinaria, reintegros,
etc.
5.2.7 Transporte
El transporte se subdivide en Transporte de mineral, transporte de desmonte,
transporte con locomotoras y tolvas.Para ver detalle de la información para el
cálculo del costo a detalle de transporte ver Anexo 7.
Transporte de mineral.-Esta actividad se refiere al transporte de mineral
Tabla 5.15 Detalle de costo de transporte de mineral
En Mano de obra el mayor gasto es por el mayor gasto en combustible.
En transporte de mineral el menor gasto es por la menor cantidad de toneladas
húmedas transportadas.
La incidencia en alquiler de equipo es por la mayor utilización y alquiler de
dumper.En adicionales, reintegros y descuentos la incidencia es por el bono y
alimentación.
Transporte de desmonte.-se refiera a la actividad de transporte de desmonte
por los volquetes y dumper principalmente.Este desmonte es generado en las
Tabla 5.16 Detalle del costo de transporte de desmonte
En Mano de obray materiales se tuvo un ahorro por menor consumo de
combustible.
Seutilizó menor cantidad de horas de volquete para el transporte de
desmonte.En alquiler de dumper se tuvo un ahorro por menor utilización.En
servicios varios el impacto fue mayor utilización de cargador frontal y
alimentación.
Transporte con locomotora.-Comprende los gastos en mano de obra,
Tabla 5.17 Detalle del costo de transporte con locomotoras
En MO se tuvo un ahorro por menores trabajos de personal de mantenimiento
a las locomotoras de compañía.
El ahorro en materiales es principalmente por menor uso de repuestos para las
locomotoras.
El ahorro en motoristas es porque el pago de este personal se cargo en el 51%
por concepto de GG+CF en las diferentes tarifas y por tanto no afecta
directamente a este concepto.En Servicios varios el ahorro es por menores
trabajos de mantenimiento de locomotoras y alimentación.
Tolvas y parrillas.- Comprende mano de obra, materiales y servicios que se
requiere para el buen funcionamiento, reparación y construcción de tolvas y
Tabla 5.18 Detalle del costo de Tolvas y parrillas
El mayor gasto se refiere a materiales y servicios de las ECM para la
reparación de las parrillas y tolvas.
5.2.8 Servicios auxiliares
Las actividades de Servicios Auxiliares se clasifican en: Bombeo de agua,
manteamiento de vías y accesos, ventilación, Mantenimiento de labores
subterráneas, Alimentación de agua, Aire comprimido, Casa de lámparas,
Bodegas, Comedores, Líneas de transmisión.
Como se aprecia el menor gasto es por el menor consumo de materiales y
menor uso de equipos. El anexo 8 muestra información para el cálculo a
Tabla 5.19 Detalle del costo de servicios auxiliares
Se concluye que en mano de obra se pasa el presupuesto, principalmente por
los trabajos de mantenimiento de equipos como: Bombas, ventiladores,
tractor, etc.
El ahorro en materiales es por el menor consumo de repuestos de
ventiladores, bombas, tractor, menor consumo de madera y tuberías.
Se gasto menos que el presupuestado en alquiler de sooptram, volquetes,
rodillo, niveladora, cisterna, etc. En servicios varios se gasto mas por mayor
trabajos de servicios que se paga a las ECM y el mayor impacto fue por
Bombeo de agua.- En esta actividad el ahorro se dio básicamente en la
menor utilización de equipos (Scooptram, dumper, etc) y menor utilización de
materiales.
Tabla 5.20 Detalle del costo de bombeo
Mantenimiento de vías y accesos.- En el mantenimiento de vías y accesos el
mayor ahorro se dio en el menor consumo de materiales y el menor uso de
equipos
Ventilación.-El mayor gasto se dio en materiales, servicios varios y en
adicionales y reintegros.
Tabla 5.22 Detalle del costo de ventilación
Mantenimiento de labores subterráneas.-El mayor gasto se dio en
adicionales y reintegros.
Tabla 5.23 Detalle del costo de mantenimiento de labores subterráneas
Alimentación de agua.- La mayor incidencia en esta actividad fue en
Tabla 5.24 Detalle del costo de alimentación de agua
Aire comprimido.- EL mayor ahorro se dio por un menor consumo de
materiales, menor uso de equipos y menores trabajos en servicios.
Casa de lámparas.-El ahorro se dio en el menor consumo de materiales
Tabla 5.26 Detalle del costo Casa de Lámparas
Bodegas.-Se gastó menos en materiales.
Comedores.-El mayor gasto se dio por adicionales y reintegros.
Tabla 5.28 Detalle del costo de comedores
Líneas de transmisión.- El mayor gasto se dio por Mano de obra, adicionales
y reintegros.
