UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERÍA FACULTAD DE INGENIERÍA GEOLÓGICA, MINERA Y METALÚRGICA

TESIS

EVALUACION ECONOMICA PARA EL REINICIO DE LAS

OPERACIONES MINERAS AZULCOCHA

PARA OBTENER EL TÍTULO PROFESIONAL DE

INGENIERO DE MINAS

ELABORADO POR

JORGE RALPH PAREDES TAFUR

ASESOR

M.Sc. ING. JOSE ANTONIO CORIMANYA MAURICIO

LIMA-PERU 2016

DEDICATORIA

Dedico esta Tesis a nuestro Señor Jesucristo, por

guiarme en el camino de la vida y darme siempre

oportunidades de mejora, a mi madre Vilma Elena

Tafur Espichan, a mi abuelita QEPD Elena

Espichan Aguirre Vda. de Tafur, por siempre estar

a mi lado y apoyarme en todo, a la familia Paredes,

por su confianza constante y a mis amigos de la

Universidad Nacional de Ingeniería, por estar

siempre en las buenas y en las malas.

AGRADECIMIENTO

Agradezco al Ingeniero Luis Hernández

Magallanes, por ser mi mentor y maestro en cada

día de trabajo. A los docentes de la facultad de

Ingeniería Geológica, Minera y Metalúrgica, en

especial a la Escuela de Minas, por el apoyo y sus

enseñanzas en la elaboración de esta Tesis.

Gracias infinitas.

RESUMEN

La mina Azulcocha se ubica en los Andes del Perú Central, en el distrito de

Tomas, perteneciente a la provincia de Yauyos, departamento de Lima. Basado

en el sistema UTM y usando como base el PSAD 56. La altura sobre el nivel del

mar varía de 4,200 a 4,600 msnm.

Es accesible desde Lima por 2 rutas: a) Lima-La Oroya-Pachacayo-Mina

Azulcocha, con un total de 270 km, b) Lima-Cañete-Lunahuaná-Yauricocha-

Mina Azulcocha, con un total de 370 km.

La mina Azulcocha cuenta con acuerdo con las comunidades dentro del área

donde se encuentra la UEA Azulcocha por medio de Contratos de

Arrendamiento hasta el año 2025. Dichos contratos contemplan participación de

los comuneros en la mano de obra del proyecto, apoyos sociales en educación,

salud o temas técnicos a favor de las comunidades.

El Cuerpo de Azulcocha es un complejo estructuralmente controlado, con un

depósito mineral de sulfuro de zinc / óxido de manganeso tipo reemplazamiento

en rocas carbonatadas. El Cuerpo tiene una forma elíptica con dimensiones

máximas de 450 metros de Rumbo (N84°E) de hasta 50 a 60 metros de ancho,

por 160 metros en profundidad (Buzamiento: 42 º S). Los registros antiguos de

la mina reportan que las toneladas producidas, más la estimación de Randy

Henkle sugieren un volumen original total del cuerpo en orden de los 2.5

millones de metros cúbicos

La estimación se realizó utilizando 24 secciones paralelas con las

interpretaciones del cuerpo Azulcocha, en los cuales se proyectó 10 metros por

cada dirección perpendicular de la sección, el cálculo del volumen es utilizando

el área del polígono por la longitud de proyección total (20 metros), este

proceso de cálculo de volúmenes se repite en todas las secciones

interpretadas.

Para el inventario de recursos se ha estimado un Cut-Off de 5.07% de Zn, ya

que por efecto de dilución en 20% la ley final a procesar en planta será de

4.41% de Zn., bajo el escenario de producción de 500tpd el primer año, el cual

considera un costo de mineral de 55.87 $/tm y luego se incrementaría la

producción a 1000 tpd con un costo de mineral de 37.68 $/tm por los 3 años

siguientes

El método de minado a usar es el de hundimiento por subniveles el cual es un

método de minado masivo basado en la utilización del flujo gravitacional del

mineral fragmentado mediante perforación y voladura y el hundimiento de la

roca estéril de la caja techo.

La recuperación metalúrgica para el zinc, producto principal, es de 88 % con un

grado de concentrado de 58,00 %. Esto es, cuando se trate mineral 100%

fresco.

La mina Azulcocha cuenta con una capacidad para alojamiento de personal de

456 personas, distribuidas en 8 pabellones.

La U.E.A. Azulcocha cuenta con la aprobación de su Estudio de Impacto

Ambiental para la Explotación y Beneficio de 500 TM/día, con Resolución

Directorial Nº046-2009-MEM-AAM de febrero del 2009.

Durante el 2010 se realizó la Modificación del EIA para los componentes de

relavera y canteras, el cual ha sido aprobado mediante Resolución Directorial

Nº126-2011-MEM-AAM de abril del 2011.

El campamento, la planta metalúrgica, las canchas de relave, las desmonteras y

oficinas administrativas, se encuentran ubicados dentro de las concesiones

mineras que le corresponden a la mina Azulcocha

El costo de Inversión estimado para la puesta en operación del proyecto

Azulcocha será de US$5.0 M.

La evaluación financiera ha sido realizada para contar con un flujo de caja y una

evaluación de sensibilidad a partir del efecto que pueda dar aumento o

disminución del valor del metal de zinc en el mercado. El flujo de caja del

proyecto Azulcocha ha dado como resultado un VAN de US$ 6 792,342.43,

calculado con una tasa de 15 %. El TIR es de 62% y el Pay Back es de 02 años

con dos meses, considerando un precio del Zinc de US$/Tm 1793.49

La evaluación de sensibilidad del VAN nos da como resultado que el primer

factor influyente es el precio del zinc, en segundo lugar el porcentaje de

recuperación metalúrgica, sin dejar de lado la influencia de los costos de

operación y de planta para 500tpd el primer año y 1000 tpd para el segundo,

tercer y cuarto año.

Según el análisis financiero, bajo una producción de 500 tpd, el proyecto no es

rentable, siendo la única opción, incrementar el tonelaje a 1000 tpd, debido a

las leyes de zinc (5.5% y 7%), alto costo de comercialización y bajos precios del

zinc en la actualidad. Esto significaría ampliar la capacidad de planta de 500 a

1000 tpd durante el primer año, esto incluye los permisos para ampliación de

planta.

EL procedimiento ordinario para la ampliación de la capacidad instalada de una

concesión de beneficio, tiene dos etapas: la primera es la evaluación de la

solicitud y la autorización de construcción, para lo cual debe contar con el EIA

aprobado (si la ampliación es más del 50%), la última comprende la inspección

de verificación y la autorización de funcionamiento, para ello debe presentar la

autorización de vertimiento de residuos industriales otorgada por DIGESA

vigente y el informe de inspección debe ser favorable.

ABSTRACT

Azulcocha mine is located in the Andes of the Central Peru, in the District of

Thomas, province of Yauyos, Lima. Based on the UTM system and using as a

basis the PSAD 56. The height above sea level varies from 4,200 to 4,600

meters above sea level.

It is accessible from Lima by 2 routes: a) Lima - La Oroya-Pachacayo-mine

Azulcocha, with a total of 270 km, b) Lima-Cañete-Lunahuana-Yauricocha-mine

Azulcocha, with a total of 370 km.

Azulcocha mine has agreement with the communities within the area where the

EAU Azulcocha through leases until the year 2025. Such contracts include

community members participation in the workmanship of the project, social

support in education, health or technical issues for communities.

Azulcocha geological body is a complex structurally controlled, with an ore

deposit of zinc sulphide / oxide manganese type replacement type carbonate

rocks complex. The body has an elliptical shape with dimensions of 450 metres

in strike (N84 ° E) up to 50 to 60 metres wide, and 160 metres in depth (dip: 42 °

S). The earliest records of the mine reported that tonnes produced, plus Randy

Henkle estimate suggests a total original volume of the body in order of 2.5

million cubic meters.

Estimation was performed using 24 parallel sections with interpretations of the

body Azulcocha, which was projected 10 meters by each perpendicular section;

the calculation of the volume is using the area of the polygon by the length of

total projection (20 meters). This volume calculation process is repeated in all

sections performed.

For inventory resource has been estimated cut-off of 5.07% Zn, since the effect

of dilution in 20% final statute processing in plant will be 4.41% Zn. Under

production scenario 500tpd the first year, which considers ore cost $ 55.87 /

tonne and then production would increase to 1000 tpd ore at a cost of $ 37.68 /

tonne for the next 3 years.

Mining method will be Sub Level Caving, which is a method of mining mass

based on the use of the flow of gravity of fragmented ore using drilling and

blasting and the collapse of the hanging wall.

Metallurgical recovery for zinc, lead product is 88% with 58.00% concentrate

grade. That is, with 100% fresh ore.

Azulcocha mine has a capacity for accommodating staff 456 people, distributed

in 8 pavilions.

Azulcocha EAU has the approval of its Environmental Impact Study for

Exploitation and 500 MT / day, with Directorial Resolution Nº046-2009-MEM-

AAM February 2009. EIS was modified during 2010 for the components of

tailings and quarrying, which has been approved by Resolution Directorial N °

126-2011-MEM-AAM April 2011.

The camp, metallurgical plant, tailings, mine waste rock dump and

administrative offices, are located within the mining concessions that correspond

to Azulcocha mine.

The estimated investment cost for the commissioning of the Azulcocha project

will be US $ 5.0 M

Financial evaluation was carried out to provide a cash flow and sensitivity

analysis in order to know which parameter can increase or decrease zinc sales

value. Cash flow from Azulcocha project has resulted in a NPV of US $ 6

792,342.43, calculated at a rate of 15%. The IRR is 62% and Pay Back is 02

years, two months, considering a zinc price of US $ / MT 1793.49. Sensitivity

Analysis of the VAN gives as a result that the first influential parameter is the

zinc price, secondly metallurgical recovery percentage, without neglecting the

influence of costs of operation and plant for 500tpd the first year and 1000 tpd

for the second, third and fourth year.

According to the financial analysis, under a production of 500 tpd, the project is

not profitable, being the only option, to increase the production to 1,000 tpd, due

to the laws of zinc (5.5% and 7%), high cost of marketing and low zinc prices

today. This would mean to expand the plant capacity from 500 to 1000 tpd

during the first year; this includes permits for plant expansion.

In the regular procedure for processing plant capacity expansion, there are two

specific stages: the first is the evaluation of the application and the construction

permit, for which must have the EIS approved (if the extension is more than

50%) and the last inspection includes verification and authorization of operation,

for it must present authorization from dumping of industrial waste granted by

DIGESA force and the inspection report must be favorable.

INDICE

CAPITULO I INTRODUCCION 26

1.1 ANTECEDENTES Y JUSTIFICACION 28

1.2 PLANEAMIENTO DEL PROBLEMA 28

1.3 DEFINICION DE OBJETIVOS 30

1.4 MARCO TEORICO 30

1.5 FORMULACION DE LA HIPOTESIS 33

1.6 METODOLOGIA DEL TRABAJO DE LA TESIS 33

1.7 CRONOGRAMA DE TRABAJO 34

CAPITULO II PROPIEDAD SUPERFICIAL, UBICACIÓN, PERMISOS Y

AUTORIZACIONES 35

2.1 UBICACIÓN 35

2.2 CONCESIONES O UNIDADES ECONOMICAS

ADMINISTRATIVAS MINERAS 36

2.3 TERRENO SUPERFICIAL 38

2.3.1 Comunidad campesina de Shicuy 38

2.3.2 Comunidad campesina de Tomas 38

2.4 MEDIO AMBIENTE, PERMISOS Y RELACIONES COMUNITARIAS 38

2.5 PLAN DE MANEJO AMBIENTAL PMA 39

2.6 DECLARACION DE POLITICA DE SALUD AMBIENTAL Y SEGURIDAD 40

2.7 PLAN DE PARTICIPACION CIUDADANA 41

2.8 UBICACIÓN DE LAS INSTALACIONES 43

CAPITULO III ACCESIBILIDAD CLIMA Y RECURSOS LOCALES

3.1 ACCESIBILIDAD 45

3.2 CLIMA 46

3.3 VEGETACIÓN 46

CAPITULO IV MARCO GEOLOGICO Y MINERALIZACION

4.1 GEOLOGÍA REGIONAL. 47

4.2 ESTRATIGRAFÍA. 48

4.3 GEOLOGÍA LOCAL 49

4.4 GEOLOGÍA ESTRUCTURAL 50

4.4.1 Plegamientos 50

4.4.2 Falla “Cochas-Gran Bretaña” 51

4.5 MINERALIZACIÓN DE BAJA TEMPERATURA

DEL CUERPO AZULCOCHA 51

4.6 MINERALIZACIÓN DE ALTA TEMPERATURA

(CONTACTO INTRUSIVO CHUQUIPITE) 52

CAPITULO V TIPO DE DEPÓSITO

5.1 DEPOSITO AZULCOCHA 53

CAPITULO VI EXPLORACION

6.1 MÉTODO DE MUESTREO. 55

6.2 MUESTRAS DE INTERIOR MINA Y MUESTRAS

DE SONDAJES 56

6.3 RESULTADOS DE LOS MUESTREOS. 56

6.4 CAMPAÑAS DE EXPLORACIÓN. 56

6.4.1 Perforación y Preparación de Canales y Muestreo. 56

6.4.2 Geofísica. 57

CAPITULO VII PERFORACION

7.1 SONDAJES DDH. 58

7.2 RESULTADOS RELEVANTES 59

CAPITULO VIII PROCESO

8.1 TOMA DE MUESTRA PARA ANÁLISIS METALÚRGICO 60

8.1.1 Mineral de Relave 60

8.1.2 Mineral Fresco 61

8.2 TEST METALURGICOS 62

CAPITULO IX ESTIMACION DE RECURSOS

9.1 MÉTODO DE ESTIMACIÓN. 66

9.2 DESCRIPCION DE CATEGORIAS 69

9.2.1 Recursos Medidos: 69

9.2.2 Recursos Indicados: 69

9.2.3 Recursos Inferidos: 70

9.2.4 Hipotético: 70

CAPITULO X ESTIMACION DE RESERVAS

10.1 ESTIMACION DE LEY DE CORTE DE ZINC 73

CAPITULO XI METODO DE MINADO

11.1 HIDROGRAFIA 82

11.2 ESTUDIO GEOMECANICO. 83

11.2.1 Caracterización de la masa rocosa 83

11.2.2 Clasificación de la masa rocosa 88

11.2.3 Zonificación geomecánica de la masa rocosa 89

11.2.4 Resistencia de la roca 95

11.2.5 Condiciones especiales de la masa rocosa 96

11.2.6 Estabilidad estructuralmente controlada 102

11.2.7 Estabilidad controlada por esfuerzos 116

11.2.8 Clasificación geomecanica Por Zonas 117

11.2.9 Monitoreo Y Controles 119

11.3 SELECCIÓN DEL METODO DE MINADO 124

11.3.1 Características Geomecánicas de la Mina Azulcocha 124

11.3.2 Aplicación del método cuántico de Nicholas

para la determinación del método de minado de

Acuerdo a las características geomecanicas 125

11.4 RATIOS DE PRODUCCIÓN 129

11.5 OPERACIÓN MINA 131

11.5.1 Detalle De Infraestructura 133

11.6 DISEÑO DE EXPLOTACION METODO DE MINADO

SUB LEVEL CAVING 135

11.6.1 Diseño de labores y sostenimiento 135

11.6.2 Criterio de selección de cimbras. 142

11.6.3 Sostenimiento de tajos 144

11.7 DIMENSIONAMIENTO DE LABORES. 145

11.7.1 Ancho efectivo de extracción 145

11.7.2 Calculo De La W’ Del Elipsoide 146

11.8 SIMULACIÓN GEOMECÁNICA. 149

11.9 INFLUENCIA DE LA SUBSIDENCIA 155

11.10 DESCRIPCION DEL METODO DE MINADO sub level caving 157

11.11 PARÁMETROS DEL MÉTODO DE MINADO 163

11.11.1 Esquemas transversal y longitudinal 163

11.11.2 Altura de subniveles 164

11.11.3 Espaciamiento de las galerías de producción y

ancho de pilares 165

11.11.4 Tamaño y forma de la galería de producción 165

11.11.5 Perforación y voladura en abanico 166

11.12 PERFORACION 166

11.12.1 Perforación avances horizontales y chimeneas 170

11.13 VOLADURA 172

11.14 CARGUIO 175

11.15 ACARREO DE MINERAL 176

11.16 REHABILITACION DE LABORES 185

CAPITULO XII RECUPERACION METALURGICA

12.1 RECUPERACIÓN PROYECTADA 186

CAPITULO XIII COSTOS DE MINERAL

13.1 COSTOS DE CAPITAL. 188

13.2 COSTO DE MINERAL 190

CAPITULO XIV ANÁLISIS ECONÓMICO

14.1 INVERSION A REALIZAR 193

14.2 FLUJO DE CAJA 194

14.3 ANALISIS DE SENSIBILIDAD 204

CONCLUSIONES 214

BIBLIOGRAFIA 219

ANEXOS 220

INDICE DE FIGURAS

Figura 1.1 Esquema de Sub Level Caving 32

Figura 2.1 Ubicación Mina Azulcocha 36

Figura 2.2 Plano de Concesiones 37

Figura 2.4 Ubicación de instalaciones sobre concesiones mineras 44

Figura 8.1 Diagrama de Flujo Prueba metalúrgica N°08 con

100% Relaves 63

Figura 8.2 Diagrama de Flujo Prueba metalúrgica N°11 con

100% Mineral Fresco 64

Figura 8.3 Diagrama de Flujo Prueba metalúrgica N°12 con

blending 80:20 (Mineral Fresco y Relaves). 65

Figura 9.1 Sección Vertical de Geología y Muestreo 1W 68

Figura 10.1 Evolución del precio del zinc 77

Figura 10.2 Histograma y frecuencias del Precio del Zinc 77

Figura 10.3 Ley de corte Vs Precio del zinc en el mercado. 80

Figura 11.1 Concentración de polos caja piso arenisca 85

Figura 11.2 Concentración de polos en mineral. 86

Figura 11.3. Concentración de polos en caja techo 86

Figura 11.4 Zonificación geomecánica Nv – 40 92

Figura 11.5 Zonificación geomecánica Nv – 0 93

Figura 11.6 Zonificación geomecánica en sección 94

Figura 11.7 Relación esfuerzo vertical vs Profundidad 99

Figura 11.8 Profundidad Mts vs k (k = σh/ σv) 100

Figura 11.9 Evaluación Estructural del Punto N°1. 104

Figura 11.10 Evaluación Estructural del Punto 02 106

Figura 11.11 Evaluación estructural del punto 05 112

Figura 11.12 Evaluación estructural del punto 07 113

Figura 11.13 Tiempo de autosoporte del tajo con avance 20 mts, RMR < 40 144

Figura 11.14 Ancho efectivo de extracción 146

Figura 11.15 Cálculo del ancho del elipsoide 146

Figura 11.16 Diseño final del elipsoide de extracción 149

Figura 11.17 Simulación Geomecánica 150

Figura 11.18 Simulación Geomecánica 150

Figura 11.19 Simulación Geomecánica 151

Figura 11.20 Simulación Geomecánica 151

Figura 11.21 Simulación Geomecánica 152

Figura 11.22 Simulación Geomecánica 152

Figura 11.23 Simulación Geomecánica 153

Figura 11.24 Simulación Geomecánica 153

Figura 11.25 Simulación Geomecánica 154

Figura 11.26 Simulación Geomecánica 154

Figura 11.27 Angulo de subsidencia α (grietas de compresión)

