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INFORME DE PRÁCTICAS
RECURSOS MINERALES Y
ENERGÉTICOS
JOSÉ MARÍA TORRES PUCHE JAVIER MARTIN BLÁZQUEZ
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1. MARCO GEOLÓGICO Y METALOGENÉTICO
• Estratigrafía regional • Modelo metalogenético • Condiciones de concentración mineral (controles)
2. EXPLORACION Y EVALUACIÓN DEL YACIMIENTO
• Análisis estructural • Campaña de exploración geoquímica • Determinación ley crítica del yacimiento • Campaña de sondeos de exploración • Acotación del yacimiento • Tonelaje y vida del yacimiento • Paso de minería a cielo abierto a minería subterránea
3. ANALISIS ECONÓMICO
• Calculo de la tasa de descuento • Cálculo de la inversión inicial • Payback VAN y TIR • Conclusión
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1. MARCO GEOLÓGICO Y METALOGENÉTICO:
Este trabajo tiene como objetivo la investigación del área de Mato Das Febres, en la cuenca de Río Cobre, para estudiar la existencia de yacimientos que sean rentables de explotación de Cu
Realizamos el estudio mineralúrgico a través de una campaña de exploración geoquímica y una campaña de exploración directa con sondeos. Estos en combinación con un análisis económico nos permitirá realizar el estudio del proyecto a realizar
Para ello se facilita un mapa estructural de la zona, otro geológico-estructural con topografia, otro sin los dos primeros metros de suelo con un perfil correspondiente, un mapa geoquímico de Cu con las redes de drenaje y finalmente la litoestratigrafía del área de estudio.
El yacimiento a valorar está emplazado dentro del Cinturón Cuprífero Centroafricano, por lo que es muy importante conocer el contexto regional y metalogenético antes de empezar la campaña de prospección.
En cuanto a los programas, la parte estructural se manejara con GEORIENT y las de prospección se simularán con MINERAL VENTURE pues se tiene la posibilidad de establecer un balance económico inicial a invertir en la investigación. MINERAL VENTURE permite además ir variando las condiciones de los sondeos, tratando de asemejarse a la realidad. Para ello se alquila la maquinaria de los sondeos según diferentes especificaciones y se va descontando el dinero invertido en cada operación.
Finalmente la valoración económica se efectúa mediante el programa MINVEST, llegando a concluir si es rentable o no la explotación del yacimiento.
Estratigrafía Regional :
Basándonos en el conocimiento geológico que se dispone, las escasas labores mineras y sondeos de los que disponemos, podemos suponer que nos encontramos ante un yacimiento de cobre que se ha formado en una cuenca sedimentaria somera y ligada a pizarras, areniscas y dolomías. La mineralización se encuentra en el flanco del plegamiento correspondiente a la sedimentación marina.
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Es un depósito de tipo estratoconfinado singenético que ha sido sometido a varios periodos tectónicos que han provocado la génesis de dicho depósito. La columna estratigráfica, de muro a techo, que nos encontramos podemos, estará compuesta por:
• Un estrato superior de arcillas de potencia desconocida. Aquí todas las
rocas presentan una alteración superficial tropical lo que no ayuda a su identificación. Estas alteraciones son principalmente la silicificación y serictización en el basamento, y argilitización y erosión mecánica en las series sedimentarias.
• Una serie de calizas alternadas con capas de dolomías.
• Una serie de areniscas esquistosas con conglomerados, con pequeños
cantos redondeados procedentes del basamento: areniscas y esquistos arcillosos. Este último es rico en restos orgánicos (vegetales principalmente) y frecuentemente presenta coloraciones negras.
• Un basamento de granito migmatítico y gneis con intercalaciones de "greenstone" plegadas, intersectadas por unos pocos diques de anfibolita. Este basamento parece ser pasivo y fue reducido a un avanzado estado de erosión hasta el allanamiento cuando la trangresión alcanzó a las series sedimentarias.
Las mineralizaciones se encuentran en rocas sedimentarias y su paragénesis incluye fundamentalmente carbonatos, óxidos, ocasionalmente silicatos de cobre y cobre nativo. Podemos encontrar los siguientes tipos de yacimientos:
• Con mineralizaciones de tipo "red beds" en las facies gruesas, de series esquisto-arenosas con solo una pequeña área enriquecida, que posee interés esonómico.
• Formados por mineralizaciones con paragénesis de sulfuros asociadas a capas de pizarras negras. En este tipo de mineralización hay unas
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reservas de 33Mt con un 3.5% de cobre y un 0.23% de cobalto a una profundidad de 100 a 300 m y con una potencia media de 5 m.
• Con mineralizaciones en el basamento, referidas a las zonas de desgarre. De este tipo de mineralización no se conocen depósitos con interés económico.
Modelo Metalogenético :
- Depósitos de Cu El cobre se encuentra en grandes concentraciones en la corteza terrestre. Forma parte del magma en el interior del planeta. Sometido a presiones y temperaturas altísimas, este magma aflora a la superficie a través de grietas y fisuras, dando origen a depósitos en los que podemos encontrar mineralizaciones de cobre.
El cobre puede encontrarse en forma de láminas delgadas de gran pureza metálica, denominado también cobre nativo. Éste fue el primero en ser extraído por el hombre prehistórico y es escaso en la actualidad. Se estima que alrededor del año 5 000 a.C., el hombre descubrió la fundición de las menas, lo que dio origen a la era de los metales.
La forma más común de encontrar el cobre es diseminado en cuerpos mineralizados de gran extensión que forman los yacimientos. Todos ellos se pueden clasificar en dos grupos: los minerales oxidados y los minerales sulfurados.
Los minerales oxidados que, como su nombre indica, contienen oxígeno y constituyen óxidos, carbonatos, silicatos de cobre, se encuentran en la superficie de la tierra o muy cerca de ella. Estos minerales han sido los primeros yacimientos cupríferos explotados. Tienen su origen en la descomposición y oxidación de los minerales sulfurados primarios. Los minerales sulfurados son compuestos de cobre, azufre y hierro y se encuentran generalmente debajo de la capa oxidada. En la actualidad, la mayor parte de las minas de cobre corresponden a yacimientos de minerales sulfurados.