5.2.9 Energía
El mayor gasto se dio en el mayor consumo de petróleo para la generación
interna de energía. Otro impacto significativo fue el alquiler de grupos
electrógenos, alimentación del personal de las ECM.
CAPITULO VI
OPORTUNIDADES DE MEJORA
Las oportunidades de mejora planteadas para la reducción del costo operativo
son las siguientes:
1. Restitución del método de explotación por corte y relleno
convencional.
2. Automatización del sistema de bombeo.
3. Minimizar el plasteo de bancos de mineral.
4. Adoptar como única forma de pago T-Km, para el transporte de
relave.
5. Mecanizar el mantenimiento de víasen interior Mina.
6. Incremento del relleno detrítico.
A continuación se realiza un análisis económico y detallado de las siete
oportunidades de mejora planteadas.
6.1 RESTITUCIÓN DEL METODO DE EXPLOTACIÓN POR EL
METODO DE CORTE Y RELLENO CONVENCIONAL
I. Situación
Actualmente la veta Bateas es explotada por el método del corte y relleno
ascendente semimecanizado, la perforación es vertical y se realiza con
máquinas neumáticas. La limpieza de mineral es por medio de scooptram de
0.75 Yd de capacidad los cuales trasladan el material roto desde el tajo a los
echaderos.
II.Operaciones
La ECM ETRAMIN es la encargada de los trabajos de operación en la veta
Bateas, realizando los trabajos de desarrollo, exploración, preparación y
explotación. . La producción promedio es de 2,000 t y un avance de 100m
por mes en preparaciones.
Esta veta se caracteriza por tener dimensiones entre 0.50 a 1.0 m de ancho de
veta y su minado se desarrollaba en su mayoría por medio de rampas para el
acceso de microscoop de 0.75 yd3.
o Explotación: Se trabajó el método de corte y relleno, con perforación
microscoop a un ancho de 1.5m. El precio unitario considera US $ 22/t para
esta actividad.
o Acarreo y Carguío: El microscoop limpia el mineral que está roto en
el tajo y lo acumula en una ventana, posteriormente otro scoop de mayor
capacidad lo traslada hacia el ore pass recorriendo una distancia aproximada
de 50m.
o Sostenimiento: Luego de realizado el disparo en veta se procede a
realizar el sostenimiento con split set de 4-5 pies, posteriormente cuando se
realiza el descaje se vuelve a sostener la zona afectada por el disparo.
o Relleno (Hidráulico o Detrítico), existe una red de alimentación que
proviene desde la zona de Animas Nv-5, recorriendo un tramo de 1.7km, el
cual es alimentado por bombeo. Así también el desmonte producto del
descaje es acondicionado como parte del relleno.
o Transporte: Se tiene una extracción combinada por medio de
locomotoras y dumpers, a través de locomotoras se recorre una distancia de
0.3km y por medio de dumper 1.3km aprox.
o Servicios Auxiliares:
• Agua, el abastecimiento se viene realizando a través de una alimentación
que proviene de una laguna cercana a Copa de Oro y desde la cual se
• Aire Comprimido, para el abastecimiento contamos con 3 compresoras
diesel (2 de 750CFM y 1 de 900CFM) ubicadas en lugares próximos a la
zona, recorriendo una longitud de 2.5km para llegar a la zona de
operación. El costo mensual por combustible es de US$ 22,000
aproximadamente
La demanda que presenta la zona es de 1,100 CFM y nuestra oferta esta
1,200 CFM
• Bombeo, el consumo mensual de energía es de 110,000 Kw (US$ 7,000)
y por mantenimiento se tiene $ 3,000. Con los cambios realizados se tiene
un total de 5 bombas ubicadas en la zona de trabajo proyectando un
consumo mensual de 87,000 Kw (US$ 5,2000)
III.Análisis de costos
Se ha realizo un detalle de los costos que se incurrieron de Enero a
Junio del 2,014. Para un mejor análisis se han disgregado los costos
en: Explotación y Preparación. Se observa que los mayores costos
están enexplotación, preparación, servicios auxiliares, relleno y
Tabla 6.1 Detalle del costo de la veta Bateas.
IV.Propuesta de cambio de método de explotación
El método de explotación era semimecanizado con accesos por medio de
rampa y limpieza con microscoop libre, el planteamiento ees evaluar el
cambio del método hacia un minado convencional, es decir accesos mediante
chimeneas camino y con equipos cautivos. Las dimensiones de block a minar
tienen las siguientes características: Ancho de veta 0.80m, longitud 160m y
altura vertical de 50m.