β (grietas de tracción) 155

Figura 11.28 Cálculo del ángulo α (grietas de compresión) 156

Figura 11.29 Cálculo del ángulo β (grietas de tracción) 156

Figura 11.30 Descripción Grafica Sub Level Caving mejorado 157

Figura 11.31 Dimensiones geométricas del Sub Level Caving 164

Figura 11.32 Malla de perforación para roca suave sección 3 x 3 mts 171

Figura 11.33 Malla de perforación para roca tipo III sección 4 x 4 mts 172

Figura 11.34 Carguío de taladros largos 176

Figura 11.35 Rendimiento Scoop Vs Distancia de Acarreo 177

Figura 11.36 Ciclo del Scoop Vs Distancia 179

Figura 11.37 Tiempo requerido Vs distancia. 180

Figura 11.38 Costos de Acarreo vs Distancia de Acarreo 181

Figura 11.39 CAUE vs Capacidad del Scoop en Yd3 184

Figura 13.1 Costos de operación mina por actividad. 191

Figura 13.2 Costos de operación mina acumulado 192

Figura 13.3 Costos de operación mina total 192

Figura 14.1 Ingresos vs egresos para 500 y 100 tpd 199

Figura 14.2 VAN vs Precio del Zinc US$. 202

Figura 14.3 TIR vs Precio del Zinc US$. 200

Figura 14.4 Tiempo de Retorno de Inversión vs Precio del Zinc US$. 203

Figura 14.5 Probabilidad de Utilidad de US$ 6'792,342.43 (46.5%) 213

Figura 14.6 Análisis de Tornado 213

INDICE DE TABLAS

Tabla 1.1 Cronograma de trabajo 34

Tabla 2.1 Lista de Concesiones Mina Azulcocha 37

Tabla 2.2 Relación de Estudios aprobados 39

Tabla 3.1 Itinerario de Acceso a la mina Azulcocha 45

Tabla 4.1: Estratigrafía 49

Tabla 6.1 Muestras en campaña de exploración. 56

Tabla 7.1 Metraje de perforación. 59

Tabla 7.2 Relación de Taladros. 59

Tabla 8.1 Descripción de muestras de relaves. 61

Tabla 8.2 Descripción de muestras de mineral fresco. 61

Tabla 9.1 Reporte de Recursos. 71

Tabla 9.2 Estimación de Recursos de Zinc. 71

Tabla 10.1 Data histórica del Precio del Zinc 76

Tabla 10.2 Información estadística del precio del Zinc 78

Tabla 10.3 Cotización a 1793.49$/Tm Conc de Zinc(PTmC.Zn) 78

Tabla 10.4 Relación Ley de corte y Precio del Zinc (US$/Ton) 79

Tablas 10.5A - B Cuadro Comparativo de Recursos y Reservas del

Proyecto 81

Tabla 10.6 Cuadro de explotación de reservas por Año. 81

Tabla 11.1 Criterio para la clasificación de la masa rocosa 88

Tabla 11.2 Zonificación geomecánica del yacimiento Azulcocha 90

Tabla 11.3 Características físicas y mecánicas de la roca según

Dominio estructural. 97

Tabla 11.4 Cálculo de esfuerzo vertical y horizontal 100

Tabla 11.5 Factor de competencia de la roca mina Azulcocha 101

Tabla 11.6 Mapeo Geomecánico Punto 01 103

Tabla 11.7 Mapeo Geomecánico Punto 02 105

Tabla 11.8 Mapeo Geomecánico Punto 03 107

Tabla 11.9 Mapeo Geomecánico Punto 04 108

Tabla 11.10 Mapeo Geomecánico Punto 05 109

Tabla 11.11 Mapeo Geomecánico Punto 06 111

Tabla 11.12 Mapeo Geomecánico Punto 07 112

Tabla 11.13 Mapeo Geomecánico Punto 08 114

Tabla 11.14 Mapeo Geomecánico Punto 09 115

Tabla 11.15 Clasificación geomecánica RMR/GSI/Q según zonas

Mina Azulcocha 117

Tabla 11.16 Tipo de Sostenimiento de labores mina Azulcocha. 118

Tabla 11.17 Logueo Geomecánico Taladro 01 120

Tabla 11.18 Logueo Geomecánico Taladro 03 121

Tabla 11.19 Logueo Geomecánico Taladro 06 122

Tabla 11.20 Logueo Geomecánico Taladro 09 123

Tabla 11.21 Relación de radios de producción. 129

Tabla 11.22 Dimensiones de minado según calidad de roca. 136

Tabla 11.23 Cimbras a usar en la U.M Azulcocha 139

Tabla 11.24 Sostenimiento de labores Sub Level Caving 141

Tabla 11.25: Coeficiente de resistencia de Protodyakonov 142

Tabla 11.26 Sostenimiento y tiempo de autosoporte. 145

Tabla 11.27 Ángulos de compresión y tracción para mina Azulcocha 155

Tabla 11.28 Calculo del Número de Scoops para una distancia de

acarreo de 150 mts Producción 1000 tpd 177

Tabla 11.29 Rendimiento de Scoops (Tn/Hr) 178

Tabla 11.30 Ciclo de Scoop (Min) 179

Tabla 11.31 Tiempo requerido (Hrs) 180

Tabla 11.32 Costo de Scoop (US$) 181

Tabla 11.33 Calculo de costos de Scoop en (US$/Hr) y (US$/Tn) 182

Tabla 11.34 Calculo del costo anual uniforme equivalente

CAUE (US$) 183

Tabla 12.1 Balance Metalúrgico para Relave, Mineral fresco y 187

Blending 80:20.

Tabla 13.1 Costos de capital Azulcocha año 01, producción de

500 tpd 189

Tabla 13.2 Costos de capital Azulcocha año 02 – 03 - 04, producción

de 1000 tpd 189

Tabla 13.3 Costos de mineral para 500 y 1000 tpd 190

Tabla 13.4 Resumen Capex & Opex por un periodo de 04 años. 191

Tabla 14.1 Montos de inversión según Sección 194

Tabla 14.2 Flujo de caja Año 01. 195

Tabla 14.3 Flujo de caja Año 02. 196

Tabla 14.4 Flujo de caja Año 03. 197

Tabla 14.5 Flujo de caja Año 04. 198

Tabla 14.6 Resumen Ingresos Egresos por 48 meses 199

Tabla 14.7 Evaluación Financiera con precio del Zinc de

1793.49 $/Tm 200

Tabla 14.8 Valores de VAN, TIR y Tiempo de retorno de inversión

según el Precio del Zinc 201

Tabla 14.9 Input Results 205

Tabla 14.10 Outout Results 205

Tabla 14.11 Resumen de Resultados de la Simulación 206

Tabla 14.12 Resultados del Análisis de Sensibilidad. 212

INDICE DE FOTOS

Foto 01 Mapeo Geomecánico Punto n°1. Correspondiente a la caja piso

intermedia (Arenisca). Nivel 115 103

Foto 02 Mapeo Geomecánico Punto n°2. Correspondiente a la caja piso

intermedia (Arenisca). Nivel 115 105

Foto 03 Mapeo Geomecánico Punto n°3. Correspondiente al mineral (Brecha

mineralizada). Nivel 0 107

Foto 04 Mapeo Geomecánico Punto n°4. Correspondiente al mineral (Brecha

mineralizada). Nivel 0 108

Foto 05 Mapeo Geomecánico Punto n°5. Correspondiente caja piso

intermedia (Arenisca fina). Nivel 0 109

Foto 06 Mapeo Geomecánico Punto n°6. Correspondiente caja piso próxima

(Arenisca fina). Nivel 0 111

Foto 07 Mapeo Geomecánico Punto n°7. Correspondiente caja piso próxima

(Arenisca fina). Nivel - 40 112

Foto 08 Mapeo Geomecánico Punto n°8. Correspondiente mineral (Brecha

mineralizada). Nivel – 40 114

Foto 09 Mapeo Geomecánico Punto n°9. Correspondiente mineral (Brecha de

caliza arenosa). Nivel - 40 115

Foto 10 Perforación y voladura (Preparación) 132

Foto 11 Instalación Cimbras (Preparación) 132

Foto 12 Colocación de tapón (Preparación) 132

Foto 13 Colocación de arriostre (Preparación) 132

Foto 14 Perforación y voladura de bolsillos. (Explotación) 159

Foto 15 Perforación de taladros largos (Explotación) 159

Foto 16 Voladura de taladros largos (Explotación) 159

Foto 17 Chuteo de mineral (Explotación) 159

Foto 18 Limpieza de mineral (Explotación) 159

Foto 19 Extracción (Explotación) 159

Foto 20 Control de dilución y recuperación (Explotación) 159

Foto 21 Colocado de tapón (Explotación) 159

26

CAPITULO I

INTRODUCCION

La presente tesis denominada Evaluación Económica para el reinicio de

operaciones mineras Azulcocha tiene por objetivo determinar la rentabilidad del

re inicio de las operaciones en la mina Azulcocha, como el tiempo de retorno de

inversión, considerando variables externas (Precio del Zinc, inflación) y variables

internas que son relacionadas con las etapas de producción del concentrado de

Zinc. (Costos de operación, costos de planta, capex, opex,).

Para ello, es necesario conocer la ley de corte, la cual será calculada considerando

los costos totales, la ley de concentrado de zinc, el porcentaje de recuperación y el

precio deducido del zinc. Este precio será calculado en base al precio del zinc a un

99% de pureza, deducido por la maquila, el porcentaje de humedad, las

penalidades por su contenido de arsénico y manganeso.

El resultado de las pruebas metalúrgicas, nos dan una ley de concentrado del 58%,

y un porcentaje de recuperación del 88%. Hay que considerar que la planta de la

27

mina Azulcocha solo puede procesar mineral con ley menor a 7% de zinc, con leyes

superiores, gran parte del zinc se estaría perdiendo en el relave.

La mina Azulcocha, ha sido preparada para el método de explotación Sub Level

Caving, por lo tanto el planeamiento de minado está en función a las preparaciones

ya existentes. Del Nv -40 a profundización, la estructura mineralizada no ha sido

explotada, por lo que es necesario re evaluar los métodos de explotación

adecuados para este tipo de cuerpo.

La evaluación geomecánica, en resumen, nos describe una zona de explotación

con calidad de roca de IV A a V, por lo que el sostenimiento deberá ser extremo en

ciertas zonas, mediante el uso de cimbras rígidas o deslizantes, todo en función del

comportamiento del macizo rocoso desde el inicio de la explotación el cual será

monitoreado permanente por el área de geomecánica.

Habiendo evaluado los costos de mineral para una producción de 500 Tpd (Primer

año) y 1000 Tpd (Segundo tercer y cuarto año), se procede a la evaluación

económica mediante el cálculo del VAN, el TIR, y el Tiempo de retorno de la

inversión. Sin embargo, en la presente tesis se utiliza un programa de simulación

llamado @RISK, con el fin de conocer la probabilidad de que obtengamos el VAN

calculado, y mediante el análisis de tornado, la injerencia de cada una de las

variables, las cuales son:

• Precio del zinc

• % Recuperación

• Costos de operación y planta 500 Tpd

• Costos de operación y planta 1000 Tpd.

28

1.1 ANTECEDENTES Y JUSTIFICACIÓN

En la actualidad, el negocio minero en el Perú, presenta dos grandes retos.

Por una parte, la caída del precio de los metales, el cual ha significado un

retraso en el inicio de operaciones de algunos proyectos mineros, reducción

de costos e incremento de tonelaje de producción, en aquellas minas ya en

operación. Por otra parte, los conflictos sociales asociados a los proyectos

mineros dejan en serio riesgo el inicio de operación de los denominados

Mega proyectos mineros.

Es por eso, que las decisiones que se tomen previos al inicio de explotación,

serán las directrices hacia el éxito de una operación, fundamentados en el

conocimiento geológico y geomecánico de yacimiento, cálculo de recursos y

reservas, leyes, determinación del método de explotación, costos, y la

evaluación técnica -económica que decidirá si un proyecto es rentable o no y

el tiempo de retorno de inversión.

La presente tesis se justifica en la necesidad de determinar la rentabilidad

del reinicio de operaciones de la mina Azulcocha, mediante el cálculo del

VAN, TIR, ROI, y analizar su sensibilidad en función de las variables

aleatorias como es el precio del zinc y variables determinísticas como los

costos de operación, planta (para 500 y 1000 tpd) y porcentaje de

recuperación metalúrgica.

1.2 PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA

La recolección de información geológica y geomecánica, nos lleva a decidir

el método de explotación adecuado para este tipo de yacimiento. Según el

criterio de selección clásico de Nicholas, el método más adecuado sería

29

Square Set, seguido por un Corte y Relleno ascendente, Sub Level Stoping,

y colocando al método de Sub Level Caving en un 7mo lugar.

Considerando el método de explotación Square Set, las desventajas serian

la cantidad de personal expuesta a caída de rocas, debido a la gran cantidad

de tajos que se tendrían que explotar para una producción de 500 tpd,

incrementando los costos en planilla. Estas desventajas hacen de este

método poco seguro y costoso más aún si se trata de un yacimiento de zinc

con leyes bajas.

El método de Corte y Relleno ascendente, significaría un alto costo de

infraestructura en interior mina, considerando que Azulcocha ha sido

preparada para un método de explotación masivo. Otra desventaja seria el

incremento del costo de inversión para la construcción de una planta de

relleno hidráulico y cementado, elevando los costos de operación.

El método de Sub Level Stoping, presenta dos desventajas. La mala calidad

de la roca encajonante y mineral. Aplicando el método grafico de estabilidad

de Mathews, su tiempo de auto sostenimiento es menor a 01 hora, tiempo

insuficiente para el relleno de los tajos (Colapso Inmediato). La otra

desventaja seria el costo de inversión para una planta de relleno cementado

y elevados costos de operación.

El método de explotación Sub Level Caving, presentaría el siguiente

inconveniente. Mediante el análisis geométrico, el buzamiento del cuerpo

Azulcocha es de 42 a 50°. Recordemos que teóricamente, para una

explotación con el método del hundimiento, el buzamiento debe ser mayor a

los 70° por el denominado flujo gravitacional. Sin embargo, experiencias

como la mina Rosaura, hace de esta desventaja un reto, que será asumido

30

por los ingenieros de Azulcocha, mediante un control estricto de la

perforación y voladura, evitando un aumento excesivo de la dilución y

controlando la granulometría del mineral.

1.3 DEFINICIÓN DE OBJETIVOS

• Determinar el método de explotación adecuado.

• Determinar los costos de operación y costo de mineral.

• Determinar el porcentaje de recuperación en planta.

• Realizar un análisis de sensibilidad del VAN considerando los costos de

operación, planta para 500 y 1000 tpd, como el porcentaje de

recuperación metalúrgica.

1.4 MARCO TEÓRICO

En el método Sub Level Caving se desarrollan galerías paralelas separadas

generalmente de 9 a 15 m. en la horizontal, conocidas como galerías de

producción (llamadas comúnmente también cruzados de producción XP).