Importantes yacimientos de cobre se forman en cuencas sedimentarias marinas poco profundas, ligados a pizarras. Ejemplos clásicos son las pizarras cupríferas (“Kupferschiefer”) de Europa oriental (Alemania y Polonia), en el Pérmico, el cinturón cuprífero de Zambia-Zaire, con yacimientos de Cu-Co-Ag en la serie Roan, y White Pine, en Michigan (USA), estos últimos de edad precámbrica.
Los yacimientos tienen como característica común el no ser masivos, los sulfuros (calcopirita, blenda, galena, bornita, etc) se encuentran diseminados en pequeñas partículas y filoncillos, generalmente en lechos o capas de pizarras ricas en materia orgánica, con leyes altas y mediano volumen o tamaño. En muchos casos, la distribución de los sulfuros se corresponde con una bien definida zonación. Algunos yacimientos tienen cantidades significativas de Co y Ag.
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Los “Kupferschiefer” o pizarras cupríferas, explotadas por Cu y Ag, son delgadas capas (<4m) de margas bituminosas marinas del Permiano superior (“Zechtein”), que se extienden desde Polonia, a través del Norte de Alemania, hasta el nordeste de Inglaterra, donde se le conoce como Pizarra Margosa (“Marl Slate”), habiendo sido depositadas tras una rápida transgresión marina sobre un área sometida a condiciones áridas a semiáridas durante un largo período de tiempo. En muchas zonas reposan sobre sedimentos rojos (“Rotliegende”), en otras sobre areniscas y margas carboníferas.
Las concentraciones minerales se interpretan como el producto final de diversos procesos mineralizadores, en los que juegan un papel importante las condiciones ambientales de deposición de las rocas de caja y la geología subyacente., fijándose los metales como sulfuros por procesos bacteriogénicos. También se ha mencionado la circulación de fluidos simultáneamente con los procesos de formación de cuencas sedimentarias. La facies basal del “Zechsein”, la “Rote Fäule”, se considera como el lugar de formación de las salmueras mineralizadoras ascendentes, que depositaron Cu, Ag, Zn y Pb durante el Triásico Medio, unos 40 millones de años después de la deposición de “Zechsein” Inferior.
La formación de estos yacimientos ha sido relacionada con procesos de
elevación (“rifting”) por las siguientes razones: - El alto contenido cuprífero de los basaltos - Valores Eh muy definidos, en tales ambientes sinsedimentarios - Formación de fallas de tensión durante la sedimentación - El incremento de flujo de calor característico de dichos ambientes “rift”.
En estas condiciones, el calor puede provocar la lixiviación del cobre y la emigración de los fluidos mineralizadores cupríferos, lo cual permite la permeabilidad de los sedimentos y de las estructuras. Asimismo, el paso de aguas connatas a través de ambientes evaporíticos, tan comunes en condiciones de “rift”, produce soluciones oxidadas capaces de transportar cantidades significativas de metales base; una vez que estas salmueras hayan alcanzado niveles de oxidación adecuados, se formarán disoluciones mineralizadoras que depositarán los metales en sedimentos con materia orgánica y/o pirita diagenética. En White Pine se considera que la mineralización, que sufrió sólo un débil metamorfismo, se originó en dos etapas: la primera con formación de pirita diseminada y framboidal, por reducción bacteriana de iones sulfato durante la diagénesis inicial, y la segunda, mediante la introducción de soluciones cupríferas y reemplazamiento de la pirita por los sulfuros de cobre. Para investigar y poder juzgar si una mineralización es económicamente explotable, nos hace falta poder seguir unos criterios. Lo primero a tener en cuenta es que al existir en el área de Mato Das Febres, otras cuencas similares a nuestra cuenca de estudio, que tienen un potencial elevado de
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descubrimiento de yacimientos cupríferos estratiformes, este área nos interesa para realizar una campaña de prospección.
Ejemplos de yacimientos estratoconfinados en el mundo podemos
encontrar: • Las pizarras cupríferas (« kupferschiefer ») de Alemania y Polonia, • Los yacimientos cupríferos de Zambia-Zaire • El yacimiento de White Pine en Michigan (EEUU).
Yacimientos estratoconfinados cupríferos en rocas sedimentarias en el
mundo:
Mapa del cinturón del yacimiento estratoconfinado cuprífero en Zaire-Zambia
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La futura explotación se encuentra en Zambia (en el cinturón Zambia-Zaire):
Zambia es un país Africano que fue conocido como Rodhesia del norte, mientras fue colonia británica. La explotación del cobre trajo consigo la instalación de gran número de europeos en la zona, trabajando especialmente para el Copperbelt, consorcio internacional del cobre. Los minerales de cobre, que suponen casi el 80 % de los ingresos del país, están agotándose y la productividad ha bajado a la par que los precios internacionales del cobre, pero todavía Zambia sigue el cuarto productor del mundo de este metal.
El clima es subtropical, con dos estaciones bien marcadas; la seca y la húmeda, muy lluviosa; este clima genera una alteración superficial de tipo tropical.
Algunos de los recursos minerales más importantes de este país son los que se encuentran en estos tipos de yacimientos: cobre, cobalto, cinc, plomo, plata, uranio.
En estos yacimientos, los sulfuros de Cu (calcopirita, bornita, galena, etc) se encuentran diseminados en pequeñas partículas y filoncillos, generalmente en lechos o capas de pizarras ricas en materia orgánica (como dicho antes) y con leyes altas y volúmenes medianos.
Existe una gran controversia sobre el origen de estas mineralizaciones : Así por ejemplo en el yacimiento de White Pine se consideran dos
etapas :
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• La primera con formación de pirita diseminada y framboidal : Diversos procesos mineralizadores concentran los minerales en zonas concretas con un elevado contenido en cobre. En estos procesos juegan un papel importante las condiciones ambientales de deposición de las rocas de caja y la geología subyacente Por reducción bacteriana los metales se fijan como sulfuros durante la diagénesis inicial.