I.Minado Mecanizado con Scoop Libre
Este método de explotación contempla la construcción de rampas y ventanas
de acceso hacia los tajos, por donde circula el personal y los materiales-
Las preparaciones actuales contemplan por cada nivel de explotación las
Tabla 6.2 Detalle costos con scoop libre
II. Minado Convencional con Scooptram Cautivo
Este método de explotación contempla la eliminación de las rampas y las
ventanas de acceso, pero incluye 3 chimeneas camino hacia los extremos del
tajo para acceso de personal y materiales
Tabla 6.3 Detalle costos con scoop cautivo
III.Minado Convencional con Winche
Al igual que el anterior método de explotación contempla la eliminación de
las rampas y las ventanas de acceso, pero incluye 3 chimeneas camino hacia
los extremos del tajo para acceso de personal y materiales, así también cabe
indicar que el Ore Pass será llevado dentro del tajo para lo cual deberá
emplearse ‘cribens’ o anillos de acero para un mejor mantenimiento.
Tabla 6.4 Detalle costos método convencional
El consumo de energía adicional será de 36,000 Kw por mes lo que equivale a
un costo de US $ 2,300.
V. Cálculo de costo de minado, preparación, sostenimiento y
productividad por cada método
Se ha realizado un análisis de costos donde se detalla los costos de
explotación y preparación para cada método de minado, observándose un
Tabla 6.5 Resumen de las tres formas propuestas
I. Costo de Preparación
Se ha realizado el cálculo del costo de preparación para los diferentes
métodos de minado. Los costos mostrados incluyen transporte, acarreo,
Tabla 6.6 Costo de preparaciones
Figura 6.1Costo de preparación por método
II. Costo de Sostenimiento
Se ha realizado el cálculo de costo de sostenimiento para los diferentes
métodos de minado, para los 2 primeros métodos se contempla el uso de Split
set y malla, mientras que para el ultimo el uso de puntales de seguridad
debido a restricciones en el ancho de la labor.
Tabla 6.7 Costo de sostenimiento
Figura 6.2Costo de sostenimiento por método.
III. Cálculo de Producción
Se puede observar que para potencias menores a 1.3m espreferible considerar
los métodos de minado convencionales (winche) debido a que no se tiene
mayor variación en la producción
Para el caso de potencias mayores a 1.3m es conveniente el método de
Tabla 6.8 Producción por método
Figura 6.3 Producción por método
VI. Determinación de las guardias de trabajo por cada corte
longitudinal
Se ha realizado un estimado de las guardias de trabajo que se requieren por
cada acta actividad y comparándolas entre las 3 alternativas. Los menores
ciclos de trabajo para 1 corte longitudinal se dan en el minado mecanizado y
convencional con winche.
Ancho de Veta Mec. Scoop Libre Scoop cautivo Conv. Winche
(m) t t t
0.8 504 481 492
1 720 670 681.0
1.3 843 787 758
Tabla 6.9 Cantidad de guardias por método.
Para el caso del método de minado mecanizado los mayores ciclos de trabajo
se dan en el ‘descaje’ y nivelación de piso. En el caso del minado
convencional (scoop cautivo), aparte del ‘descaje’ y nivelación de piso, el
mayor tiempo se da en servicios, el cual implicará la conexión al ore pass
desde el tajo y acondicionamiento de caminos. En el minado convencional
con winche, se tiene un mayor tiempo en limpieza debido al rendimiento del
winche y en servicios por acondicionamiento del ore pass y chimeneas
caminos
VII. Personal requerido
Se ha realizado un detalle del personal actual que se tiene en la zona y así
también una proyección de la cantidad de personal requerido, debido al
Tabla 6.10 Personal requerido por método.
Se contaba con 5 parejas para las 14 ‘alas’ programadas, fue necesario contar
con una pareja más. Para el cambio de método a minado convencional con
winche fue necesario completar una pareja para los tajos y 2 parejas
VIII. Conclusiones
• El Costo se reducirá de US $ 149.19/t a US $ 92.46/t, es decir un 38%,
manteniendo misma producción de 2000 tpd.
• El ahorro Anual por el cambio del método de explotación será de US
$ 1,355,040 .
• Los mayores costos del método semimecanizado se presentan en
explotación, preparación, servicios auxiliares y sostenimiento.
• La actividad de descaje presenta una de los mayores tiempos de
ejecución (13 guardias), aparte de producir una doble influencia por voladura
en la misma zona.
• El cambio de método a un minado con scoop cautivo, provocara una
disminución en la productividad debido al incremento de las tareas en la
actividad de servicios (accesos hacia ore pass desde el mismo tajo).
• El cambio de método de minado ‘semimecanizado’ a ‘convencional’
produce un efecto en el costo de preparación el cual se reduce a una tercera
parte y el indicador ‘m/t producidas’ se reduce a la mitad
• El costo de sostenimiento para caso del método convencional con
winche se reduce a casi un 40%
• La productividad observada en los actuales tajos está por debajo de
IX. Recomendaciones
• Reprogramar las labores de preparación para una migración hacia el
nuevo método de explotación con winche (tajos 290 y 390 en el nivel 11).