Los subniveles se ubican a través del cuerpo mineralizado en intervalos

verticales que varían, en la mayoría de los casos, de 8 a 13 m. La

explotación queda de este modo diseñada según una configuración

geométrica simétrica.

Generalmente, el acceso a los subniveles es por medio de rampas

comunicadoras.

Los subniveles están comunicados además por medio de piques de

traspaso con un nivel de transporte principal que generalmente se ubica bajo

la base del cuerpo mineralizado.

31

Las galerías de producción correspondientes a un mismo subnivel se

conectan en uno de los extremos por una galería de separación o slot y en

el otro extremo una galería de comunicación, en esta última, sé en

encuentran los piques de traspaso.

El método Sub Level Caving se aplica generalmente en cuerpos

subverticales como vetas, brechas y diques. También puede ser aplicado en

cuerpos horizontales o subhorizontales que sean de gran potencia. La

configuración de los subniveles se puede adecuar a los distintos cuerpos y a

formas irregulares; se distinguen dos configuraciones principales: en

cuerpos anchos se usa una configuración transversal; cuando el cuerpo es

angosto esta configuración es impracticable, por lo que las galerías deben

girarse en la dirección del cuerpo adoptando una configuración longitudinal.

La operación consiste básicamente en la perforación de tiros en abanico

desde los subniveles hacia arriba, atravesando el pilar superior, la posterior

voladura de las perforaciones, el carguío y transporte secundario del mineral

tronado hasta los piques de traspaso y su posterior transporte desde los

buzones de descarga del nivel de transporte principal hacia su lugar de

destino.

32

Figura 1.1 Esquema de Sub Level Caving

AI comienzo de la explotación, se debe producir el hundimiento desde el

nivel superior, este se consigue generando un área de radio hidráulico

superior al que resiste la roca o induciendo el hundimiento por medio de

explosivos. Para conseguir un radio hidráulico adecuado, se puede construir

el subnivel superior similar al método de Caserones y Pilares y

posteriormente extraer los pilares.

A medida que se extrae el mineral, el estéril adyacente hunde, rellenando el

espacio creado y llegando a producir subsidencia en la superficie. De esta

forma, el mineral in situ se ve rodeado por tres caras de material hundido

(cara, frente y costado).

33

AI producirse la extracción en los frentes de las galerías de producción, se

produce el escurrimiento del mineral y del material quebrado; este

escurrimiento se comporta según lo que se conoce como flujo de material.

La extracción desde un frente de galería de producción, llamado también

punto de extracción, continua hasta que ingresa estéril en una cantidad tal

que la ley extraída ya no es económica, en este momento, se efectúa la

voladura en la corrida de abanico contigua y se repite el proceso.

La producción en este método proviene, tanto de los frentes de extracción,

como de las labores de desarrollo realizadas en mineral; generalmente,

entre un 15 a un 20% de la producción proviene del desarrollo de nuevos

subniveles.

Se ha podido demostrar que el ingreso de estéril va en aumento a medida

que progresa la extracción y aparece generalmente luego de extraer un 50%

del tonelaje total volado, sin embargo, existen numerosos factores que

pueden apresurar o retardar su aparición.

1.5 FORMULACIÓN DE LA HIPÓTESIS

“Planteamiento de un método de explotación masivo, que haga del reinicio

de operaciones de la mina Azulcocha una operación rentable, en función al

volumen de explotación, ley de Zinc, costos de mineral y precio del Zinc en

el mercado internacional”

1.6 METODOLOGÍA DEL TRABAJO DE LA TESIS

• Evaluación Geológica.

• Evaluación Geomecánica.

34

• Evaluación Económica.

• Determinación del Método de Minado.

• Análisis de Sensibilidad en el cálculo del VAN.

1.7 CRONOGRAMA DE TRABAJO

Tabla 1.1 Cronograma de trabajo

35

CAPITULO II

PROPIEDAD SUPERFICIAL, UBICACIÓN,

PERMISOS Y AUTORIZACIONES.

2.1 UBICACIÓN

La Mina Azulcocha se ubica en los Andes del Perú Central, en el distrito de

Tomas, perteneciente a la provincia de Yauyos, departamento de Lima.

Basado en el sistema UTM y usando como base el PSAD56, la propiedad

está dentro de las coordenadas 425,800 y 427,500 Este y 8’664,500 y

8’671,000 Norte. La altura sobre el nivel del mar varía de 4,200 a 4,600

msnm.

36

Figura 2.1 Ubicación Mina Azulcocha

2.2 CONCESIONES O UNIDADES ECONÓMICAS ADMINISTRATIVAS

MINERAS

La UEA Azulcocha cuenta con 15 concesiones en un total de 2,036.34 has,

las que se encuentran descritas en la tabla 2.2, Ubicación UEA Azulcocha

(Ingemmet).

Mina Azulcocha

37

Figura 2.2 Plano de Concesiones

Tabla 2.1. Lista de Concesiones Mina Azulcocha

N° AÑO NOMBRE PROYECTO HAS DISPONIBLES

01 2003 MARIAFE XXI AZULCOCHA MINA 107.1106

02 2003 MARIAFE XXII AZULCOCHA MINA 33.8551

03 2003 MARIAFE XXIII AZULCOCHA MINA 139.8005

04 2003 MARIAFE XXIV AZULCOCHA MINA 18.8253

05 2003 MARIAFE XXV AZULCOCHA MINA 23.6969

06 2003 MARIAFE XXVI AZULCOCHA MINA 168.3070

07 2004 MARIAFE XXVII AZULCOCHA MINA 33.4387

08 2004 MARIAFE XXVIII AZULCOCHA MINA 323.3399

09 2004 MARIAFE XXIX AZULCOCHA MINA 196.0444

10 2004 MARIAFE XXX AZULCOCHA MINA 400.0000

11 2004 MARIAFE XXXI AZULCOCHA MINA 283.6198

12 2005 MARIAFE XXXII AZULCOCHA MINA 100.0000

13 1998 SAN RAU PRIMERO

AZULCOCHA MINA 73.2075

Mina Azulcocha Lima / Junín – Tomas/Concepción

– Tomas/ San José de Quero

Mina Azulcocha Mina Azulcocha 2,036.34 Has. Total HAS 6,399.34 Has. (Relaves) c6,399.34 Has

38

14 2005 MARIAFE MR2 AZULCOCHA MINA 128.5743

15 2004 ZULOITA AZULCOCHA MINA 6.5218

2036.3418

2.3 TERRENO SUPERFICIAL

Azulcochamining cuenta con acuerdo con las comunidades dentro del área

donde se encuentra la UEA Azulcocha por medio de Contratos de

Arrendamiento hasta el año 2025. Dichos contratos contemplan participación

de los comuneros en la mano de obra del proyecto, apoyos sociales en

educación, salud o temas técnicos a favor de las comunidades.

2.3.1 Comunidad Campesina de Shicuy

La comunidad Campesina de Shicuy a arrendado a la empresa

Azulcochamining un total de 701 has de su terrenos denominado Jatun

Huasi 02, dicha área representa la intersección de las concesiones de la

UEA Azulcocha con el terreno de propiedad de dicha comunidad.

2.3.2 Comunidad Campesina de Tomas

La comunidad Campesina de Tomas a arrendado a la empresa

Azulcochamining un total de 1548.55 has de sus terrenos, dicha área

representa la intersección de las concesiones de la UEA Azulcocha con el

terreno de propiedad de dicha comunidad.

2.4 Medio ambiente, permisos y relaciones comunitarias

La U.E.A. Azulcocha cuenta con la aprobación de su Estudio de Impacto

Ambiental para la Explotación y Beneficio de 500 TM/día, con Resolución

Directorial Nº046-2009-MEM-AAM de febrero del 2009.

39

Durante el 2010 se realizó la Modificación del EIA para los componentes de

relavera y canteras, el cual ha sido aprobado mediante Resolución

Directorial Nº126-2011-MEM-AAM de abril del 2011.

Tabla 2.2 Relación de Estudios aprobados

AZULCOCHA MINING – REINICIO DE OPERACIONES

PROYECTO Entidad

Presentada Estado

Declaración de Impacto Ambiental DREM – JUNIN Aprobado

Declaración de Impacto Ambiental MINEM Aprobado

Estudio de Impacto Ambiental detallado MINEM Aprobado

Plan de cierre Pasivos Ambientales MINEM Aprobado

Estudio de Impacto Ambiental Sub – estación

Eléctrica DREM – JUNIN Aprobado

Plan de cierre de Minas MINEM Aprobado

2.5 PLAN DE MANEJO AMBIENTAL PMA

El Plan de Manejo Ambiental (PMA) describe las acciones y las medidas que

se tomarán para garantizar la seguridad y control ambiental que Azulcocha

propone aplicar para que las actividades del proyecto se lleven a cabo de

manera responsable y sostenible. El PMA estará sujeto a revisiones y

modificaciones, de acuerdo con las condiciones o circunstancias particulares

durante su implementación y a un proceso de mejora continua.

Se considera por tanto de primordial importancia la ejecución de diversas

medidas generales y específicas para cada etapa, para lo cual se deberá

40

tener presente la interrelación armónica entre las actividades del proyecto y

los aspectos ambientales y de interés humano, por lo que será necesario:

• Coordinar con las autoridades correspondientes respecto a las

recomendaciones planteadas y medidas a implementar.

• Ofrecer oportunidades de trabajo para la población de la zona, en

base a las actividades de construcción y operación, evitando crear

falsas expectativas.

• Ejecutar todos los trabajos, en cada una de sus diferentes etapas, de

conformidad con la normatividad vigente en el país.

• Implementar las medidas de mitigación cuando alguna actividad

tenga posibilidades de causar problemas al ambiente natural donde

viven las personas.

2.6 DECLARACIÓN DE POLÍTICA DE SALUD AMBIENTAL Y SEGURIDAD

Azulcocha está comprometida en mantener altos estándares en todos los

aspectos de sus operaciones, incluyendo la protección, ambiental, salud y

seguridad. La empresa se compromete a actuar responsablemente como

administrador de los recursos que están a su cargo, procurando el bienestar

de sus empleados y de las comunidades en las que opera.

En observancia de esta política, Azulcocha:

• Involucrara a directivos, trabajadores, contratistas y comunidades a

través de programas de capacitación y sensibilización que permitan

establecer una cultura de seguridad cuidado del medio ambiente e

incentivo al desarrollo sostenible en armonía con la naturaleza.

41

• Unir criterios, esfuerzos y constancia en las buenas prácticas de

seguridad e higiene minera y manejo medioambiental en condiciones

normales y/o de emergencia.

• Enseñar con el ejemplo las buenas prácticas relacionadas a la

prevención de enfermedades, lesiones y daños al medio ambiente.

• Mantener una política de comunicación abierta con empleados,

gobierno, comunidad y otras partes interesadas, respecto a las

actividades y/o políticas de salud, seguridad y medioambiente,

permitiéndoles conocer de las prácticas de monitoreo.

• Incluir sistemas de gestión ambiental, salud y seguridad que

permitan desempeños con altos estándares de calidad a nivel

internacional.

2.7 PLAN DE PARTICIPACIÓN CIUDADANA

El Plan de Relaciones Comunitarias contempla las principales medidas de

manejo Socio Económico. En tal sentido, se ha diseñado un plan acorde con

la realidad de la zona y que cumpla con el fin principal de mejorar la calidad

de vida de las comunidades campesinas de Shicuy y Tomas.

Para esto existe el compromiso expreso de la UEA Azulcocha del fiel

cumplimiento del mismo.

El desarrollo de este Plan, UEA Azulcocha, tiene un carácter participativo, es

decir, los lineamientos que se presentan deberán traducirse en acciones que

serán desarrollados en cooperación con los grupos de interés clave del

proyecto.

42

El Plan cuenta con una misión empresarial, en el aspecto de responsabilidad

social, además de crear y mantener un clima de armonía económica y

laboral, además se proyecta hacia las comunidades del entorno como

facilitador de su desarrollo socioeconómico comprometiéndose en el

desempeño responsable de todas sus actividades y que incluye la

preservación del medio ambiente y el desarrollo sostenible de las

comunidades vecinas.

Como objetivos generales de la empresa, se tienen:

• Manejar los impactos sociales de las labores mineras de forma que

se acompañe a la comunidad del área de influencia directa en el

proceso de adaptación a las nuevas circunstancias productivas de

manera exitosa.

• Establecer una relación basada en la reciprocidad y el respeto mutuo

con las poblaciones del área de influencia directa e indirecta.

• Crear los mecanismos de participación de los grupos de interés en

las decisiones sobre temas que repercuten directamente en su vida

cotidiana.

• Regulación oportuna de las actividades propias de la operación que

pudieran generar impactos sociales negativos en las poblaciones

vecinas.

• Implementación (elaboración, ejecución y monitoreo) de

procedimientos que permita una adecuada interrelación con las

poblaciones vecinas

• Contratación de mano de obra local.

43

• Responsabilidad de las empresas especializadas para con las

poblaciones vecinas, remuneraciones, clima laboral, implementos de

seguridad, etc.

• Adecuada interacción entre las diversas áreas de operación de la

empresa y las poblaciones vecinas (mantenimiento, medio ambiente,

seguridad, etc.).

• Contacto permanente con poblaciones vecinas para el adecuado

desarrollo de nuevos proyectos.

• Gestionar adecuada y oportunamente el cumplimiento de los

acuerdos y convenios marco suscrito con las poblaciones del entorno

-hacemos referencia al AID- (en función de los tiempos de los

permisos y autorizaciones establecidas con la comunidad para los

trabajos que son, en esencia, de carácter evaluativo).

• Selección de empresas consultoras y empresas especializadas para

la correcta ejecución de los proyectos comprometidos.

• Implementación de herramientas de gestión que permitan evaluar y

monitorear los avances de los acuerdos y convenios.

2.8 UBICACIÓN DE LAS INSTALACIONES

La ubicación de las instalaciones como son los campamentos, canchas de

relave, planta metalúrgica, canchas de desmonte, bocaminas, planta de

energía eléctrica, se encuentran dentro de las concesiones que

corresponden a Azulcocha Mining, como se puede observar en el siguiente

plano.

44

SILO

LAGUNA AZULCOCHA

Letrero

Postes Electrif.

Postes Electrif.

Postes Electrif.

Postes Electrif.

PozoConcreto.

PozoConcreto.

Letrero

Tranquera

Postes Electrif.

HOTEL 1

DD-HH

Tranquera

CANCHA DE RELAVE

RIO

TRINCHERA-03

TRINCHERA-02

TRINCHERA-01

PlataformaPlataforma

Plataforma

Plataforma

Salida a Yauricocha

Salida a Pachacayo

AfloramientoPlataforma Plataforma

Polvorin

Plataforma

Proyec. Nv. 80

Nv. -40

Nv. 00Nv. +40

Plataforma

PLANTA

425900-E 426000-E 426100-E 426200-E 426300-E 426400-E 426500-E 426600-E 426700-E 426800-E 426900-E 427000-E 427100-E 427200-E 427300-E 427400-E 427500-E 427600-E 427700-E 427800-E 427900-E 428000-E 428100-E 428200-E 428300-E 428400-E 428500-E 428600-E

8666000-N

8666100-N

8666200-N

8666300-N

8666400-N

8666500-N

8666600-N

8666700-N

8666800-N

8666900-N

8667000-N

8667100-N

8667200-N

8667300-N

8667400-N

8667500-N

8667600-N

8667700-N

8667800-N

8665700-N

8665800-N

8665900-N

COMEDOR 1HOTEL 2

GRIFO

MIPSA

MIPSA

COMEDOR 2

MIPSA

V = 6156m3

V = 5500M3

V = 2800m3

MARIAFE XXII

MARIAFE XLVII

MARIAFE XIII

PLANTA DE BENEFICIO

MARIAFE XXV

MARIAFE XXI

MARIAFE XXX

MA

RIA

FE

XX

IIIM

AR

IAF

E X

XIX

AFLORAMIENTO

CAMPAMENTO

Figura 2.4 Ubicación de instalaciones sobre concesiones mineras

45

CAPITULO III

ACCESIBILIDAD, CLIMA Y RECURSOS LOCALES

3.1 ACCESIBILIDAD

Es accesible desde Lima por 2 rutas: a) Lima-La Oroya-Pachacayo-Mina

Azulcocha, con un total de 260 km, b) Lima-Cañete-Lunahuaná-Yauricocha-

Mina Azulcocha, con un total de 370 km.

Desde Huancayo por una ruta: Huancayo-Quero-mina Azulcocha, con un

total de 70 km.

Tabla 3.1 Itinerario de Acceso a la mina Azulcocha.

DE A DISTANCIA (km) TIPO DE VÍA

Lima Oroya 175 Carretera Asfaltada

Oroya Pachacayo 45 Carretera Asfaltada

Pachacayo Mina 40 Carretera Afirmada

Total 260 Tiempo (Hrs) = 6.00

46

3.2 CLIMA

El clima es netamente frígido y seco, con una estación lluviosa de octubre a

marzo y otra seca con esporádicas nevadas de abril a setiembre. En la

temporada seca el clima soporta temperaturas bajo cero con vientos muy

fuertes. En general son poco probables temperaturas mayores a 15° C.

mientras las temperaturas son moderadas, el sol puede ser muy fuerte con

altas lecturas ultravioletas que son comunes durante el mediodía. Durante la

actividad lluviosa es común la presencia de tormentas eléctricas y las caídas

de humedad en forma de llueven. Las precipitaciones son a menudo cortas

en la duración, pero intensas en la naturaleza con las acumulaciones de

precipitación de hasta 1 pulgada por hora.