• También se ha mencionado la circulación de fluidos simultáneamente con los procesos de formación de cuencas sedimentarias. El calor relacionado con los ambientes “rift” puede provocar la lixiviación del cobre y la emigración de los fluidos mineralizadores cupríferos, permitida por la permeabilidad de los sedimentos y de las estructuras. El paso de aguas connatas a través de ambientes evaporíticos, comunes en condiciones de “rift”, produce soluciones oxidadas capaces de transportar cantidades significativas de metales base. Una vez que estas salmueras alcanzan niveles de oxidación adecuados, se forman disoluciones mineralizadoras que depositan los metales en sedimentos con materia orgánica y/o pirita diagenética.
Por diversas razones la formación de estos dépositos ha sido relacionada con procesos de elévacion (« Rifting »)
• El elevado contenido en cobre de los basaltos. • Valores Eh muy definidos en estos ambientes sinsedimentarios • Formación de fallas de tensión durante la sedimentación • El incremento de flujo de calor característico de dichos ambientes “rift”.
El Cu y Co son los metales principales, pero también a veces se pueden encontrar otros elementos como Ag, U, Zn y Pb. Este tipo de yacimientos estratoconfinados de Cu ocupan desde el punto de vista productivo un puesto muy importante. Inmediatamente posterior a los pórfidos cupríferos, estos depósitos contienen un 17% de todos los recursos cupríferos conocidos en el mundo occidental. Además este tipo de yacimientos tiene gran importancia en cuanto a la obtención del elemento Co. Este elemento es extraído como subproducto. Condiciones de concentración mineral (controles)
Estos dos diferentes tipos de minerales tienen propiedades químicas muy distintas. Generalmente el cobre de los minerales oxidados es extraído mediante disolución con ácido sulfúrico. Por el contario, los sulfuros no son solubles en ácido y el cobre se obtiene mediante concentración por flotación y luego fundición del concentrado y refinación del cobre obtenido. Ambos tipos de minerales pueden contener metales preciosos como oro y plata. Estos metales preciosos sólo son recuperables cuando se encuentran asociados a minerales sulfurados.
Para llegar desde la extracción del mineral hasta la obtención del metal
puro se realiza una serie de etapas :
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• Etapas de extracción y molienda : El tipo de extracción depende mucho
de las características del yacimiento de cobre. Si se encuentra a poca profundidad, se extrae en forma superficial que corresponde a las minas a cielo abierto. Son generalmente yacimientos con leyes de cobre no muy elevadas. En cambio, si el yacimiento se encuentra a mayor profundidad, se deben remover grandes volúmenes de cubierta estéril antes de llegar al mineral, la extracción tendrá que ser subterránea. La etapa siguiente de molienda es necesario separar la mena del estéril y moler la mena para reducirla a tamaños de menor diámetro. Ahora se separan los procesos de obtención de cobre para los dos grandes tipos de mineral:
- El proceso pirometalúrgico, en el cual se obtiene el metal mediante su concentración, fundición y refinación (para los sulfuros) - El proceso hidrometalúrgico en el que los minerales oxidados ya reducidos a tamaños adecuados se someten a un proceso llamado de lixiviación. Aqui se trata de disolver el cobre mediante soluciones de ácido sulfúrico.
• La última etapa consiste en extraer el cobre de las soluciones mediante procesos llamados « electrodeposición ». El método consiste en hacer pasar la solución por una cuba electrolítica depositándose el cobre con alta pureza en placas llamadas cátodos.
2. EXPLORACION Y EVALUACION DEL YACIMIENTO
Análisis estructural:
A partir del mapa geológico estructural del área de estudio y de un mapa en el que se muestran los buzamientos medidos en campo, se ha hecho la determinación del eje principal de plegamiento.
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Cada punto de los medidos en campo constituye un plano, pues están definidos mediante la orientación y el buzamiento. Cada plano se puede proyectar mediante un círculo máximo y la intersección de todos los círculos máximos en un punto que da lugar al eje β. Para ello se ha recurrido al programa GEORIENT, el cual permite representar estereográficamente cada uno de los planos, bien mediante círculos máximos o mediante polos, así como obtener directamente el valor del eje β. Es muy importante saber que la línea de charnela no tiene porqué coincidir con el eje β, tan sólo en ejes cilíndricos que no hayan sufrido cizalla, ambos tienen la misma orientación. Como se ha dicho anteriormente, el área en que se desarrolla este estudio estructural ha experimentado cizalla, por lo que lógicamente no coinciden el eje β y las líneas de charnela. El eje β caracteriza la relación entre todas las orientaciones de las que se dispone, y en este caso particular resulta ser N 167º E y 8º de hundimiento. Producto de los esfuerzos tensionales se ha generado después del plegamiento, una fracturación de los bloques plegados, los cuales se han desplazado e incluso rotado sobre su posición original. Por este motivo es por el que la orientación del eje β no coincide con la del plegamiento que se observa a simple vista en el mapa (Norte –Sur ) . En el flanco izquierdo del eje destaca un escalonamiento producto del desplazamiento longitudinal y gradual de bloques a lo largo de fallas de orientación NE.
Se interpreta, a partir del mapa, un predominio de los esfuerzos provenientes del oeste, pues los bloques del sur se encuentran cada vez más desplazados hacia el Este. Se han inferido fallas usando como criterios tramos rectos de ríos, alineaciones o desplazamientos de capas aflorantes. Basándose en estos en estos criterios se han observado 3 familias fallas, 2 de ellas conjugadas y una tercera de fallas ajuste. Las fallas de ajuste se localizan principalmente en la parte central del pliegue. Campaña de exploración geoquímica: • Geoquímica de red de drenaje: Este tipo de exploración consiste en recoger muestras de sedimentos fluviales y un estudio posterior de su contenido en el elemento que se esté buscando. De esta forma se puede ir siguiendo el rastro de la mineralización hasta un área en la que exista la posibilidad de encontrarla. Esto se hace en función de las anomalías geoquímicas, es decir, contenidos mayores a los esperados en las muestras estudiadas.