• Los tajos 400, 500 y 600 deberán continuar con su método actual hasta
llegar a la cota del Nv-11, debido a que se tienen realizadas las labores de
preparación. Considerar a partir del Nv-11, la migración de todos los tajos a
un minado con winche esto supeditado a la información de Geología en
cuanto a continuidad de las potencias de veta en altura.
• De acuerdo al cuadro de productividad por potencias de veta se hace
conveniente trabajar las vetas que tienen potencias menores a 1.4m a través
de un método convencional con winche, para el caso de anchos mayores se
debe trabajar con micro scoop
6.2 AUTOMATIZACIÓN DEL SISTEMA DE BOMBEO.
Antecedentes.-El sistema de bombeo de abastecimiento de agua de la veta
Animas se opera manualmente, con 3 trabajadores por turno de la ECM, el
cual está definido en 4 estaciones de bombeo.
• Estación de bombeo KSB - Balanza: En esta estación de bombeo, se
cuenta, con un tanque de concreto, que es abastecido de agua por una
derivación de río, la capacidad del tanque es de 70,000 litros. En esta
ubicación se cuenta con un operador (bombero) las 24 horas, cuya función es
bombas marca KSB, modelo WL100, potencia de motor de 100 Hp, la tubería
de descarga es de polietileno hdpe diámetro de 4", tienen con función
bombear agua hasta la Cámara de bombeo del Nivel 9 Animas Interior Mina.
• Estación de bombeo Nivel 9 Interior Mina: Cuenta con un tanque
de 176,000 litros, recibe agua de la Estación de bombeo KSB . La Cámara de
bombeo del Nivel 9 Interior Mina, cuenta con una bomba Hidrostal modelo
40-250, motor de potencia 100 Hp, tubería de descarga de polietileno de
4",cuenta con operador permanente de 24 horas , cuya función es bombear
agua a la Cámara del Nivel 7 Interior Mina.
• Estación de bombeo Nivel 7 Interior Mina: Cuenta con un tanque
de 133,000 litros, recibe agua de la Estación del Nivel 9 Interior Mina. La
Cámara de bombeo del Nivel 7 , cuenta con una bomba Hidrostal modelo
40-250, motor de potencia 100 Hp, tubería de descarga de polietileno de
4",cuenta con operador permanente de 24 horas, cuya función es bombear
agua a la Cámara del Nivel 5 1/2 Superficie.
• Estación de bombeo Nivel 5 1/2 Superficie: Cuenta con un tanque
de 25,000 litros, recibe agua de la Estación de bombeo del Nivel 7 Interior
Mina, cuenta con una bomba Hidrostal modelo 65-200, motor de potencia 60
Hp, actualmente esta estación no cuenta con operador ya que cuenta con una
boya que apaga automáticamente la bomba de la estación de bombeo del
Estación de bombeo Nivel 5 Superficie (Planta de Relleno Hidráulico):
Cuenta con un tanque de 140,000 litros, recibe agua de la Estación de bombeo
del Nivel 5 1/2 Interior Mina, este es el punto final del sistema de bombeo de
la Veta Animas, actualmente se cuenta con un operador de la Planta de
Relleno Hidráulico
Objetivos
i. Sistema de bombeo automatizado
El sistema de bombeo automatizado del veta Animas se implementará para
cumplir con las siguientes premisas.
o El sistema de bombeo no contará con operadores bomberos.
o El sistema de bombeo contará con un centro mando y control que
estará ubicado en la Caseta de Balanza, aquí se ubicará un
computador con un monitor donde se observará en tiempo real, los
niveles de los tanques
o El sistema de bombeo será totalmente automático, el encendido y
apagado de las 5 bombas del sistema, será automático, en
condiciones normales de trabajo.
o El sistema de bombeo contará con controladores locales, que
gobernaran el encendido y apagado de la bomba de acuerdo a las
switch de nivel bajo, switch de nivel alto, switch de flujo) y
señales e información de las otras estaciones de bombeo.
o El sistema también podrá comandarse manualmente de cada
estación de bombeo, esto como contingencia si es que existiera un
problema de comunicación que no permitiera el funcionamiento
automáticamente.
o El sistema de bombeo no requerirá el cambio de los tableros de
arranque de motores, solo serán adecuados para el encendido y
apagado automático.
o No se está considerado en el presupuesto inicial, pero el sistema
está acondicionado para la instalación de un circuito cerrado de
video, para monitorear por video desde el centro de control, la
estaciones de bombeo.
ii. Estructura del Sistema de Bombeo Automatizado.
El sistema de bombeo automatizado está estructurado de la siguiente forma:
- Instrumentación de las estaciones de bombeo.
- Sistema de comunicación.