3.3 VEGETACIÓN

El terreno sobre el cual las concesiones son localizadas, la vegetación es

propia de alta montaña, mayormente ichu, no hay presencia de árboles ni

arbustos. Se caracterizado por la alta altitud pampa o Sanos rodeados por

colinas pronunciadas, además de pequeños lagos y charcas en el área,

asimismo el piso de valle es bastante empantanados. Por sobre los 4,600 m.

predomina la presencia de ichu como vegetación.

47

CAPITULO IV

MARCO GEOLOGICO Y MINERALIZACION

4.1 GEOLOGÍA REGIONAL

La Geología está comprendida generalmente por formaciones de edades

Mesozoico - Cenozoico, que han sufrido deformaciones estructurales por las

fases tectónicas de los Andes centrales. Presenta una serie de rocas

sedimentarias tomando como base a las calizas del Grupo Pucara y

estructuras de gran importancia como son los plegamientos, fallas de

sobrescurrimiento como es la llamada Falla Cochas Gran Bretaña, fallas

locales, estructuras mineralizantes como es el Yacimiento Azulcocha el cual

está emplazado en dirección Este - Oeste a lo largo de la Falla principal

Cochas Gran Bretaña.

En La región de Azulcocha, las rocas más antiguas corresponden a las

calizas del grupo Pucara del Triásico jurásico, seguido de las formaciones

Cercapuquio compuesto de areniscas y lutitas, la Formación Chaucha

llamada también Chunumayo, constituida por limolitas rojas, verdes,

48

areniscas y calizas del jurásico superior. En discordancia angular se

depositan las areniscas cuarzosas pertenecientes al grupo Goyllarisquizga,

seguidamente las calizas de la Formación Pariatambo y las molasas

compuesto de conglomerados y limolitas rojas así como calizas, calcitas y

travertinos amarillentos del grupo Casapalca depositados durante el

cretácico terciario inferior.

En el sector Oeste de la Mina Azulcocha, en el paraje Chuquipite aflora un

stock de composición granodioritica que intruye y metamorfiza a las calizas

del grupo Pucara, a este intrusivo se le atribuye una edad cretácica -

terciario inferior, de igual manera también se presentan diques de

composición andesítica a nivel regional.

4.2 ESTRATIGRAFÍA.

La columna estratigráfica de la región de Azulcocha y alrededores presenta

afloramientos que evidencian en la base, las calizas del Grupo Pucara, que

se caracteriza por ser un Metalotecto de gran importancia mineralógica en

los diferentes yacimientos de la cordillera central de los andes, destacando

así a la formación condorsinga del Jurásico Inferior que es la formación

comprometida con las mineralizaciones evidenciadas en la región, a esta

sobreyacen en discordancia angular las areniscas del grupo Goyllarisquizga

del cretácico inferior, seguidos por una serie de rocas sedimentarias de

formaciones terciarias y cuaternarias mayormente continentales y

volcánicos, que se encuentran generalmente discordantes que cubre a las

secuencias inferiores.

49

Tabla 4.1: Estratigrafía

4.3 GEOLOGÍA LOCAL

Las unidades litológicas expuestas en la mina Azulcocha comprenden

calizas de la Formación Condorsinga del Grupo Pucará del Jurásico Inferior,

areniscas del Grupo Goyllarisquizga (Cretáceo Inferior) y diques alterados

de composición andesítica. Las calizas de la Formación Condorsinga

sobreyacen por fallamiento inverso a las areniscas Goyllarisquizga.

Las calizas Condorsinga, del Grupo Pucará de color gris claro y aspecto

masivo afloran en el lado Sur de la falla inversa “Cochas Gran Bretaña”

formando un anticlinal apretado con plano axial buzando entre 50° a 60° al

SW. El anticlinal es cortado hacia el oeste de la mina por otra falla inversa,

subsidiaria de la principal y de rumbo S60°W. Hacia el sur de la Laguna

50

Azulcocha, la secuencia estratigráfica regional del Mesozoico sobreyace en

posición normal formando un monoclinal de buzamientos moderados en el

rango de 25° a 62° SW con intercalaciones ocasionales de areniscas

calcáreas y estratos delgados de lutitas rojas.

El block norte de la falla está formado principalmente por areniscas masivas

de color gris claro amarillento rojizo, interestratificaciones con horizontes de

lutitas y areniscas rojas.

Hacia el oeste de Azulcocha, en la zona de Pozocancha las areniscas y

lutitas del Cercapuquio Superior infrayacen por contacto de falla a las

areniscas del Grupo Goyllarisquizga. Toda esta secuencia clásica forma un

sinclinal de rumbo N-S y buzamiento suave en sus flancos. Hacia el norte

del campamento, el eje axial cambia de rumbo gradualmente a N45°W,

luego E-W y finalmente S80°W.

4.4 GEOLOGÍA ESTRUCTURAL

4.4.1 Plegamientos

Los ejes de plegamientos regionales N45º - 60º0, hacen en Azulcocha una

fuerte inflexión hacia el Oeste hasta alcanzar en las proximidades del stock.

Chuquipite un rumbo S65º0 – S80º0. Los esfuerzos intrusitos, típicos de una

inyección forzada, son evidentes en las cercanías de la Laguna Cantagallo,

Leoncocha y Huichaca.

En estos lugares, los estratos de las formaciones Cercapuquio,

Goyllarisquizga y Machay han sido arqueados hasta adquirir rumbos

paralelos al contacto intrusivo y prácticamente circundarlo. Los buzamientos

de los estratos son suaves y se apartan del intrusivo (en cantagallo 30ºE, en

51

Leoncocha 65ºS y en Huichaca 36ºSO), indicando que el contacto del stock

buza en esas direcciones.

4.4.2 Falla “Cochas-Gran Bretaña”

Los procesos orogénicos, que han dado lugar al plegamiento andino

muestran en la zona de Hda. Cochas Jatunhuasi si mejor expresión en una

falla de rumbo lateral-derecha de alto ángulo y de carácter regional.

Conocida como la Falla “Conchas – Gran Bretaña”, ha sido mapeada por la

Misión Francesa ORSTOM a lo largo de 120 kilómetros. Su rumbo regional

es variable; en sus extremos Norte y Sur N40ºW y en la parte central N60ºW

a E-W. El Rumbo, la falla es inversa, de buzamiento moderado (30º - 45º

SE) y sinuosa en la zona stock Chuquipite-mina Azulcocha. El análisis de

planos y secciones geológicas de la mina sugiere un esfuerzo comprensivo

intermitente que ha dado lugar al emplazamiento de diques andesíticos a lo

largo de fallas subsidiarios de rumbo y buzamiento similar, deposición del

cuerpo mineralizado Azulcocha, y fallamiento posterior.

En efecto, su intersección con la falla principal (N80ºE) por las variaciones

locales de rumbo y buzamiento corresponde a una zona inclinada 30º al

Este (Plunge), la cual coincide con el eje del cuerpo mineralizado.

La mineralización en la región de Azulcocha y alrededores consiste

principalmente de las asociaciones para genéticas típicas de baja y alta

temperaturas.

52

4.5 MINERALIZACIÓN DE BAJA TEMPERATURA DEL CUERPO

AZULCOCHA

En el cuerpo Azulcocha la esfalerita está asociada a oropimente, rejalgar,

rodocrosita, baritina y pirita como minerales de ganga formando un cuerpo

masivo e irregular de hasta 40 mts de ancho y 150-200 m de largo. Este

ensamble, de baja temperatura, parece haberse depositado por

reemplazamiento en fisuras y zonas de brechas que se desarrollaron

durante una fase previa de preparación estructural.

4.6 MINERALIZACIÓN DE ALTA TEMPERATURA (CONTACTO INTRUSIVO

CHUQUIPITE)

La mineralización de alta temperatura bordea al intrusivo Chuquipite como

una aureola discontinua e irregular de contacto metamórfico. El ensamble de

minerales esta vez, consiste de cantidades variables de esfalerita, calcopirita

y trazas de galena en agregados masivos de granates, actinolita / tremolita,

hematita especular / magnetita y epídota. Se observan venillas de calcita y

cuarzo, así como las trazas de sericita, en forma ocasional acompañando a

los minerales de ganga previamente mencionados.

Hacia el Oeste de la mina, Falla “Cochas-Gran Bretaña se bifurca dando

lugar a un ramal sur (S60ºW) subsidiario, el cual se proyecta en el rumbo

hasta alcanzar el contacto norte del stock Chuquipite. Esta falla, considerada

secundaria en estudios anteriores, desempeño un rol importante en la

preparación estructural de la zona mineralizada del cuerpo Azulcocha.

53

CAPITULO V

TIPO DE DEPÓSITO

5.1 DEPOSITO AZULCOCHA

El Cuerpo de Azulcocha es un complejo estructuralmente controlado por un

depósitos mineral de sulfuro de zinc / óxido de manganeso tipo

reemplazamiento en rocas carbonatadas o carbonate hosted replacement.

El trabajo de Muñoz y de otros expertos indica que hay fuerte correlación

entre Azulcocha y otros depósitos polimetálicos de mineral de Zn

relacionados al magmatismo terciario en el Centro del Perú. En la meseta

central las minas de Huarón y Colquijirca son ejemplos específicos de

depósitos que son controlados estructuralmente aunque con temperaturas

de mayor precipitación.

El Cuerpo tiene una forma elíptica con dimensiones máximas a 450 metros

con Rumbo (N84°E), un ancho de 50 a 60 metros y una longitud promedio

de 160 m en profundidad (dip: 42 º S). La diferencia entre los registros

antecedentes que reportan toneladas producidas de la mina, entre la

54

estimación de Randy Henkle sugiere un volumen resultante total del cuerpo

en el orden de los 2.5 millones de metros cúbico.

La estructura cymoidal bend en concordancia con el plano de la falla Cochas

- Gran Bretaña produjo la formación de fracturas a lo largo del plano de falla

dando lugar al incremento de la permeabilidad, la formación de carsts y de

brechas de colapso, los cuales son áreas muy favorables para la

mineralización durante el emplazamiento del Cuerpo. La naturaleza

relativamente no deformada del Cuerpo indica la formación de minerales

sobre todo después de la tectónica y ciertamente, después de la Falla

Cochas - Gran Bretaña con edad del mioceno superior (3 a 10 millones de

años).

Los minerales principales económicos de interés en el Cuerpo son la

esfalerita como sulfuro primario de zinc y óxidos de manganeso como

mineral secundario. Los óxidos de manganeso se formaron después de la

intemperie, La rodocrosita un carbonato de manganeso primaria que se

depositó conjuntamente con la esfalerita. En términos generales, la base del

cuerpo está enriquecida con el zinc y la zona del techo del cuerpo presenta

enriquecimiento de óxidos de manganeso. Sin embargo, hay muchas partes

dentro de las labores mineras, donde la mineralización está íntimamente

entremezclados.

55

CAPITULO VI

EXPLORACIÓN

Los trabajos de exploración se iniciaron en épocas del siglo pasado,

descubriéndose un yacimiento de manganeso, que luego fue explotado como

óxidos de manganeso.

Un reporte Técnico de Randy Henkle menciona un reporte disponible de actividades

de exploración en la región de Azulcocha por la Cía. Suero. El reporte de Suero fue

preparado antes que cierre la mina a mediados de 1980. Más de la mitad de

información de este reporte de recursos están basados por los laboreos de interior

mina. Se realizaron actividades de exploración en la Mina Azulcocha desarrollando

así campañas de muestreos de Canales en interior Mina y campañas de sondajes

desde superficie e interior mina.

6.1 MÉTODO DE MUESTREO

Para la colección de muestras de interior mina se ha utilizado el método de

canales y para sondajes diamantinos el método tradicional.

56

6.2 MUESTRAS DE INTERIOR MINA Y MUESTRAS DE SONDAJES

Tabla 6.1 Muestras en campaña de exploración.

6.3 RESULTADOS DE LOS MUESTREOS

Durante la exploración y colección de muestras se han podido reconocen la

predominancia de la esfalerita como mineral primario del cuerpo y la

presencia del óxido de manganeso como mineral secundario resultante de la

actividad micro tectónica de la zona.

6.4 CAMPAÑAS DE EXPLORACIÓN

6.4.1 Perforación y Preparación de Canales y Muestreo.

Ser Iniciaron los trabajos de rehabilitación subterránea en el 2006, los nivel 0

y -40 fueron rehabilitados. En el primer trimestre del 2008, los niveles

+115,+80, +40,00 y -40 de la mina fueron rehabilitados.

En el primer trimestre del 2007 la Cía. inicia programas de exploración en

las zonas de Azulcocha y Azulcocha Oeste.

En el cuarto trimestre del 2007 se realizaron perforaciones en interior mina y

en superficie. Se perforó 29 taladros en superficie con 2810.15 metros, y en

interior mina 45 taladros con 2241.3 metros.

Adicionalmente, se realizó canales y chimeneas de exploración

intersectadas con el cuerpo sobre los niveles +115, +40, 00 y -40 donde se

hicieron trabajos de muestreos sistemáticos en canales de 2 metros de

N° De Muestras Muestras Canales Interior

mina Muestreo Sondajes (DDH) 1023 4086

57

intervalo. Se ordenó el trabajo a realizar, primero se rehabilito las labores

existentes o el desarrollo para acceder al cuerpo, segundo se realizó la

preparación con chimeneas, galerías, etc. Luego se colocó sostenimiento a

las labores para realizar perforaciones en interior mina y para trabajar con

seguridad.

6.4.2 Geofísica.

El Primer programa de exploración fue a 40.7 kilómetros de línea magnética

conducida por Val D´Or Geophysica. Esta desviación muestra la presencia

al Este de cuatro cuerpos magnéticos con similar mineralización en interior

mina. Estas anomalías son localizadas en áreas con similar características

mineralógicas y geológicas en interior mina. Las áreas son definidas con

exploraciones futuras durante los años 2006 – 2007.

El segundo programa de exploración fue a 12.6 kilómetros de línea IP /

Desviaciones de Resistencia realizada por Geofísica Consultores.

Esta prueba identifico la presencia de una anomalía en la resistencia que es

similar que coincide con el cuerpo Azulcocha.

58

CAPITULO VII

PERFORACIÓN.

7.1 SONDAJES DDH.

Durante el periodo de operación de la Minera Gran Bretaña hicieron

campañas de sondajes DDH los cuales se podido registrar 21 sondajes solo

como material histórico, posteriormente Vena Perú S.A realizó campañas de

sondajes diamantinos tanto en superficie como interior mina de 5051.8

metros. Azulcochamining S.A durante el periodo de 2010- 2011 sobre los

niveles 0 y -40 realizaron 21 sondajes de exploración en interior mina de

1727.7 metros de perforación.

59

Tabla 7.1 Metraje de perforación.

CAMPAÑA DE PERFORACIONES DDH Periodo N° Sondajes

Superficie N° Sondajes Interior Mina

Total Sondajes

Metros Perforados

2006 – 2007 29 45 74 5051.8 2010 - 2011 0 21 21 1727.7

Total 1023 4086 95 6779.5

7.2 RESULTADOS RELEVANTES

Tabla 7.2 Relación de Taladros.

NOMBRE SONDAJE X Y Z AZIMUT DIP MAX

DEPTH ZN%

AZMDDHM06001 426775.9900 8666564.835 4348.875 209.489 -10 46.3 23.78

AZMDDHM06004 426778.8660 8666565.779 4348.432 146.178 -20 49 29.71 AZMDDHM06006 426713.2460 8666559.603 4349.720 208.011 -10 59 15.03

AZMDDHM06007 426714.4700 8666559.027 4349.560 164.882 -10 52.6 6.07

AZMDDHM06009 426860.3440 8666564.107 4348.796 219.875 -10 48 6.52

AZMDDHM07016 426871.4630 8666556.603 4348.668 164.926 -20 25 7.95 AZMDDHM07021 426713.4170 8666559.686 4349.342 191.492 -20 57 12.9

AZMDDHM07027 426861.1600 8666525.043 4309.181 179.664 -5 51.6 5.95

AZMDDHM07030 426861.1720 8666525.29 4309.744 180.273 20 35 6.06

AZMDDHM07039 426822.5190 8666534.294 4309.501 228.311 3 61.7 6.48 AZMDDHM07040 426822.5190 8666534.401 4309.861 228.311 20 64.9 23.3

AZMDDHM07043 426823.5220 8666534.131 4309.477 174.040 3 64.5 10.79

AZMDDHM07046 426918.9280 8666528.563 4309.837 178.500 20 50.4 23.97

AZMDDHM07050 426918.8150 8666528.959 4308.599 178.630 -10 67 11.33

AZMDDHM10001 426776.2400 8666564.999 4349.411 203.739 -

11.0561 60.55 21.41

AZMDDHM10003 426819.0240 8666561.12 4349.125 199.359 -

22.4319 78.6 13.61

AZMDDHM10004 426819.1553 8666561.076 4349.191 180.191 -

19.7564 58.9 9.99

AZMDDHM10005 426790.3570 8666534.378 4309.254 191.863 -

12.8675 72.45 28.29 AZMDDHS07048 427015.8830 8666498.712 4457.736 336.161 -80 132.7 15.57

60

CAPITULO VIII

PROCESO

La evaluación toma como base los parámetros de diseño extraídos de la

investigación metalúrgica del mineral. No fue posible realizar la “Prueba Piloto”, esto

implica que los ajustes al diseño experimental se realizarán directamente a nivel

industrial.