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Gráfico de Probabilidad Normal
3 4 5 6 7 8
log Cu
0.115
2050809599
99.9
porc
enta
je
Gráfico de Probabilidad Normal
Cu ppm
porc
enta
je
0 300 600 900 1200 1500 18000.1
1
520
50
8095
9999.9
Para determinar los valores anómalos se usa la distribución normal con valores naturales y con los valores logarítmicos con la ayuda del programa stargrafics. Una vez introducidos los datos y se valoran las distribuciones. Como puede observarse en ambos gráficos, las distribuciones correspondientes a las muestras se agrupan en familias y no se ajustan a la línea de tendencia esperada, de forma que aquellos valores anómalos serán los que no estén agrupados en ninguna familia. Para saber cuál de las dos distribuciones usar se sigue el criterio de la asimetría típica y curtosis estandarizada, de forma que si estos valores se encuentran entre rango de +2 y -2 la distribución se aproxima a la normal.
Resumen Estadístico para Cu ppm Frecuencia = 105 Media = 156.943 Varianza = 82685.6 Desviación típica = 287.551 Mínimo = 21.0 Máximo = 1700.0 Rango = 1679.0 Asimetría tipi. = 14.2016 Curtosis típificada = 26.5777
Resumen Estadístico para log Cu Frecuencia = 105 Media = 4.19868 Varianza = 1.31126 Desviación típica = 1.1451 Mínimo = 3.04452 Máximo = 7.43838 Rango = 4.39386 Asimetría tipi. = 4.88656 Curtosis típificada = 0.659205
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Para considerar un valor anómalo se aplicara la siguiente ecuación: � � � � 2� � � � � 3� Siendo “x” la media y “σ” la desviación típica que sustituyéndolas por sus valores resultan los valores: � � 156, 943 � 2 � 287,551 � 732,045 � � 156, 943 � 3 � 287,551 � 1019,596 A partir de estos dos valores, según el que se elija, comienzan los contenidos anómalos de Cu. Se ha elegido el menor de ellos para poder seguir el rastro de la mineralización y elección de la zona en la que tendrá lugar la siguiente fase de la exploración. Los contenidos anómalos de Cu en nuestra zona son: Anomalías > 1019 ���� 1300, 1400, 1700 Anomalías > 732 ���� 780, 870, 920, 1300, 1400, 1700, • Geoquímica de suelos: En esta fase de la exploración con los datos anteriores junto con la topografía y la geología se procede a elegir una zona en la que hacer una toma de muestras con una malla regular. Se ha elegido una zona de 1,5km de largo por 1km de ancho, siendo su coordenada inferior izquierda el punto: X=2900 Y=11200. Las anomalías se deben a que mediante la acción de los agentes parte de la mineralización principal ha sido erosionada y transportada por la corriente fluvial. Posteriormente con la perdida de energía de arrastre el material transportado se sedimentó, enriqueciendo la zona en el elemento que estamos buscando. De esta forma se supone que la mineralización se encontrará aguas arriba de la corriente fluvial siguiendo las anomalías consideradas. Nuestra zona se encuentra aguas arriba de dos anomalías, abarca dos valles, lo que puede explicar los contenidos bajos de cobre debido a una predominio de la erosión, también se encuentra en el lado oeste de una divisoria. Al este de la misma se encuentra una anomalía aislada de valor elevado. Suponemos que los valores aguas abajo se deben a la deposición de material de la mineralización erosionada por la corriente fluvial y el que se encuentra al otro lado de la divisoria se debe al transporte de material por aguas meteóricas o por rodadura. En la zona elegida se lleva cabo el mismo estudio estadístico que en la geoquímica de red drenaje. De esta forma se tiene para Cu ppm y Log_cu respectivamente:
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Gráfico de Probabilidad Normal
0 20 40 60 80
Col_1
0.11
520508095
9999.9
porc
enta
je
Gráfico de Probabilidad Normal
0.77 0.97 1.17 1.37 1.57
Log_Cu
0.115
2050809599
99.9
porc
enta
je
Resumen Estadísticopara Cu ppm
Frecuencia = 651 Media = 26.5618 Varianza = 230.706 Desviación típica = 15.189 Mínimo = 8.8 Máximo = 77.0 Rango = 68.2 Asimetría tipi. = 9.29577 Curtosis típificada = -0.879747
Resumen Estadístico para
Log_Cu Frecuencia = 651 Media = 1.12413 Varianza = 0.0305688 Desviación típica = 0.174839 Mínimo = 0.776915 Máximo = 1.46875 Rango = 0.691836 Asimetría tipi. = 1.41364 Curtosis típificada = -6.92296
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De la misma forma que con las anomalías de drenaje, se elegirá la distribución que más se aproxime a su línea de tendencia, en este caso la Log_Cu. Para hallar los valores anómalos se aplica las mismas ecuaciones que antes: � � � � 2� � � � � 3� Resultando: � � 26,5618 � 2 � 15,189 � 1.472 � � 1,46875 � 3 � 0,174839 � 1.64 Eligiendo el mayor de los dos valores para reducir el número de puntos en los que se podría encontrar mineralización en la zona. Determinación de la ley de crítica del yacimiento: Para la determinación de la ley crítica del yacimiento se va a suponer una cotización del cobre durante la vida de la mina en torno a 3008,152 dólares por tonelada. De esta forma: • Ley de concentrado: 25% Metal valorado: 2% Costes de fusión y refino: 120 $/t • Valor bruto del concentrado: Valor bruto = 0,25 � 3008,152$ � 752,03$/t Cdo • Deducciones por tonelada de concentrado:
o Valoración del concentrado: 3008,152 $ � 0,02 � 60,16$ o Valor final de una tonelada de concentrado: 751,08$ � 60,08$ � 120$ � 571,87$ o Valor del metal: 571,87$0.25 � 2287,5$
Lo que supone sobre el total de la cotizacion del cobre del: 2287,5$ 3008,152 $ � 100 � 76.04%
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• Coste de la explotación con minería subterránea y a cielo abierto: o Minería subterránea
- Sistema de explotación: Cámaras y pilares debido a que potencia de las capas es pequeña y con buzamientos sub-horizontales.