8.1 TOMA DE MUESTRA PARA ANÁLISIS METALÚRGICO

Se ha tomado muestras de mineral de la Mina Azulcocha, de los niveles de

producción, así como muestras del relave antiguo. El peso recibido y la

humedad de cada muestra se presentan en las tablas 8.9 y 8.10.

8.1.1 Mineral de Relave

Las muestras de relaves presentaban alto contenido de aglomeraciones

sólidas del mineral.

61

Tabla 8.1 Descripción de muestras de relaves.

Dónde:

• C1: Cancha N°1, Cancha N°2, Cancha N°3

• C2: Cancha N°4

• C3: Cancha N°5

8.1.2 Mineral Fresco

Las muestras del mineral fresco se encontraban los sacos a una

granulometría inferior a menos 2 pulgadas con contenido de finos.

Tabla 8.2 Descripción de muestras de mineral fresco.

CODIGO PESO (KG) % HUMEDAD

XC 823 29.95 6.44

XC 861 29.95 11.45

XC 905 29.90 3.64

DP 05 29.95 9.18

TOTAL 119.75

CODIGO PESO (KG) % HUMEDAD

C1 50.05 8.08

C2 51.95 3.57

C3 53.80 20.50

TOTAL 155.8

62

Para la determinación de humedad se utilizó toda la muestra de cada uno de

ellos y se llevó a la estufa de secado a 60 °C hasta peso constante.

Las muestras de mineral fresco fueron sometidos a un Chancado

controlado, tamizado y homogenizado con el fin de obtener una muestra al

100% -10 malla. Las muestras de relaves fueron desmenuzadas con un

rodillo de acero y homogenizados.

8.2 TEST METALÚRGICO

Se realizaron 12 Test metalúrgicos, entre los que destacan test con relave

puro (Figura 8.5), test con mineral fresco (Figura 8.6) y test con blending:

Mineral fresco 80%: Relave antiguo 20% (Figura 8.7), que nos permitió

elaborar los parámetros de diseño, importantes para el diseño de la planta.

63

Figura 8.1 Diagrama de Flujo Prueba metalúrgica N°08 con 100% Relaves

64

Figura 8.2 Diagrama de Flujo Prueba metalúrgica N°11 con 100% Mineral

Fresco.

65

Figura 8.3 Diagrama de Flujo Prueba metalúrgica N°12 con blending 80: 20

(Mineral Fresco y Relaves).

66

CAPITULO IX

ESTIMACION DE RECURSOS

9.1 MÉTODO DE ESTIMACIÓN.

Se realizó por secciones transversales – área de polígonos en secciones.

La estimación se realizó utilizando un total de 24 secciones de recursos

basados en la interpretación geológica de cuerpo Azulcocha, dichas

secciones están separadas cada 20 metros paralelas entre sí siguiendo la

dirección del Rumbo del cuerpo , cada sección es perpendicular a esta

dirección.

Para el cálculo de volumen se han utilizado los bloques recursos en planta

interpretados por Randy Henkle (área del polígono) por la longitud

proyectada de 10 metros a cada lado.

En cuanto a la estimación de las leyes del Zinc se utilizó el promedio

ponderado resultando del ancho de la muestra por la ley de la muestra, este

procedimiento se utilizó en todas las secciones interpretadas.

67

Se validó la información del método de estimación de recursos realizado por

Randy Henkle mencionando el siguiente procedimiento:

• Se digitalizó las secciones de recursos geológicos.

• Se utilizó un sistema computacional para medir las áreas de las

secciones.

• Se realizó un reporte del recurso estimado obteniéndose una

disminución una diferencia de 6 %, que está dentro del rango permitido.

68

Figura 9.1 Sección Vertical de Geología y Muestreo 1W

69

9.2 DESCRIPCIÓN DE CATEGORÍAS

Los tipos de recursos presentados en este informe se clasifican en:

9.2.1 Recursos Medidos:

Se considera como mineral en categoría de recurso medido a aquellos

bloques de mineral que están plenamente reconocidos a través de

muestreos sistemáticos en canal y cartografiado geológico, realizados en las

labores mineras como cruceros, galerías, chimeneas, etc. y perforación

diamantina.

Para la cubicación de la mina Azulcocha, se consideran recursos medidos a

aquellos bloques que se encuentran definidas por sondajes diamantinos y/o

labores mineras desarrolladas en estructura mineralizada.

9.2.2 Recursos Indicados:

En esta categoría se ubican los blocks de mineral inmediatamente seguidos

a los blocks considerados como recursos medidos. Las dimensiones de esta

categoría se mantienen con las longitudes, profundidades y/o alturas

similares a las definidas para la categoría de recurso medido.

Por su ubicación espacial en relación a los puntos de muestreo, esta

categoría presenta mayor incertidumbre en continuidad de potencias y leyes.

Las proyecciones geológicas de continuidad en leyes y potencias de

estructuras mineralizadas permiten extrapolar información en profundidad

y/o altura para la definición de reservas en categoría recurso indicado.

70

Los bloques definidos en esta categoría no son directamente definidos las

labores mineras; sin embargo, las dimensiones obtenidas corresponden a

extrapolaciones de los blocks en categoría de recurso medido.

9.2.3 Recursos Inferidos:

Los sectores con proyecciones geológicas favorables para la continuidad de

estructuras mineralizadas, según cartografiados geológicos en subterráneo

o en afloramientos de superficie y/o con evidencias de continuidad de

estructura y leyes en profundidad a través de sondajes son definidos en esta

categoría como recurso inferido.

Esta categoría es considerada con alto riesgo de definición de mineral que

pudiera ser económicamente explotable y fundamentalmente está definida

por parámetros de proyecciones y conceptos geológicos.

9.2.4 Hipotético:

Se considera en esta categoría al mineral estimado con un nivel de

confianza menor que el de recurso inferido, su estimación se basa

mayormente en el conocimiento geológico del yacimiento, es decir muchas

veces no depende de la exposición directa de la mineralización económica,

sino de indicaciones indirectas.

71

Tabla 9.1 Reporte de Recursos.

Mina Azulcocha

Reporte de Recursos Categoría Toneladas %Zn

Medidos 1,067,515.00 7.80 Indicados 969,938.00 7.00 Total 2,037,453.00 7.40

Categoría Toneladas %Zn Inferidos 463,544.00 6.2

Tabla 9.2 Estimación de Recursos de Zinc.

MINA AZULCOCHA ESTIMACIÓN DE RECURSOS (RESUMEN)

Clasificación Toneladas %Zn Medidos 1,073,271.00 7.8 Desarrollados -5,756.00 8.0 Ajuste de medidos 1,067,515.00 7.8 Indicados 981,622.00 7.0 Pruebas en Mina -11,684.00 8.0 Ajuste de indicados 969,938.00 7.0 Total Med. + Ind. 2,037,453.00 7.4 Inferidos 463,544.00 6.2 Hipotético 318,955.00 6.5 Total todas las categorías 2,819,952.00 7.1

72

El inventario de recursos de Zn ha sido realizado con un Cut Off de 5.07 %

lo que ha dado como resultado un total de 2, 037,453 tm. 7.4% Zn y 14.4%

Mn en calidad de medido e indicado.

Los recursos estimados son explotables en su totalidad por no presentar

problemas medioambientales, legales y se cuenta con todos los permisos

asumidos con el estado.

73

CAPITULO X

ESTIMACION DE RESERVAS

Se ha evaluado un Cut-Off bajo el escenario de menor producción, el cual

considera un costo de mineral de 55.87 $/Tm para un ritmo de explotación de

500tpd de mineral fresco el primer año de explotación, a partir del segundo año el

ritmo de producción aumentara a 1000 tpd de mineral fresco lo que permitirá reducir

el costo de mineral a 37.68 $/tm. Es por eso la importancia de culminar la

ampliación de planta de 500 a 1000 Tpd, debido al ahorro sustancial en el costo de

operación.

10.1 ESTIMACIÓN DE LEY DE CORTE DE ZINC

El resultado de la evaluación ha determinado que el Cut Off del proyecto

para la etapa de producción total será de 5.07 % de Zn, ya que por efecto

de dilución en 15% la ley final a procesar en planta será de 4.41% de Zn.

74

Formula de Ley de Corte (%/Tm)

Ley Conc Zn % * (CM+CG+CS+CRC+CMA+CTM+CGA+CV)

REC * PTmC.Zn

O

Ley Conc Zn % * (OPEX + CAPEX + COSTO DE VENTA)

REC * PTmC.Zn

• CM: Costo de Minado.

• CG: Costo de Geología.

• CS: Costo de Seguridad.

• CRC: Costo de Relaciones Comunitarias.

• CMA: Costo de Medio Ambiente.

• CTM: Costo de transporte de Mineral.

• CGA: Costo de Gastos generales y Administrativos.

• CV: Costo de Venta.

• Ley Conc. Zn%: Ley de Zinc en Concentrado.

• REC: Recuperación Metalúrgica.

• PTmC.Zn: Valor de TM de concentrado después de descuentos.

Todos estos costos se desarrollan en el capítulo XIV Análisis Económico

de la presente tesis. La evaluación económica se realiza en un intervalo de

04 años con el fin de determinar el tiempo de retorno de inversión. La

75

variación del precio del zinc en US$/Ton concentrado, ha presentado en los

últimos 06 meses, un decrecimiento de su valor. En la tabla 10.13, veremos

un histórico del precio del zinc desde junio del 2015 a diciembre del 2015,

como su evolución hasta diciembre del 2015, su histograma y los principales

datos estadísticos como la mediana, el promedio, el máximo y el mínimo

valor.

76

Tabla 10.1 Data histórica del Precio del Zinc

Fuente: www.indexmundi.com

FECHA PRECIO (US$/Tm) FECHA PRECIO (US$/Tm) FECHA PRECIO (US$/Tm)10/06/2015 2,168.50 10/08/2015 1,862.40 12/10/2015 1,833.85 11/06/2015 2,123.85 11/08/2015 1,831.85 13/10/2015 1,787.50 12/06/2015 2,013.75 12/08/2015 1,809.00 14/10/2015 1,793.90 16/06/2015 2,076.85 13/08/2015 1,820.75 15/10/2015 1,805.40 18/06/2015 2,084.40 14/08/2015 1,843.40 16/10/2015 1,781.90 19/06/2015 2,039.75 17/08/2015 1,808.85 19/10/2015 1,757.00 22/06/2015 2,027.40 18/08/2015 1,773.40 20/10/2015 1,737.55 23/06/2015 2,042.85 19/08/2015 1,780.00 21/10/2015 1,725.40 24/06/2015 2,051.25 20/08/2015 1,812.35 22/10/2015 1,714.65 25/06/2015 2,030.75 21/08/2015 1,771.50 23/10/2015 1,749.50 26/06/2015 2,020.75 24/08/2015 1,708.35 26/10/2015 1,724.30 29/06/2015 2,010.65 25/08/2015 1,744.35 27/10/2015 1,725.00 30/06/2015 1,995.00 26/08/2015 1,687.25 28/10/2015 1,724.00 01/07/2015 2,040.90 27/08/2015 1,725.85 29/10/2015 1,696.00 02/07/2015 2,015.40 28/08/2015 1,807.15 30/10/2015 1,679.00 03/07/2015 2,012.25 01/09/2015 1,804.35 02/11/2015 1,672.40 06/07/2015 1,991.90 02/09/2015 1,784.60 03/11/2015 1,653.75 07/07/2015 1,950.75 03/09/2015 1,812.35 04/11/2015 1,674.05 08/07/2015 1,980.60 04/09/2015 1,773.40 05/11/2015 1,635.30 09/07/2015 2,008.85 07/09/2015 1,875.35 06/11/2015 1,627.15 10/07/2015 2,001.65 08/09/2015 1,791.35 09/11/2015 1,639.40 13/07/2015 2,045.40 10/09/2015 1,807.40 10/11/2015 1,596.50 14/07/2015 2,014.81 11/09/2015 1,787.75 11/11/2015 1,567.65 15/07/2015 2,095.30 14/09/2015 1,763.85 12/11/2015 1,570.50 16/07/2015 2,050.65 15/09/2015 1,765.65 13/11/2015 1,585.90 17/07/2015 2,052.90 16/09/2015 1,728.50 16/11/2015 1,578.00 20/07/2015 2,027.25 17/09/2015 1,695.00 17/11/2015 1,553.00 21/07/2015 2,044.45 18/09/2015 1,672.90 18/11/2015 1,511.35 22/07/2015 1,995.40 21/09/2015 1,652.00 19/11/2015 1,486.90 23/07/2015 2,003.00 22/09/2015 1,619.40 20/11/2015 1,577.15 24/07/2015 1,958.50 23/09/2015 1,654.25 23/11/2015 1,504.65 27/07/2015 1,932.92 24/09/2015 1,660.60 24/11/2015 1,506.52 28/07/2015 1,957.00 25/09/2015 1,645.35 25/11/2015 1,553.30 29/07/2015 1,973.15 28/09/2015 1,586.50 26/11/2015 1,587.15 30/07/2015 1,947.00 29/09/2015 1,632.25 27/11/2015 1,541.00 31/07/2015 1,920.00 30/09/2015 1,656.90 30/11/2015 1,545.00 03/08/2015 1,899.85 01/10/2015 1,690.40 01/12/2015 1,530.85 04/08/2015 1,925.25 02/10/2015 1,655.40 02/12/2015 1,530.75 05/08/2015 1,887.50 05/10/2015 1,652.40 03/12/2015 1,505.45 06/08/2015 1,876.35 06/10/2015 1,636.25 04/12/2015 1,535.04 07/08/2015 1,846.75 07/10/2015 1,670.40 10/08/2015 1,862.40 08/10/2015 1,662.40 11/08/2015 1,831.85 09/10/2015 1,824.50

77

Figura 10.1 Evolución del precio del zinc

Figura 10.2 Histograma y frecuencias del Precio del Zinc

78

COTIZACIÓN: ENSAYES:

Zn: $1,793.49 US$/TM Zn: 58.00%.

As 0.900%

MN 0.980%60

Merma 0.50%Zn 49.590% X $1,793.49 $889.39

$889.39DEDUCCIONES US$ US$MAQUILA: (P.B.=1000 US$/TM) 280.00 280.00

ZN$MT 1793.49 -3000.00 0.000 $0.000ZN$MT 1793.49 -2500.00 0.000 $0.000ZN$MT 1793.49 -2000.00 0.000 $0.000ZN$MT 2000.00 -1793.49 206.51 $6.815

ZN$MT(-) $/MTX-0.033$/MT/1.000$/MT

PENALIDADES:MN 0.980% -1.500% 0.00% $0.000AS 0.900% -2.000% 0.00% $0.000AS 0.900% -1.200% 0.00% $0.000

TOTAL DE DEDUCCIONES 286.81TOTAL VALOR 602.58

%Zn*85%(DM 8.000%)

.$/MTX0.080$/MT/1.000$/MT$/MTX0.090$/MT/1.000$/MT$/MTX-0.033$/MT/1.000$/MT

x1.500$/MT/0.100%x10.000$/MT/0.100%x5.000$/MT/0.100%

Tabla 10.2 Información estadística del precio del Zinc

Promedio US$ 1,793.49 Máximo US$ 2,168.50 Mínimo US$ 1,486.90 Mediana US$ 1,780.95

Para el cálculo de la ley de corte, tomaremos como precio del Zinc, el valor

de US$ 1793.49 (El valor promedio). Las deducciones correspondientes a

penalidades por contenido de Arsénico y Manganeso, Ley de concentrado,

humedad, merma, maquila, se desarrollan en la tabla 10.15.

Tabla 10.3 Cotización a 1793.49$/Tm concentrado de Zinc (PTmC.Zn)

79

Año 01 Año 02 Año 03 Año 04OPEX $ 6,297,182.36 9,864,792.00 9,864,792.00 9,864,792.00 CAPEX $ 3,271,997.50 2,660,400.00 2,660,400.00 2,660,400.00 COSTO DE VENTA $ 498,334.39 1,031,422.79 1,050,035.98 1,040,657.24 TONELADAS PRODUCIDAS TM 180,000.00 360,000.00 360,000.00 360,000.00

COSTO POR TONELADA $/TM 40.29

El costo de minado de los 04 años (Incluyendo Capex, Opex y Costo de

venta) es el siguiente:

A una recuperación metalúrgica del 88%, y Ley de concentrado de 58%, la

ley de corte será la siguiente.

Ley de corte = 58% * 40.29

88 * 602.58

= 4.41%

Para otros precios, se detalla la ley de corte en la tabla 10.16.

Tabla 10.4 Relación Ley de corte y Precio del Zinc (US$/Ton)

Precio de Zinc (US$/Tn) Ley de corte % Ley de corte % con dilución

1,550.00 5.60% 6.44%1,600.00 5.31% 6.10%1,650.00 5.04% 5.80%1,700.00 4.80% 5.52%1,750.00 4.58% 5.27%1,793.49 4.41% 5.07%1,800.00 4.38% 5.04%1,850.00 4.20% 4.83%1,900.00 4.03% 4.63%1,950.00 3.87% 4.45%2,000.00 3.73% 4.29%

80

Figura 10.3 Ley de corte Vs Precio del zinc en el mercado.