- Mecanización: media: 12 ) *+,-./0 - Condiciones Laborales:
- Salario: 18000 $ 1ñ+0
- Horas: 8 * 2310 - Horas de trabajo con un 10% de absentismo: 1720,8 h
365 (días/año) – 30 (mes de vacaciones) – 96 (días de fin de semana) = 239 días de trabajo 10% de absentismo = 215 días laborales =1720 Horas de trabajo al año.
- Coste de la mano de obra y coste por tonelada:
4+5)/ ,16+ 2/ +-.1 � 18000$1720,8* � 10,46 $* � 8* � 83,68 $231
4+5)/ 7+. )+6/8121 � 83,68 $23113 )*+,-./ � 0.45 � 14,30 $)
9: � 4 � 4).1);< � = � 14,30 � 42287,5 � 0.8 � 1 %
o Coste de explotación para minería a cielo abierto
� Sistema de explotación: Corta � Ratio de desmonte: 10
� Coste de extracción: 1 $ )0
Teniendo en cuenta todos los datos anteriores la ley crítica para minería a cielo abierto seria 9: � 4 � 4).1);< � = � >10 � 1? � 42287,5 � 0.8 � 0.81 %
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Campaña de sondeos de exploración: En esta etapa del proyecto se llevaron a cabo seis sondeos cuya finalidad era corroborar los datos obtenidos en superficie con la campaña de geoquímica de suelos con los testigos extraídos. Los sondeos se ubicaron en función de la estructura geológica (basándonos en el corte geológico dado) de la zona elegida. Tres sondeos se colocaron en el interior de la zona en la que se hizo la campaña geoquímica y los tres restantes fuera de la misma. En su conjunto los sondeos se colocaron de forma perpendicular al eje, de dirección N-S, de la estructura local y con la intención de poder obtener datos (%Cu y profundidad) de los en los flancos y sobre todo de charnela pliegue sinclinal que forma la capa portadora en la zona.
La campaña de exploración se cierra con una valoración negativa, es decir, en ninguno de los sondeos se ha encontrado un %Cu superior a la Lc salvo un sondeo, a pesar de haber elegido lo que se creía una zona favorable según los datos aportados por la geoquímica, la estructura geológica y la topografía.
Sondeo X Y %Cu Profundidad (m) 1 3625 12250 0.04 - 0.05 2119.54 – 2140.33 2 3625 11250 0 3 4125 11750 0.06 - 0.16 1892.62 – 2009.03 4 4500 11750 0.04 - 0.24 1979.95 – 1986.95 5 5125 12250 0.05 - 0.10 1865.65 – 1870.65 6 5125 11250 0.05 - 0.63 2119.01-2116.01 7 7150 7800 1.14 -7.29 1983.75 - 1996.75
Sondeo X Y %Cu Profundidad de la mineralización (m) 8 7250 7800 1.02 - 5.29 1895.67 - 1910.67 9 7350 7899 1.03 - 3.28 1820.36 - 1829.36 10 7400 7800 1.07 - 1.16 1749.50 - 1753.50 11 Fallo del programa en este sondeo 12 7050 7800 1.22 - 5.62 2068.05 - 2079.45 13 7250 8200 1.19 - 6.15 2013.34 - 2028.34 14 7450 8200 1 1794.93 - 1796.93 15 7050 7600 1.08 - 1.27 2043.65 - 2049.76 16 7250 7600 1 - 1.12 1869.31- 1976.31 17 7450 7600 (-)
18 7050 8300 (-) 19 7250 8300 1.05 - 3.14 2009.53 - 2021.53
20 7350 8300 1.02 - 1.42 1869.31 - 1876.31 21 7450 8250 (-)
22 7350 7400 (-) 23 7350 7400 (-) 24 7250 7300 (-) 25 7300 7300 (-) 26 7400 7300 (-) 27 7150 8350 1.12 - 1.64 2179.38 - 2187.38
28 7250 8350 1.01 - 1.56 2001.08 - 2009.27
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Aun así el saldo con el que se ha cerrado la campaña de exploración es positivo: 2192500$. Acotación del yacimiento: A partir del sondeo positivo se procedió a acotar el yacimiento. Para ello primero se examinaron los datos obtenidos del sondeo con la hoja del Mineral Venture y con la ayuda del corte dado, en la que determinaron de forma aproximadas las profundidades, se procedió a la acotación de los límites yacimiento mediante una malla regular. Para la ejecución del mallado fueron tan importantes los sondeos positivos como los negativos, debido a que los positivos indicaban yacimiento propiamente dicho y los negativos los límites del mismo. En nuestro corte se muestra un pliegue sinclinal ligeramente tumbado, con unas capas que buzan 45º hacia el este.
7000
7200
7400
7600
7800
8000
8200
8400
8600
6900 7000 7100 7200 7300 7400 7500
Sondeos positivos
Sondeos negativos
29 7350 8350 1.03 - 1.05 1925.16 - 1929.16 30 7000 7700 (-)
31 7050 7250 (-) 32 7150 8450 (-) 33 7250 8450 (-) 34 7350 8450 (-)
Costes Dinero disponible ($)
Inversión inicial 3000000
Costes Sondeos de exploracion 807500
Costes Malla de sondeos 2136990
Saldo final 55510
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Potencia media y ley media Para calcular estos valores se uso el programa stargraphics de la misma forma en la que se utilizo en las fases de exploración. • Potencia media Como los valores de la asimetría típica y curtosis tipificada están en el rango [2 -2] por lo que usaremos estos datos para la determinación de la potencia media del yacimiento. De esta forma la potencia media será la media de la distribución a la que se le añadirá un intervalo de error. De esta forma: ;@ � A B 1,96� � A B 1,96 5√6
Siendo: o X: la media. Valor que corresponde con la potencia media del yacimiento. o Nivel de confianza al 95%: 1,96 o s: desviación típica El intervalo de error de la potencia es: ;@ � 2.00406 � 1,96 0,533306√15 � 2,273 ,
;@ � 2.00406 � 1,96 0,533306√15 � 1,734 ,
Gráfico de Probabilidad Normal
0 0.5 1 1.5 2 2.5 3
Col_2
0.11
520508095
9999.9
porc
enta
je
Resumen estadístico para una distribución log-normal
Frecuencia = 15 Media = 2.00406 Varianza = 0.284416 Desviación típica = 0.533306 Mínimo = 0.693147 Máximo = 2.70805 Rango = 2.0149 Asimetría tipi. = -1.46446 Curtosis típificada = 0.944943
21
Gráfico de Probabilidad Normal
-0.1 0.3 0.7 1.1 1.5 1.9 2.3
Col_4
0.11
520508095
9999.9
porc
enta
je• Leyes Como la asimetría y la curtosis no se encuentran dentro del rango [2 -2] se compara ahora con una distribución normal para ver cuál de las dos se ajusta más al rango Vemos que para el caso de una distribución normal los valores están más alejados del rango considerado, por lo que elegiremos la distribución log-normal para la determinación de la ley media. Igualmente se le asignara un intervalo de error
Resumen estadístico para una distribución log-normal
Frecuencia = 145 Media = 0.718785 Varianza = 0.407301 Desviación típica = 0.638202 Mínimo = -0.0202027 Máximo = 2.02946 Rango = 2.04967 Asimetría tipi. = 3.06156 Curtosis típificada = -2.50559
Gráfico de Probabilidad Normal
0 2 4 6 8
Col_3
0.115
2050809599
99.9
porc
enta
je
Resumen estadístico para una distribución normal
Frecuencia = 145 Media = 2.55441 Varianza = 3.3942 Desviación típica = 1.84233 Mínimo = 0.98 Máximo = 7.61 Rango = 6.63 Asimetría tipi. = 6.08873 Curtosis típificada = 0.886198
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9, � /DE FGH Siendo: o α: Media o β: Desviación típica. El intervalo de error superior e inferior respectivamente es: IJ � I � 1,96 � K√6 � 0,822
IL � I � 1,96 � K√6 � 0,614 Sustituyendo en la ecuación Lm resultan unas leyes medias de: 9, � /DME FGH � 2,478 %
9, � /DNE FGH � 2,051 % Tonelaje y vida del yacimiento Para hallar el tonelaje de nuestro yacimiento se usara la siguiente ecuación: O+6/81P/ � <+8Q,/6 � 2/653212 ,/231 Para hallar el volumen se procede a un análisis geométrico del emplazamiento con la ayuda de los datos anteriores: • Potencia media (PM): se elige el intervalo inferior para no correr riesgos. • Superficie horizontal (Sh) del yacimiento: calculada a partir de la malla de sondeos. De esta forma: tenemos que: R+8Q,/6 2/8 S1:3,3/6)+ � TU � ;@ � 303750 � 1,734 � 526702,2 ,V
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Para calcular la densidad media se parte de los siguientes datos: • Densidad de la calcopirita (ρCP)): 4,20 ) ,V0
• Contenido medio en Cu: 34% • Densidad de la ganga (ρG): 2,85 ) ,V0
• Ley media: se toma el valor inferior para no correr riesgos (2,051 %? En una tonelada de capa portadora tenemos que el 34% de la calcopirita es cobre con una ley de 2,051% (intervalo inferior calculado), para un 100% Cu la ley será 6,032%. El contenido de ganga será el total menos el contenido cobre calculado. El valor de la densidad media debe estar comprendido entre el valor de la densidad de la calcopirita y el de la ganga. De esta forma la densidad media será:
WX � LMZ[%4Q � W\] � ^100 � LMZ[%4Q _ � W\]100 � 2,93 ) ,V0
Demostrándose que el valor está comprendido entre el de la calcopirita y el de la ganga. Con los datos obtenidos ahora se calcula el tonelaje (T): O � 526702,2 � 2,93 � 1543237,446 ) Ahora para hallar la vida teorica del yacimiento recurrimos a la siguiente ecuación: R � 0,2 � O+6/81P/`,Ha b 7 1ñ+5 La producción teórica anual será: ;c � O+6/81P/R321 )/+.3:1 2/8 S1:3,3/6)+ � 1543237,446 )7 1ñ+5 b 220462,5 ) 1ñ+0
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Como la mina no rendirá al 100% desde el principio, se ha estimado oportuno que en los dos primero años de vida rinda a un 60% y a un 80% del total posible. Teniendo en cuenta esto la vida real de la mina será: RdefL � 2 � O � 0,6;c � 0,8;c;c b 7,6 1ñ+5
Paso de minería a cielo abierto a minería subterrán ea: Al ser nuestro yacimiento el flanco de un pliegue sinclinal estando la capa portadora próxima a la superficie, se propuso la posibilidad de explotar la mina en dos fases consecutivas, una a cielo abierto y otra subterránea, de forma que cuando los gastos de minería a cielo abierto superen a los de minería subterránea se hará el cambio de fase. Para ello se igualan los costes de la siguiente forma: 4gJhceddfief � 4jhkedcl >=1)3+ � 1? Para lo cual se calcula, aplicando el teorema del seno, el ratio de desmonte y posteriormente la altura (h):
= � TQ7/.m3:3/ 2/ /5)/.38TQ7/.m3:3/ 2/ ,36/.183n1:3+6 � 1 20 * � 1 � 1 20 � *H;+)/6:31 � - � 1 20 *H � 5/6>90 � I?5/6 I � 1 20 *H
7+)/6:31 � * � 5/6905/6 I
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Sustituyendo y despejado h queda:
4gop � 4fh qr H0 UG�stu>vwx y?stu y Er H0 UGzlcei{kf�U�stuvwstu y � 1| � * � 32,61 ,
Siendo h la altura en la cual se igualan los costes de extracción en ambos sistemas de explotación. Las toneladas contenidas en esa profundidad serán: O+6/81P/ � TUldk}licfL � ;Xe~kf � WXe~kf � 105947,31 ) Que como vemos son menos toneladas que las previstas para el primer año con un rendimiento del 60%: 220462,5 ) 1ñ+0 � 0,6 � 132277,5 ) � 105947,31 ) Por lo que se descartó la explotación a minería a cielo abierto.