El inventario de recursos con que cuenta el proyecto asciende a 2, 037,453

Tm. de mineral (con ley de zinc mayor a 5.0%) con ley de 7.4%Zn, el Cut Off

de explotación se ha definido a partir de parámetros de recuperación

metalúrgica, precio de los metales, comercialización del concentrado, costo

total de operación, etc, para una producción de 500tpd el 1er año y 1000 tpd

el 2do 3er y 4to año, el cual es en global 4.41% Zn antes de ser afectado por

la dilución propia del método de minado (Sub Level Caving), la que coloca el

Cut Off en 5.07 %Zn. La contabilidad en calidad de Reservas con un total de

1, 386,195 tm con ley de 6.63%Zn.

81

Tablas 10.5 A y 10.5 B: Cuadro Comparativo de Recursos y Reservas del proyecto.

Recursos

Niveles de Recursos

Medido Indicado Total Recursos

Tm Zn% Tm Zn% Tm Total recursos Zn%

115 245,189 6.52 286,052 6.38 531,241 6.44 40 87,973 6.14 115,620 6.52 203,593 6.36

0 308,908 8.54 242,799 6.44 551,707 7.62 -40 278,908 7.88 212,416 7.52 491,324 7.72 -60 146,447 9.12 113,052 9.66 259,499 9.36

1,067,425 7.79 969,939 7.04 2,037,364 7.43

Reservas

Niveles de Recursos

Medido Indicado Total Reservas

Tm Zn% Tm Zn% Tm Total recursos Zn%

115 9,981 5.81 105,551 4.94 115,532 5.02 95 8,367 6.47 155,570 5.13 163,937 5.20 40 3,753 7.52 38,860 6.48 42,613 6.57 26 5,326 7.69 52,093 6.2 57,419 6.34 13 13,626 8.44 140,942 6.24 154,568 6.43

0 17,137 9.47 170,790 7.64 187,927 7.81 -13 10,805 8.48 143,629 7.69 154,434 7.75 -27 12,514 7.28 118,035 7.67 130,549 7.63 -40 17,832 8.2 174,174 6.77 192,006 6.90 -53 13,014 7.22 174,196 6.31 187,210 6.37

112,355 7.85 1,273,840 6.57 1,386,195 6.63

La estimación de reservas de mina ha sido determinada a partir de una

primera etapa, que contempla una producción de 180,000 tm de mineral en

el año 01 (500tpd – 12 meses), 360,000 de mineral en los años 02, 03 y 04.

Tabla 10.6 Cuadro de explotación de reservas por Año.

Periodo Año 1 Año 2 Año 3 Año 4 Total Mineral Tm 180,000 360,000 360,000 360,000 1,260,000 Zn (%) 6.41 6.7 6.7 6.7 6.66

82

CAPITULO XI

METODO DE MINADO

11.1 HIDROGRAFÍA

La cuenca en donde se ubica el estudio pertenece a la Quebrada

Pozocancha, ubicada en la hoya hidrográfica del Mantaro. La cuenca se

localiza en la divisoria de la cuenca con el rio Cañete, en la cual se da inicio

al río Alis. El proyecto se encuentra en la zona hidrológica 3.6b, en que la

precipitación varía con la altura.

La cuenca tiene una extensión aproximada de 35.19 km2, posee un buen

sistema de drenaje, en el cual existen bofedales en las partes altas y en el

curso de las quebradas, los cuales alimentan en forma continua la quebrada

Pozocancha.

La cuenca tiene una forma rectangular, lo que permite que ante un evento

extraordinario, la respuesta de la cuenca sea lenta. Asimismo, el hecho de la

83

existencia de lagunas, reduce en mayor grado los eventos extraordinarios,

puesto que lamina las crecidas.

Para el sector comprendido entre 3,900 y 4,300 msnm. (Paramo muy

Húmedo Subalpino Tropical) las temperaturas son bajas y presentan un

promedio anual que varía entre 3.8°C y 6.0°C. Las temperaturas mínimas se

mantienen casi siempre bajo el punto de congelación.

La formación ecológica inmediata inferior es el Páramo Muy Húmedo

Subalpino. Este sector varía entre los 3,900 y 4,500 msnm de altitud y en

este el clima se caracteriza por ser muy húmedo y frígido (con temperaturas

por debajo de 0°C). Las precipitaciones anuales promedio oscilan entre los

584 mm y 1,255 ms. Según el diagrama de Holdridge, esta zona se ubica en

una provincia de humedad perhumeda.

11.2 ESTUDIO GEOMECÁNICO.

11.2.1 Caracterización de la masa rocosa

El registro de datos para la caracterización de la masa rocosa, fueron los

labores mineras rehabilitadas llevadas a cabo por la empresa Azulcocha.

Sobre estas labores se llevó a cabo un registro lineal extrayéndose muestras

de roca en bloques para enviar al laboratorio de Mecánica de Rocas.

Los parámetros de observación están adecuándolos a las normas sugeridas

por la Sociedad Internacional de Mecánica de Rocas (ISRM). Estos

parámetros fueron: tipo de roca, tipo de sistema de discontinuidad,

orientación, espaciado, persistencia, apertura, rugosidad, tipo de relleno,

espesor del relleno, intemperización y presencia de agua. Adicionalmente se

registraron datos sobre la resistencia de la roca y la frecuencia de

fracturamiento.

84

Con respecto a los aspectos litológicos, en la caja techo del Cuerpo,

predominan la caliza gris a negra con alto contenido de materia orgánica. En

la estructura mineralizada, predominan los sulfuros masivos, formados por

minerales de esfalerita, y plomo. En la caja piso, se presentan areniscas

cuarzosas intensamente fracturadas.

Para establecer las características de la distribución de discontinuidades, el

procesamiento de los datos de orientación se realizó mediante técnicas de

proyección estereográfica equiángular, utilizando el programa de computo

DIPS, Versión 5.0 (2001).

Los resultados de las características de distribución de los sistemas de

discontinuidades estructurales se muestran en las figuras 01 al 03. A partir

de esta información se concluye en lo siguiente:

• En la caja piso se presentan 4 sistemas de fracturas (3 principales y un

aleatorio), siendo los siguientes:

- N45° W/37° NE

- N17° W/43° SW

- N65° E/62° SE

- N17° E/81° NW

• En el mineral se presentan 4 sistemas de fracturas (3 principales y un

aleatorio) siendo la estratificación el aleatorio, estos son los siguientes:

- N75° E/70° NW

- N40° W/68° NE

- N09° W/74° SW

- N76° W/75° SW

85

• En la caja techo se presentan 5 sistemas de fracturas (3 principales y

dos aleatorio), siendo los siguientes:

- N08° E/77° SE

- N87° W/72° NE

- N40° W/34° NE

- N03° W/79° SW

- N 85° E / 66° S

Figura 11.1 Concentración de polos caja piso arenisca

86

Figura 11.2 Concentración de polos en mineral.

Figura 11.3. Concentración de polos en caja techo

87

Para establecer las características estructurales de la masa rocosa, nos

referimos al arreglo estructural de la masa rocosa en la caja techo, en el

mineral y en la caja piso.

Caja Piso

La arenisca cuarzosa presenta por lo general las siguientes características:

espaciamiento de 4 a 15 cm., persistencia mayor a 1 m, apertura de 0.1 a 3

mm, rugosidad liza a planar, relleno suave, mayormente de arcillas y óxidos,

y mediana alteración. El macizo presenta condiciones húmedas a mojadas.

Mineral

El mineral presenta una estructura triturada con presencia de arcilla. Por lo

general presenta las siguientes características: espaciamiento de 2 a 5 cm.,

persistencia mayor a 1 m., apertura de 0.1 a 3 mm., rugosidad liza a planar,

relleno blando, mayormente de arcillas y óxidos, y alta alteración. El macizo

presenta condiciones mojadas (goteo).

Caja Techo

La caliza negra presenta dos áreas bien marcadas dentro del yacimiento:

• Zona centro y Este: Esta zona es la más crítica del yacimiento ya que al

ser intersectada por lo general se presentan flujos de suelo, esto se

debe a que tiene agua acumulada. No es posible determinar las

características de las fracturas del macizo en dicha zona.

• Zona Oeste. Por lo general presenta las siguientes características:

espaciamiento de 10 a 25 cm., persistencia mayor a 1 m, apertura de 0.1

a 2 mm, rugosidad planar, relleno calcita a suave, mayormente de

arcillas y óxidos, y baja alteración. El macizo presenta condiciones

húmedas a mojadas.

88

11.2.2 Clasificación de la masa rocosa

Para clasificar geomecánicamente a la masa rocosa se utilizó la información

desarrollada precedentemente, aplicando los criterios de clasificación

geomecánica de Bieniawski (RMR - Valoración del Macizo Rocoso - 1989),

Barton y Colaboradores (Sistema Q - 1974) y Marinos & Hoek (GSI -

Geológical Strenght Index-2002).

Los valores del índice de calidad de la roca (RQD) fueron determinados por

medición directa de las labores mediante el registro lineal de

discontinuidades, utilizando la relación propuesta por Priest & Hudson

(1986), teniendo como parámetro de entrada principal la frecuencia de

fracturamiento por metro lineal. El criterio adoptado para clasificar a la masa

rocosa se presenta en la tabla 11.19.

Tabla 11.1 Criterio para la clasificación de la masa rocosa

Tipo de roca Rango RMR Rango Q Calidad según RMR

II > 60 > 6.0 Buena

IIIA 51 – 60 2.0 – 6.0 Regular A

IIIIB 41 – 50 0.65 – 2.0 Regular B

IVA 31 – 40 0.2 – 0.65 Mala A

IVB 21 – 30 0.07 – 0.2 Mala B

V < 20 <0.07 Muy Mala

A partir de estos resultados podemos concluir lo siguiente:

• En la caja techo intermedia se presentan calizas con una calidad regular

III-B, mientras que en la caja techo próxima a la estructura mineralizada,

encontramos calizas brechosas con una calidad mala IV-B.

89

• En la zona del mineral, encontramos una roca de características

expansivas, por ciertas zonas presenta humedad, con una calidad de

roca mala IV-B.

• En material presente en la falla, presenta una alta argilizacion, su

condición de agua subterránea es húmeda. Su calidad de roca es muy

mala V.

• En la caja Piso próxima, se presenta Arenisca fina, con baja cohesión, y

condición de agua subterránea húmeda, por lo que su calidad de roca es

mala IV – B.

• En la zona de la caja piso intermedia, se presenta una arenisca cuarzosa

fracturada, con una cohesión media y de condiciones de agua

subterránea secas, por lo que su calidad de roca es mala IV-A

• A medida que nos alejamos de la estructura mineralizada, nos

encontramos en una zona de transición hacia arenisca cuarzosa masiva,

con una alta cohesión y por ciertas zonas presenta humedad, por lo que

su calidad de roca es regular III – B - A.

11.2.3 Zonificación geomecánica de la masa rocosa

Para la aplicación racional de los diferentes métodos de cálculo de la

mecánica de rocas, es necesario que la masa rocosa bajo estudio esté

dividida en áreas de características estructurales y mecánicas similares,

debido a que el análisis de los resultados y los criterios de diseño serán

válidos solo dentro de masas rocosas que presenten propiedades físicas y

mecánicas similares.

90

Dentro de estas propiedades el arreglo o modelo estructural de la masa

rocosa y la calidad de la misma son consideraciones importantes a tomarse

en cuenta para la delimitación de los dominios estructurales. Para nuestro

caso, tiene mayor importancia la calidad de la roca que el modelo

estructural, dado que la masa rocosa circundante a la explotación

generalmente es de calidad Muy Mala. En estas condiciones, los

mecanismos de rotura o de inestabilidad de la roca, estarán mayormente

asociados a la calidad de la roca mala antes que al arreglo estructural de la

masa rocosa. De acuerdo a lo indicado, se ha llevado a cabo la zonificación

geomecánica de la estructura de la Mina Azulcocha, basada en toda la

información que se ha tenido disponible como producto de la presente tesis.

Tabla 11.2

Zonificación geomecánica del yacimiento Azulcocha

Ubicación Dominio

Estructural Clasificación

RMR Sistema Q GSI

Caja techo intermedia

(Caliza) DE – 7 35 – 40 0.36 – 0.64 IF/R

Caja techo próxima (Caliza

brechosa) DE – 6 25-30 0.12 – 0.21 IF/P

Mineral DE – 5 < 20 < 0.069 T/MP

Falla DE – 4 < 20 < 0.069 T/MP

Caja piso próxima

(Arenisca fina) DE- 3 20-30

0.069 –

0.21

IF/P-

MP

Caja piso intermedia

(Arenisca cuarzosa

fracturada)

DE – 2 30-40 0.21 – 0.64 IF/R-P

Caja piso lejana (Arenisca

masiva) DE – 1 45 – 50 1.11 – 1.94 F/R

91

Notamos que las zonas con calidad pobre de macizo rocoso están presentes

en el mineral, la zona de contacto y la caja piso próxima, (Dominios

estructurales 5,4 y 3 respectivamente). A medida que nos alejamos de la

zona de contacto, a unos 15 – 20 mts, encontramos una caja piso con un

dominio estructural 2, y a mayor distancia se presenta una caja piso con un

dominio estructural 1. Es por eso que el sostenimiento tanto en la zona

mineralizada como en zonas próximas a la estructura mineralizada, debe ser

pasivo, con uso de cimbras debido al método de explotación (Sub Level

Caving).

92

Nv 40Dominio estructural Material RMR Q Calidad de rocaDE - 1 Arenisca Cuarzosa Masiva 45 1.000 Regular III-BDE - 2 Arenisca cuarzosa fracturada 35 0.329 Mala IV-ADE - 3 Arenisca Fina 25 0.108 Mala IV-BDE - 4 Falla 15 0.036 Muy MalaDE - 5 Mineral 20 0.062 Muy MalaDE - 6 Caliza brechoza mineralizada 30 0.189 Mala IV-BDE - 7 Caliza 40 0.574 Mala IV-A

Figura 11.4 Zonificación geomecánica Nv – 40

93

Nv 0Dominio estructural Material RMR Q Calidad de rocaDE - 1 Arenisca Cuarzosa Masiva 45 1.000 Regular III-BDE - 2 Arenisca cuarzosa fracturada 35 0.329 Mala IV-ADE - 3 Arenisca Fina 25 0.108 Mala IV-BDE - 4 Falla 10 0.020 Muy MalaDE - 5 Mineral 10 0.020 Muy MalaDE - 6 Caliza brechoza mineralizada 30 0.189 Mala IV-BDE - 7 Caliza 40 0.574 Mala IV-A

Figura 11.5 Zonificación geomecánica Nv – 0

94

POR SECCIONDominio estructural Material RMR Q Calidad de rocaDE - 1 Arenisca Cuarzosa Masiva 45 1.000 Regular III-BDE - 2 Arenisca cuarzosa fracturada 35 0.329 Mala IV-ADE - 3 Arenisca Fina 25 0.108 Mala IV-BDE - 4 Falla 10 0.020 Muy MalaDE - 5 Mineral 10 0.020 Muy MalaDE - 6 Caliza brechoza mineralizada 30 0.189 Mala IV-BDE - 7 Caliza 40 0.574 Mala IV-A

Figura 11.6 Zonificación geomecánica en sección

95

11.2.4 Resistencia de la roca

Características Físicas y Mecánicas de la roca intacta

Uno de los parámetros más importantes del comportamiento mecánico de la

masa rocosa, es la resistencia compresiva no confinada de la roca intacta

(σc). Se intentó extraer muestras para ensayos de laboratorio de los testigos,

pero debido al intenso fracturamiento del macizo no fue posible obtener

muestras adecuadas; solo se obtuvieron muestras de las rocas en bloques,

los cuales tuvieron que ser embebidas en cemento para tratar de

mantenerlas intactas ya que en el transporte al laboratorio de Mecánica de

Rocas podrían romperse. En estas muestras se realizaron algunos ensayos

de laboratorio de mecánica de rocas.

Las diferentes características físicas y mecánicas de la roca intacta, el

macizo rocoso se observan en la tabla 11.21.

Resistencia de las discontinuidades

Desde el punto de vista de la estabilidad estructuralmente controlada, es

importante conocer las características de resistencia al corte de las

discontinuidades, puesto que estas constituyen superficies de debilidad de la

masa rocosa y por tanto planos potenciales de falla. La resistencia al corte

en este caso está regida por los parámetros de fricción y cohesión de los

criterios de falla Mohr-Coulomb.

La estabilidad estructuralmente controlada pasa a segundo plano, siendo de

mayor importancia la resistencia de la roca intacta y de la masa rocosa; sin

embargo, se ha estimado empíricamente los valores de ángulos residuales

96

de las fracturas en las rocas de la caja techo oeste (calizas), siendo de 25° a

28°.

11.2.5 Condiciones especiales de la masa rocosa

Estas condiciones están referidas a las características de expansión

(swelling rock) en presencia de agua y a las características de alta

deformabilidad (squeezing rock) de la masa rocosa que pudieran estar

presentes en el Cuerpo Mineralizado de la Mina Azulcocha.

Las características expansivas de la roca están asociadas a la presencia de

arcillas como la montmorrilloníta, que pueden estar contenidas en las

alteraciones argílicas, o en minerales de anhidrita. Por la información que se

dispone, se ha notado que hay cierto grado de alteración argílica en el

yacimiento, pero no hay anhidrita. Por tanto se anticipa que las rocas podrían

presentar alguna actividad expansiva, siendo recomendable que se orienten

investigaciones futuras al respecto.

Las rocas de alta deformabilidad, son aquellas que muestran deformaciones

en función del tiempo; aquí, los esfuerzos exceden a la resistencia de la

masa rocosa o el límite de fluencia, ocurriendo entonces que esta se

deforme plásticamente. Estas características podrían estar presentes en la

masa rocosa mineralizada y cajas inmediatas.

97

Tabla 11.3 Características físicas y mecánicas de la roca según dominio estructural.

DOMINIO ESTRUCTURAL ZONA RMR Q GSI

GRAVEDAD

ESPECIFICA (Mn/M3)

COHESION SIMPLE (MPa)

ANGULO DE

FRICCION(°)

COHESION (MPa)

MODULO DE

ELASTICIDAD (MPa)

MODULO DE

POISSON

RESISTENCIA A LA

TRACCION (MPa)

DE - 1 Arenisca cuarzosa masiva (caja piso lejana)

53 2.72 MF/R 0.0246 65.51 28.14 0.093 5340 0.21 4.62

DE - 2 Arenisca cuarzosa fracturada (Caja piso intermedia)

38 0.51 IF/R-P 0.0251 51 28.8 0.096 - - 10.82

DE - 3 Arenisca Fina (Caja piso próxima)

25 0.12 IF/MP 0.0247 24.29 29.94 0.078 2400 0.3 8.17

DE - 4 Falla 18 0.06 T/MP 0.023 12.2 8.52 0.046 188.7 0.21 0.005

DE - 5 Mineral 15 0.04 T/MP 0.034 36.79 23.72 0.115 1700 0.33 5.88

DE - 6 Caliza brechosa mineralizada (caja techo próxima)

20 0.07 IF/MP 0.023 5 4.48 0.037 950 0.33 -

DE - 7 Caliza (caja techo intermedia) 37 0.46 IF/R-P 0.023 25 26.65 0.457 6300 - -

98

Condiciones del agua subterránea

El agua juega un factor muy importante en la estabilidad del macizo rocoso,

y más si se trata de materiales de baja calidad geotécnica, por lo que es

primordial el estudio del agua subterránea determinando su origen y control.

En la mina Azulcocha se observa una gran influencia del agua subterránea

sobre la estabilidad del macizo rocoso, ya que se tienen zonas de intenso

goteo, observándose agua acumulada en la caja techo de la estructura. El

agua puede provenir de una o más de las siguientes fuentes:

• Por la infiltración del agua proveniente de las lluvias, las cuales filtran a

través de las estructuras principales llegando a las labores mineras.

• En la parte alta de la mina se encuentra la Laguna Azulcocha, la cual

podría alimentar en forma importante al acuífero intersectado por la mina.

Para poder cumplir con las recomendaciones dadas en el presente tesis se

requiere que el agua subterránea sea drenada en forma continua, para lo

cual se recomienda realizar un estudio Hidrogeológico, con la finalidad de

determinar la procedencia del agua y poder analizar como drenar dicha

agua. En primera instancia se recomienda Io siguiente:

• Realizar una rampa por debajo del Nivel - 40 con la finalidad de deprimir

el nivel freático a una cota inferior al actual y secar la zona de

explotación.

• Revisar los niveles superiores en busca de zonas con agua acumulada

en las labores, para poder desaguarlas

99

Esfuerzos

En la parte alta, la cual corresponde al método de explotación por Sub Level

Caving, la profundidad por debajo de la superficie es de 280 mts. En ambos

casos se estimara el esfuerzo vertical σv (Mpa) en función a la profundidad y

la densidad promedio de la roca (Mpa/m) (figura 11.18). Para el cálculo de

los esfuerzos horizontales, se estimara mediante la relación profundidad vs k

(Donde k es la relación entre el esfuerzo promedio horizontal y el esfuerzo

vertical) (figura 11.19). En la tabla 11.21 se detalla las variables y los

resultados obtenidos mediante los cálculos anteriormente descritos.

Figura 11.7 Relación esfuerzo vertical vs Profundidad (Fuente: BRADY, E.T.

BROWN, Rock Mechanics for underground mining)

100

Figura 11.8 Profundidad Mts vs k (k = σh/ σv) (Fuente: BRADY, E.T. BROWN, Rock Mechanics for underground mining)

Tabla 11.4 Cálculo de esfuerzo vertical y horizontal (Fuente Propia)

DENSIDAD (Mpa/Mt) 0.028 COTA SUPERFICIE

PROMEDIO Mt 4550

NIVEL COTA (Mt)

METODO DE EXPLOTACION

DIFERENCIA DE COTAS

(MTS)

ESFUERZO

VERTICAL (MPA)

K=σh/σv ESFUERZO

HORIZONTAL (MPA)

NIVEL + 115 4465 SUB LEVEL CAVING 85 2.38 1.48 3.51

NIVEL 0 4350 SUB LEVEL CAVING 200 5.60 0.80 4.48

NV - 40 4310 SUB LEVEL CAVING 240 6.72 0.72 4.82

NIVEL - 80 4270 SUB LEVEL CAVING 280 7.84 0.66 5.15

101

Factor de competencia de la roca.

Se denomina factor de competencia al cociente de la resistencia a la

compresión simple (UCS) y la tensión inducida por la carga litostática (σV).

Si:

- Factor de competencia > 2 la deformación será post excavación.

- Factor de competencia < 2 los esfuerzos producirán un sobre

esfuerzo inmediato después de ejecutadas las excavaciones,

requiriendo sostenimiento inmediato y permanente.

Tabla 11.5 Factor de competencia de la roca mina Azulcocha

ZONA NIVEL RESISTENCIA COMPRESIVA UNIAXIAL MPA

ESFUERZO VERTICAL

MPA

FACTOR DE COMPETENCIA

(UCS/σv) OBSERVACION

CAJA TECHO 115 50 2.38 21.01

Deformación será posterior a la excavación.

CAJA TECHO - 40 25 6.72 3.72

Deformación será posterior a la excavación.

MINERAL -40 5 6.72 0.74 Esfuerzos producirán un sobre esfuerzo.

MINERAL 0 5 5.60 0.89 Esfuerzos producirán un sobre esfuerzo.

CAJA PISO 115 100 2.38 42.02

Deformación será posterior a la excavación.

CAJA PISO -40 100 6.72 14.88

Deformación será posterior a la excavación.

102

11.2.6 Estabilidad estructuralmente controlada

La geometría tridimensional de las excavaciones en relación a la distribución

espacial de las discontinuidades (fallas, diaclasas, estratos, etc.), las cuales

constituyen planos de debilidad, influyen sobre las condiciones de

estabilidad. A este tipo de estabilidad se le denomina "estabilidad

estructuralmente controlada". Los planos de debilidad, al interceptarse,

podrían forman cuñas o bloques rocosos en el techo y paredes de la

excavación, presentando libertad para descolgarse, rotar o deslizar.

Por las características estructurales que presenta la masa rocosa del cuerpo

mineralizado y las cajas inmediatas (techo y piso), que pertenecen al

dominio estructural DE-V, la estabilidad estructuralmente controlada no tiene

mayor importancia, puesto que en este tipo de materiales, la estabilidad

estará regida mayormente por la calidad de la masa rocosa y por los

esfuerzos. Solo en las rocas del dominio estructural DE-IIIB y II, presentes

en la caja piso y caja techo oeste, respectivamente, la estabilidad de las

excavaciones podría estar influenciada por el arreglo estructural de la masa

rocosa. Para evaluar esta influencia, se ha realizado un análisis rápido de

estabilidad estructuralmente controlado, utilizando el programa de cómputo

UNWEDGE (Rocscience, 2002). Los resultados de este análisis, han

indicado la posibilidad de formación de cuñas, tanto en el techo como en las

paredes de las excavaciones, requiriendo por tanto la utilización de

sostenimiento, ya sea con pernos de roca o con shotcrete.

103

REPORTE GEOMECÁNICOProgresiva: Pto. 1 Fecha 15-jul-15Mina Azulcocha Profundidad 50 mNivel 115 4465 Estructura Caja PisoLabor Litologia Arenisca

Realizado: J.T.A. Rc / Sv 74.07SISTEMA RMR PARÁMETROS RANGO VALORResistencia a la compresión uniaxial 100 MPa 11RQD 50 % 8Espaciamiento de discontinuidades 6 - 20 cm. 8CONDICION DE DISCONTINUIDADES

Familia Buz./D. Buz f/m Persistencia 3 - 10 m 21 55 / 360 10 Abertura 0.1 a 1 mm 42 44 / 180 6 Rugosidad R 53 84 / 100 4 Relleno SD < 5 mm 34 Alteración Moderada 3

Agua subterránea Humedo 10Orientación -5

RMR89 = 49Condiciones secas RMR'89 = 59

SISTEMA QPARAMEROS VALORRQD % RQD 50 % 50Número de discontinuidades Jn 3 f 9Número de rugosidad Jr IC Irregular Corrugada 3Número de alteración Ja Granulado 2Número de agua subterránea Jw Humedo 0.9Factor de reducción de esfuerzos SRF E 5

Q = 1.50Q' = 8.33

RMR = 9 Ln Q + 44RMR = 9 Ln Q' + 44GSI = RMR'89 - 5 = 54

GSI = MF / R - BTABLA GEOMECANICA RMR = 49

Q = 1.50

Moderado

RANGO

Tabla 11.6 Mapeo Geomecánico Punto 01

Foto 01: Punto n°1. Correspondiente a la caja piso intermedia (Arenisca). Nivel 115

104

Figura 11.9 Evaluación Estructural del Punto N°1. Cuñas principales 8 y 6. Sostenimiento recomendado Shotcrete 2 pulgadas

más fila de 04 pernos helicoidales, longitud 7 pies y diámetro 19 mm, (04 cartuchos de resina + 03 cartuchos de cemento) Espaciamiento 1.5 m * 1.5m.

105

REPORTE GEOMECÁNICOProgresiva: Pto. 2 Fecha 15-jul-15Mina Azulcocha Profundidad 50 mNivel 115 4465 Estructura Caja PisoLabor Litologia Arenisca

Realizado: J.T.A. Rc / Sv 88.89SISTEMA RMR PARÁMETROS RANGO VALORResistencia a la compresión uniaxial 120 MPa 12RQD 65 % 11Espaciamiento de discontinuidades 6 - 20 cm. 9CONDICION DE DISCONTINUIDADES

Familia Buz./D. Buz f/m Persistencia 3 - 10 m 21 58 / 185 6 Abertura 0.1 a 1 mm 42 80 / 100 5 Rugosidad R 53 52 / 350 4 Relleno SD < 5 mm 34 Alteración Moderada 3

Agua subterránea Humedo 10Orientación -5

RMR89 = 54Condiciones secas RMR'89 = 64

SISTEMA QPARAMEROS VALORRQD % RQD 65 % 65Número de discontinuidades Jn 3 f 9Número de rugosidad Jr IC Irregular Corrugada 3Número de alteración Ja Granulado 2Número de agua subterránea Jw Humedo 0.9Factor de reducción de esfuerzos SRF E 5

Q = 1.95Q' = 10.83

RMR = 9 Ln Q + 44RMR = 9 Ln Q' + 44GSI = RMR'89 - 5 = 59

GSI = MF / R - BTABLA GEOMECANICA RMR = 54

Q = 1.95

Moderado

RANGO

Tabla 11.7 Mapeo Geomecánico Punto 02

Foto 02: Punto n°2. Correspondiente a la caja piso intermedia (Arenisca). Nivel 115

106

Figura 11.10 Evaluación Estructural del Punto 02.Cuñas principales 8 y 6. Sostenimiento recomendado: Shotcrete 2 pulgadas más fila de 04 pernos helicoidales de longitud 7 pies y diámetro 19 mm, (04 cartuchos de resina + 03 cartuchos de cemento) Espaciamiento 1.5 m * 1.5m.

107

REPORTE GEOMECÁNICOProgresiva: Pto. 3 Fecha 15-jul-15Mina Azulcocha Profundidad 215 mNivel 0 4350 Estructura MineralLabor Litologia Brecha mineralizada

Realizado: J.T.A. Rc / Sv 4.31SISTEMA RMR PARÁMETROS RANGO VALORResistencia a la compresión uniaxial 25 MPa 4RQD 10 % 1Espaciamiento de discontinuidades < 6 cm. 5CONDICION DE DISCONTINUIDADES

Familia Buz./D. Buz f/m Persistencia 3 - 10 m 21 Abertura 1 a 5 mm 12 Rugosidad LR 33 Relleno S < 5 mm 24 Alteración MA 1

Agua subterránea Humedo 10Orientación -10

RMR89 = 19Condiciones secas RMR'89 = 34

SISTEMA QPARAMEROS VALORRQD % RQD 10 % 10Número de discontinuidades Jn FI Fisuración Intensa 15Número de rugosidad Jr FO Fricción ondulada 1.5Número de alteración Ja Granulado 2Número de agua subterránea Jw Humedo 0.9Factor de reducción de esfuerzos SRF D 7.5

Q = 0.06Q' = 0.50

RMR = 9 Ln Q + 44RMR = 9 Ln Q' + 44GSI = RMR'89 - 5 = 29

GSI = T / PTABLA GEOMECANICA RMR = 19

Q = 0.06

Desfavorable

RANGO

Tabla 11.8 Mapeo Geomecánico Punto 03

En este caso, el sostenimiento será en función de su calidad de roca, mas

no por sus características estructurales (Cuadro de madera o cimbra de

acuerdo al método de explotación).

Foto 03: Punto n°3. Correspondiente al mineral (Brecha mineralizada). Nivel 0

108

REPORTE GEOMECÁNICOProgresiva: Pto. 4 Fecha 15-jul-15Mina Azulcocha Profundidad 215 mNivel 0 4350 Estructura MineralLabor Rpa 842 Litologia Brecha mineralizada

Realizado: J.T.A. Rc / Sv 0.86SISTEMA RMR PARÁMETROS RANGO VALORResistencia a la compresión uniaxial 5 MPa 1RQD 10 % 1Espaciamiento de discontinuidades < 6 cm. 5CONDICION DE DISCONTINUIDADES

Familia Buz./D. Buz f/m Persistencia 3 - 10 m 21 Abertura > 5 mm 02 Rugosidad S 13 Relleno S > 5 mm 04 Alteración Descompuesta 0

Agua subterránea Humedo 10Orientación -12

RMR89 = 8Condiciones secas RMR'89 = 25

SISTEMA QPARAMEROS VALORRQD % RQD 10 % 10Número de discontinuidades Jn T 20Número de rugosidad Jr EF Espejo de falla 0.5Número de alteración Ja Limoso 3Número de agua subterránea Jw Humedo 0.9Factor de reducción de esfuerzos SRF A 10

Q = 0.01Q' = 0.08

RMR = 9 Ln Q + 44RMR = 9 Ln Q' + 44GSI = RMR'89 - 5 = 20

GSI = T / MPTABLA GEOMECANICA RMR = 8

Q = 0.01

Muy Desfavorable

RANGO

Tabla 11.9 Mapeo Geomecánico Punto 04

En este caso, el sostenimiento será en función de su calidad de roca, mas

no por sus características estructurales (Cuadro de madera o cimbra de

acuerdo al método de explotación).

Foto 04: Punto n°4. Correspondiente al mineral (Brecha mineralizada). Nivel 0

109

REPORTE GEOMECÁNICOProgresiva: Pto. 5 Fecha 15-jul-15Mina Azulcocha Profundidad 215 mNivel 0 4350 Estructura Caja Piso IntermedioLabor XC 767 NW Litologia Arenisca fina

Realizado: J.T.A. Rc / Sv 17.23SISTEMA RMR PARÁMETROS RANGO VALORResistencia a la compresión uniaxial 100 MPa 11RQD 45 % 7Espaciamiento de discontinuidades 6 a 20 cm. 8CONDICION DE DISCONTINUIDADES

Familia Buz./D. Buz f/m Persistencia 3 - 10 m 21 57 / 150 7 Abertura 1 a 2 mm 32 53 / 060 7 Rugosidad R - LR 43 44 / 335 7 Relleno SD < 5 mm 34 Alteración Moderada 3

Agua subterránea Humedo 10Orientación -5

RMR89 = 46Condiciones secas RMR'89 = 56

SISTEMA QPARAMEROS VALORRQD % RQD 45 % 45Número de discontinuidades Jn 3 f 9Número de rugosidad Jr CS Corrugación suave 2Número de alteración Ja Granulado 2Número de agua subterránea Jw Humedo 0.9Factor de reducción de esfuerzos SRF F 2.5

Q = 1.80Q' = 5.00

RMR = 9 Ln Q + 44RMR = 9 Ln Q' + 44GSI = RMR'89 - 5 = 51

GSI = MF / RTABLA GEOMECANICA RMR = 46

Q = 1.80

Moderado

RANGO

Tabla 11.10 Mapeo Geomecánico Punto 05

Foto 05: Punto n°5. Correspondiente caja piso intermedia (Arenisca fina). Nivel 0

110

Figura 11.11 Evaluación estructural del punto 05. Sostenimiento recomendado: Pernos Helicoidales puntuales de 7 pies puntuales y diámetro 19 mm (04 cartuchos de resina más 03 cartuchos de cemento).