3. ANALISIS ECONOMICO
Calculo de la tasa de descuento: La tasa de descuento se calcula de la siguiente forma:
D = I + Rp + Rc Siendo:
• D: la tasa de descuento • I: tasa de interés a largo plazo y libre de riesgo (normalmente 2,5) • Rp: parte de la tasa correspondiente al riesgo del proyecto. Nosotros hemos
impuesto el valor más alto del rango permitido debido a que nuestro yacimiento es pequeño, por lo que no estamos seguros a priori de que sea completamente rentable. Por lo que le hemos asignado un valor de 10&
• Rc: parte de la tasa que corresponde al riesgo del país en el que se ejecuta el proyecto. Hemos elegido un valor bajo dentro del rango permitido en el grafico de abajo, ya que en el país donde se encuentra el yacimiento las condiciones son optimas para poder llevar a cabo proyectos mineros. (2,5%)
Nuestra tasa es entonces: � � 2,5 � 10 � 2,5 � 15%
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Calculo de la inversión inicial: Para poder calcular la inversión inicial y poder llevar a cabo el análisis económico del yacimiento, se debe comparar el proyecto con otro análogo en: • sustancias minerales a extraer • sistema de explotación empleado • tratamiento mineralúrgico. Para poder llevar a cabo este cálculo se usara la siguiente relación: 4 � 4de�> ��de�?`,�
En donde: • C: es la inversión inicial. • Cref: es la inversión inicial del caso análogo. • Q: capacidad de nuestro yacimiento. (Toneladas de cobre). • Qref: Capacidad del caso análogo. (Toneladas de cobre). De esta comparamos nuestro proyecto con el Yacimiento de Lumwana (Zambia), siendo: • Cre = 259,1M$ • Contenido de Cu = 2.4Mt • Vida del yacimiento = 24 años. Sustituyendo en la ecuación nos queda:
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4 � 259,1 � �220462,5 � 2.0511002,4 � 10�24 �`,�
� 40.25
En esta fase del proyecto vamos a estudiar la viabilidad económica y se decidirá si se procede a la explotación del yacimiento. Payback, VAN y TIR Para poder llevar a cabo esta fase usamos la herramienta informática de análisis económico MINVEST, en la cual se introducen todos los datos calculados (inversión inicial, costes minería subterránea, ley media, etc..). hasta el momento y ella nos calcula los siguientes parámetros: • Valor del Payback descontado • VAN • TIR Representándolos en gráficas que ayudan al estudio de la rentabilidad. De la misma forma el programa representa como es de sensible el proyecto y a diferentes variables cuando estas varían un B10% para cada uno de los parametros. El payback es el periodo de retorno de la inversión realizada en el proyecto, es decir el tiempo que se en recuperar la inversión. Esto lo hacemos teniendo en cuenta los flujos de caja producidos, que son variables a lo largo de la vida del proyecto. Tenemos que tener pues en cuenta la inversión inicial, el ahorro producido en los posteriores años ( ingresos menos gastos, que te supone hacer la inversión ), siendo el payback: ;� � �6</.53+6�*+..+
El resultado será el número de años que tardamos en recuperar nuestra inversión. Pero tiene varios problemas, unos de ellos es que una vez que vemos que la inversión se recupera no se tiene en cuenta el resto de años, es decir no tiene en cuenta el resto de flujos de caja de años sucesivos. Otro problema, es que no tiene en cuenta en que tiempo se realizan los flujos, y el dinero no vale lo mismo hoy que mañana. El payback descontado , tiene en cuenta este factor de tiempo. Teniendo en cuenta todos los flujos producidos y actualizando el valor del dinero trayendo los flujos a un determinado año y teniendo en cuenta la inflación.
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En la gráfica que tenemos del Payback descontado observamos que tras nuestra inversión inicial, considerada en el año cero, no se llega a recuperar esta de forma completa en todo el periodo de vida de la mina, por lo que según este indicador el proyecto no es rentable. El VAN ofrece una medida de rentabilidad absoluta del proyecto. Establece un criterio diferenciador que selecciona únicamente los proyectos que incrementan el valor total de la empresa, es decir cuyo van sea mayor que cero. R�� � �̀ � �r>1 � .? � �H>1 � .?H �……………… � �k>1 � .?k
• I0= inversión inicial
• i= número de años
• F= flujo de caja
• r= Tasa de descuento o tipo de interés al que yo podría haber
invertido.
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En la grafica del VAN vemos como nuestro proyecto evoluciona hasta dar un máximo positivo de este parámetro económico y después decrece hasta el final de la vida de la mina. Este decaimiento se produce porque con el paso de los años el volumen de mineral disminuye, hasta producirse su agotamiento. Si el VAN tuviera un valor mayor que cero el proyecto será aceptado, pero vemos como el programa nos muestra que una vez aplicada la tasa de interés:
Por lo que nuestro proyecto no es rentable ya que el VAN<0 y el valor de la empresa no aumenta. De las variables que afectan a este parámetro elegimos para hacer un análisis de sensibilidad las siguientes: • Metal recuperado • Precio del metal • Valor Bruto • Flujo de caja.
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A estas variables se les hace variar un B10% y esta variación producirá subidas y bajadas del valor del VAN, en función de que este sea más mayor o menor se puede optar por variar ese parámetro para obtener mayor beneficio. Para el metal recuperado se tiene que:
Para la variación en el precio del metal se tiene que
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Para el valor bruto El análisis numérico de estas tres variables se puede ver en los siguientes cuadros:
METAL RECUPERADO M.R.(%) NPV Percentage Difference % Variation (millions) Base Value -31.826 - - - - - -10.00% -33.775 6.12% -9.00% -33.580 5.51% -8.00% -33.385 4.90% -7.00% -33.191 4.29% -6.00% -32.996 3.67% -5.00% -32.801 3.06% -4.00% -32.606 2.45% -3.00% -32.411 1.84% -2.00% -32.216 1.22% -1.00% -32.021 0.61% Base Value -31.826 - - - - - 1.00% -31.631 -0.61% 2.00% -31.437 -1.22% 3.00% -31.242 -1.84% 4.00% -31.047 -2.45% 5.00% -30.852 -3.06% 6.00% -30.657 -3.67% 7.00% -30.462 -4.29% 8.00% -30.267 -4.90% 9.00% -30.072 -5.51% 10.00% -29.877 -6.12%
PRECIO DEL METAL Pr.(%)NPV Percentage Difference % Variation (millions) Base Value -31.826 - - - - - -10.00% -33.775 6.12% -9.00% -33.580 5.51% -8.00% -33.385 4.90% -7.00% -33.191 4.29% -6.00% -32.996 3.67% -5.00% -32.801 3.06% -4.00% -32.606 2.45% -3.00% -32.411 1.84% -2.00% -32.216 1.22% -1.00% -32.021 0.61% Base Value -31.826 - - - - - 1.00% -31.631 -0.61% 2.00% -31.437 -1.22% 3.00% -31.242 -1.84% 4.00% -31.047 -2.45% 5.00% -30.852 -3.06% 6.00% -30.657 -3.67% 7.00% -30.462 -4.29% 8.00% -30.267 -4.90% 9.00% -30.072 -5.51% 10.00% -29.877 -6.12%
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Vemos como si se aumenta la cantidad de metal recuperado el VAN aumenta (se acerca más a cero), pero no de forma que el yacimiento resulte rentable. Por lo que un aumento del metal recuperado no influye de forma satisfactoria en la rentabilidad, es decir, no nos genera un VAN>0. Lo mismo ocurre con las otras dos variables. Para el precio del metal en el caso más favorable, es decir, que el precio del metal subiera lo que significan ganancias, el valor del VAN sigue siendo menos que cero sin registrarse ningún tipo de beneficio con su variación, y la misma conclusión puede llegarse analizando la sensibilidad del proyecto con el valor bruto ya que el análisis numérico es idéntico. Diremos que el proyecto es igual de sensible a la variación de estos parámetros, pero que en ningún caso contribuyen a un VAN positivo debido a que no se registran beneficios económicos con su variación.
VALOR BRUTO G.R.(%) NPV Percentage Difference % Variation (millions) Base Value -31.826 - - - - - -10.00% -33.775 6.12% -9.00% -33.580 5.51% -8.00% -33.385 4.90% -7.00% -33.191 4.29% -6.00% -32.996 3.67% -5.00% -32.801 3.06% -4.00% -32.606 2.45% -3.00% -32.411 1.84% -2.00% -32.216 1.22% -1.00% -32.021 0.61% Base Value -31.826 - - - - - 1.00% -31.631 -0.61% 2.00% -31.437 -1.22% 3.00% -31.242 -1.84% 4.00% -31.047 -2.45% 5.00% -30.852 -3.06% 6.00% -30.657 -3.67% 7.00% -30.462 -4.29% 8.00% -30.267 -4.90% 9.00% -30.072 -5.51% 10.00% -29.877 -6.12%
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Para los flujos de caja se tiene:
FLUJOS DE CAJA
C.F.(%) NPV Percentage Difference % Variation (millions) Base Value -31.826 - - - - - -10.00% -33.427 5.03% -9.00% -33.274 4.55% -8.00% -33.120 4.07% -7.00% -32.964 3.58% -6.00% -32.807 3.08% -5.00% -32.648 2.58% -4.00% -32.487 2.08% -3.00% -32.324 1.56% -2.00% -32.160 1.05% -1.00% -31.994 0.53% Base Value -31.826 - - - - - 1.00% -31.657 -0.53% 2.00% -31.486 -1.07% 3.00% -31.313 -1.61% 4.00% -31.139 -2.16% 5.00% -30.963 -2.71% 6.00% -30.785 -3.27% 7.00% -30.606 -3.84% 8.00% -30.425 -4.40% 9.00% -30.242 -4.98% 10.00% -30.057 -5.56%
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Vemos como con esta variable el VAN es mucho menor que con las anteriores, es decir, que el proyecto es menos sensible a la variación de los CF. Por poner un ejemplo de una sensibilidad nula del proyecto a una variable mencionaremos los costes de operación: Como se aprecia la pendiente de la recta es nula, lo que indica que el proyecto es insensible a este parámetro. La razón la encontramos en que los costes son los mismos para toda la vida de la mina. El TIR es la tasa interna de retorno, tasa de intereses interna. El TIR ofrece una medida de rentabilidad relativa del proyecto sin considerar el coste del capital o rentabilidad mínima requerida, el criterio de aceptación de un proyecto es que la tir sea mayor que el coste de capital. Será por lo tanto la rentabilidad que yo le saco a mi proyecto. El TIR se obtiene igualando el VAN a cero, y despejando la I0.
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En nuestro proyecto vemos como al aumentar el TIR el VAN se hace cada vez más negativo, y que para un TIR = 0 el VAN = -25,49M$, lo que refleja que nuestro yacimiento no es nada rentable. Conclusión: Con los tres criterios analizados vemos que la realización del proyecto no es rentable, por lo que no se procederá a la explotación de este yacimiento. Se podría plantear su explotación en caso de que el precio del metal subiera, y que la ley de corte fuera muy inferior a la establecida para poder extraer más metal del yacimiento, todo ello de forma que al hacer el estudio económico el VAN fuera positivo.