111

REPORTE GEOMECÁNICOProgresiva: Pto. 6 Fecha 15-jul-15Mina Azulcocha Profundidad 215 mNivel 0 4350 Estructura Caja Piso ProximaLabor XC 786 SW Litologia Arenisca fina

Realizado: J.T.A. Rc / Sv 8.61SISTEMA RMR PARÁMETROS RANGO VALORResistencia a la compresión uniaxial 50 MPa 6RQD 30 % 5Espaciamiento de discontinuidades 6 a 20 cm. 8CONDICION DE DISCONTINUIDADES

Familia Buz./D. Buz f/m Persistencia 3 - 10 m 21 83 / 285 9 Abertura 2 a 3 mm 22 57 / 150 8 Rugosidad LR 33 27 / 175 7 Relleno S < 5 mm 24 66 / 185 1 Alteración Mod a MA 2

Agua subterránea Humedo 10Orientación -5

RMR89 = 35Condiciones secas RMR'89 = 45

SISTEMA QPARAMEROS VALORRQD % RQD 30 % 30Número de discontinuidades Jn 3 + 1 12Número de rugosidad Jr FO Fricción ondulada 2Número de alteración Ja Limoso 3Número de agua subterránea Jw Humedo 0.9Factor de reducción de esfuerzos SRF G 5

Q = 0.30Q' = 1.67

RMR = 9 Ln Q + 44RMR = 9 Ln Q' + 44GSI = RMR'89 - 5 = 40

GSI = IF / R - PTABLA GEOMECANICA RMR = 35

Q = 0.30

Moderado

RANGO

Tabla 11.11 Mapeo Geomecánico Punto 06

En este caso, el sostenimiento será en función de su calidad de roca, mas

no por sus características estructurales (Cuadro de madera o cimbra de

acuerdo al método de explotación).

Foto 06: Punto n°6. Correspondiente caja piso próxima (Arenisca fina). Nivel 0

112

REPORTE GEOMECÁNICOProgresiva: Pto. 7 Fecha 15-jul-15Mina Azulcocha Profundidad 275 mNivel - 40 4310 Estructura Caja PisoLabor Rpa. 780 Litologia Arenisca fina

Realizado: J.T.A. Rc / Sv 13.47SISTEMA RMR PARÁMETROS RANGO VALORResistencia a la compresión uniaxial 100 MPa 11RQD 60 % 10Espaciamiento de discontinuidades 20 a 60 cm. 10CONDICION DE DISCONTINUIDADES

Familia Buz./D. Buz f/m Persistencia 10 a 20 m 11 87 / 115 7 Abertura 1 a 2 mm 32 66 / 355 6 Rugosidad R a LR 43 20 / 190 4 Relleno S < 5 mm 24 Alteración Lig a Mod 4

Agua subterránea Humedo 10Orientación -5

RMR89 = 50Condiciones secas RMR'89 = 60

SISTEMA QPARAMEROS VALORRQD % RQD 60 % 60Número de discontinuidades Jn 3 f 9Número de rugosidad Jr CS Corrugación suave 2Número de alteración Ja Limo arenoso 2.5Número de agua subterránea Jw Humedo 0.9Factor de reducción de esfuerzos SRF F 2.5

Q = 1.92Q' = 5.33

RMR = 9 Ln Q + 44RMR = 9 Ln Q' + 44GSI = RMR'89 - 5 = 55

GSI = F / B - RTABLA GEOMECANICA RMR = 50

Q = 1.92

Moderado

RANGO

Tabla 11.12 Mapeo Geomecánico Punto 07

Foto 07: Punto n°7. Correspondiente caja piso próxima (Arenisca fina). Nivel - 40

113

Figura 11.12 Evaluación estructural del punto 07. Sostenimiento recomendado: Instalar pernos helicoidales puntuales de 7 pies de longitud y diámetro 19 mm (04 cartuchos de resina más 03 cartuchos de resina).

114

REPORTE GEOMECÁNICOProgresiva: Pto. 8 Fecha 15-jul-15Mina Azulcocha Profundidad 275 mNivel - 40 4310 Estructura MineralLabor XC 921 S Litologia Brecha mineralizada

Realizado: J.T.A. Rc / Sv 1.35SISTEMA RMR PARÁMETROS RANGO VALORResistencia a la compresión uniaxial 10 MPa 2RQD 10 % 2Espaciamiento de discontinuidades < 6 cm. 5CONDICION DE DISCONTINUIDADES

Familia Buz./D. Buz f/m Persistencia 3 - 10 m 21 Abertura > 5 mm 02 Rugosidad EF 03 Relleno S > 5 mm 04 Alteración MA 1

Agua subterránea Humedo 10Orientación -12

RMR89 = 10Condiciones secas RMR'89 = 27

SISTEMA QPARAMEROS VALORRQD % RQD 10 % 10Número de discontinuidades Jn FI 15Número de rugosidad Jr EF 0.5Número de alteración Ja Limoso 3Número de agua subterránea Jw Humedo 0.9Factor de reducción de esfuerzos SRF N 5

Q = 0.02Q' = 0.11

RMR = 9 Ln Q + 44RMR = 9 Ln Q' + 44GSI = RMR'89 - 5 = 22

GSI = T / P - MPTABLA GEOMECANICA RMR = 10

Q = 0.02

Muy desfavorable

RANGO

Tabla 11.13 Mapeo Geomecánico Punto 08

En este caso, el sostenimiento será en función de su calidad de roca, mas

no por sus características estructurales (Cuadro de madera o cimbra de

acuerdo al método de explotación).

Foto 08: Punto n°8. Correspondiente mineral (Brecha mineralizada). Nivel - 40

115

REPORTE GEOMECÁNICOProgresiva: Pto. 9 Fecha 15-jul-15Mina Azulcocha Profundidad 275 mNivel - 40 4310 Estructura MineralLabor XC 905 S Litologia Brecha de Caliza Arenosa

Realizado: J.T.A. Rc / Sv 0.67SISTEMA RMR PARÁMETROS RANGO VALORResistencia a la compresión uniaxial 5 MPa 1RQD 10 % 1Espaciamiento de discontinuidades < 6 cm. 5CONDICION DE DISCONTINUIDADES

Familia Buz./D. Buz f/m Persistencia 3 - 10 m 21 Abertura 3 a 5 mm 12 Rugosidad EF 03 Relleno S < 5 mm 24 Alteración MA a D 1

Agua subterránea Humedo 10Orientación -12

RMR89 = 11Condiciones secas RMR'89 = 28

SISTEMA QPARAMEROS VALORRQD % RQD 10 % 10Número de discontinuidades Jn IF 15Número de rugosidad Jr EF 0.5Número de alteración Ja Limoso 3Número de agua subterránea Jw Humedo 0.9Factor de reducción de esfuerzos SRF N 5

Q = 0.02Q' = 0.11

RMR = 9 Ln Q + 44RMR = 9 Ln Q' + 44GSI = RMR'89 - 5 = 23

GSI = T / P -MPTABLA GEOMECANICA RMR = 11

Q = 0.02

Muy Desfavorable

RANGO

Tabla 11.14 Mapeo Geomecánico Punto 09

En este caso, el sostenimiento será en función de su calidad de roca, mas

no por sus características estructurales (Cuadro de madera o cimbra de

acuerdo al método de explotación).

Foto 09: Punto n°9. Correspondiente mineral (Brecha de caliza arenosa). Nivel - 40

116

11.2.7 Estabilidad controlada por esfuerzos

"Factor de competencia = (Resistencia compresiva uniaxial / Esfuerzo

vertical) para el mineral y las cajas piso es > a 2 por lo que la deformación

será posterior a la excavación, mientras que en la zona de a caliza de muy

mala calidad en valor es < 2, lo cual indica que estos esfuerzos producirán

un sobreesfuerzo inmediato después de ejecutadas las excavaciones,

requiriendo sostenimiento inmediato y permanente.

Los esfuerzos in-situ serán de magnitud moderada. Las magnitudes de los

esfuerzos inducidos por el minado, dependerán del esquema de las

excavaciones y de la secuencia de avance de las mismas.

Tomando en consideración, la estabilidad de una labor por calidad de roca,

control estructural y el control de esfuerzos, se detalla en la tabla 11.34, el

sostenimiento adecuado para cada caso, además se considera la sección y

el avance máximo para cada tipo de labor.

117

11.2.8 Clasificación geomecánica por zonas

Tabla 11.15 Clasificación geomecánica RMR/GSI/Q según zonas Mina Azulcocha.

Ubicación Dominio

Estructural Clasificación

RMR Sistema

Q GSI

Caja techo intermedia (Caliza)

DE – 7 35 – 40 0.36 –

0.64 IF/R

Caja techo próxima (Caliza brechosa)

DE – 6 25 - 30 0.12 –

0.21 IF/P

Mineral DE – 5 < 20 < 0.069 T/MP

Falla DE – 4 < 20 < 0.069 T/MP

Caja piso próxima (Arenisca fina)

DE- 3 20-30 0.069 –

0.21

IF/P-

MP

Caja piso intermedia (Arenisca cuarzosa fracturada)

DE – 2 30-40 0.21 –

0.64

IF/R-

P

Caja piso lejana (Arenisca masiva)

DE – 1 45 – 50 1.11 –

1.94 F/R

118

Tipo de roca Rango RMR Rango Q Calidad

según RMRSeccion

M2 Spam M.L Tiempo de autosoporte

Metodo de explotacion

Estabilidad por calidad de roca o

distribucion estructural

En mineral En caja techo proxima En caja piso intermedia En caja piso lejana

Calidad de roca No aplica No aplica Cimbras H4 e = 1 mts Shotcrete 2'' + P. Hel icoida l 1.5 x 1.5 m

Estructural No aplica No aplica Cimbras H4 e = 1 mts Perno puntual

Calidad de roca No aplica No aplica Cimbras H4 e = 1 mts Shotcrete 3'' + P. Hel icoida l 1.2 x 1.2 m

Estructural No aplica No aplica Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H4/H6 e = 1.2 mts

Calidad de roca No aplica Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts

Estructural No aplica Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts Shotcrete 2'' + Mal la + Shotcrete 1'

Calidad de roca Cimbras H4 e = 1 mt Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts

Estructural Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts

Calidad de roca Cimbras rigidas o des l i zantes e = 1mt Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts No apl ica

Estructural Cimbras rigidas H4 o H6 e = 1 mt Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts No apl ica

Calidad de roca Cimbras rididad H4/H6 o des l i zantes e = 1 mt Cimbras rididad H4/H6 o des l i zantes e= 1 mt Cimbras H6 e = 1.2 mts No apl ica

Cimbras rigidas H4 Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts No apl ica

II > 60 > 60 Buena Sub level caving 4.5 x 4.5 3 14 dias

IIIA 51 – 60 2.0 – 6.0 Regular A Sub level caving 4 x 4 3 7 dias

IIIIB 41 – 50 0.65 – 2.0 Regular B Sub level caving 2 a 34 x 4 2 dias

IVA 31 – 40 0.2 – 0.65 Mala A Sub level caving 3 x 3 1 1.5 - 10 hrs

IVB 21 – 30 0.07 – 0.2 Mala B Sub level caving 12.5 - 3 1 hora

V < 20 <0.07 Muy Mala Sub level caving 2.5 1 Inmediato

Tabla 11.16 Tipo de Sostenimiento de labores mina Azulcocha.

119

11.2.9 Monitoreo y controles

Monitoreo por puntos de convergencia

El monitoreo de puntos de convergencia nos permite correlacionar el registro

cronológico de las velocidades de deformación de la cimbra con los factores

influyentes tales como: calidad de roca, condición del agua subterránea y la

secuencia de minado. Eso nos permitirá conocer: el comportamiento típico,

tiempo de vida, máxima convergencia esperada y el tiempo en el cual ocurrirá

esto, para cada cimbra en la ubicación en la que se encuentre y con el

accesorio adicional que se instaló, adelantarnos a los sucesos, tomando

medidas preventivas para el control de las deformaciones en cimbras

recientemente instaladas. Permitirá conocer el beneficio del invert y la cimbra

intermedia en el tiempo de vida de las cimbras frente a las presiones laterales.

Pruebas de Pull Test

Permiten determinar la capacidad de carga de los pernos en función de la

longitud del perno, diámetro de perforación, calidad de la roca tiempo y proceso

de instalación. De no dar la capacidad de carga adecuada, habrá que evaluar si

es el tipo o dimensiones del perno apropiados para aquel terreno, si los

dispositivos de instalación están en buen estado, si existen problemas con la

instalación o si existe algún factor influyente que no permita que los pernos

lleguen a su capacidad de carga requerida en la operación minera

120

Tabla 11.17 Logueo geomecánico Taladro 01

AZ DD HM - 10001

0

RMR

Rango (Mpa) Valor Rango

(%) Valor Rango (cm) Valor Rango

(mm) Valor Rango Valor Rango Valor Rango Valor Rango Valor ∑ - 3

1 0.00 4.20 4.20 IF / R Arenisca 50 6 15 2 6 a 20 8 1 a 2 3 R 5 S < 5 2 Mod 3 H 10 36

2 4.20 9.80 5.60 T / P Arenisca brechosa 5 1 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 17 CAJA PISO PROXIMA

3 9.80 11.10 1.30 T / MP Falla < 1 0 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 9 11

4 11.10 12.10 1.00 T / P Brecha clastica 5 1 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 17

5 12.10 20.25 8.15 T / MP Mineral < 1 0 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 12

6 20.25 27.25 7.00 T / P Mineral 5 2 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 18

7 27.25 29.60 2.35 T / MP Mineral < 1 0 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 12

8 29.60 31.15 1.55 T / P Mineral 5 2 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 18

9 31.15 32.85 1.70 T / MP Mineral < 1 0 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 12

10 32.85 33.85 1.00 T / P Mineral 5 2 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 18

11 33.85 35.20 1.35 T / MP Mineral < 1 0 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 12

12 35.20 36.50 1.30 T / P Mineral 5 2 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 18

13 36.50 42.30 5.80 T / MP Mineral < 1 0 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 12

14 42.30 43.60 1.30 T / P Mineral 5 2 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 18

15 43.60 44.75 1.15 T / MP Brecha mineralizada < 1 0 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 12

16 44.75 49.50 4.75 T / P Mineral 5 2 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 18

17 49.50 50.90 1.40 T / P Brecha calcarea 5 1 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 17

18 50.90 57.80 6.90 IF / P Caliza brechosa 15 3 10 1 6 a 20 7 1 a 2 3 R 5 S < 5 2 MA 1 H 10 29

19 57.80 60.10 2.30 MF / R Caliza 50 6 40.00 6 6 a 20 8 1 4 R - LR 4 S < 5 2 Mod 3 H 10 40

Falla

Caja Piso, arenisca fina

Caja Piso Proxima, arenisca brechosa

Mineral, brecha mineralizada

Caja Techo Proxima, caliza brechosa

Caja Techo, caliza

MIN

ERAL

CAJA TECHO PROXIMA

FALLA AZULCOCHA

LOGUEO GEOMECÁNICO DE CORES DIAMÁNTINOS

Taladro: Distancia: 60.55 m

Ubicación: Az: 203° 44´20"

Elevación / Nivel: 4349.411 B°: -11° 03´22"Fecha: 15/07/2015

N° De Hasta Longitud GSI RocaAlteracón AguaResistencia Roca

Intacta RQD Espaciamiento Abertura Rugosidad Relleno

121

AZ DD HM - 10003

0

RMR

Rango (Mpa) Valor Rango

(%) Valor Rango (cm) Valor Rango

(mm) Valor Rango Valor Rango Valor Rango Valor Rango Valor ∑ - 3

1 0.00 0.20 0.20 IF / P Arenisca fina 15 3 10% 1 6 a 20 7 1 a 2 3 R 5 S < 5 2 MA 1 H 10 29

2 0.20 0.40 0.20 T / MP Falla < 1 1 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 13

3 0.40 3.25 2.85 IF / R Arenisca fina 35 5 20% 2 6 a 20 7 1 a 2 3 R - LR 4 S < 5 2 Mod 3 H 10 33

4 3 4 1 T / MP Falla < 1 0 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 12

5 3.75 6.00 2.25 IF / R Arenisca brechosa 30 4 10 2 6 a 20 6 1 a 2 3 LR 3 S < 5 2 Mod 3 H 10 30

6 6.00 7.60 1.60 T / P Arenisca brechosa 5 1 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 17

7 8 12 5 T / MP Falla < 1 0 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 12 FALLA AZULCOCHA

8 12 15 3 T / P Mineral 5 2 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 18

9 15 18 2 T / MP Mineral < 1 1 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 13

10 18 19 2 T / P Mineral 5 2 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 18

11 19 21 2 T / MP Mineral < 1 1 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 13

12 21 29 8 T / P Mineral 5 2 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 18

13 29 55 25 T / MP Mineral < 1 1 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 13

14 55 57 2 T / MP Brecha mineralizada < 1 1 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 13

15 56.70 60.10 3.40 MF / B Caliza 75 9 50% 8 20 a 60 10 1 4 LR 3 S < 5 2 Lig Mod 4 H 10 47

16 60 61 1 T / P Caliza brechosa 5 1 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 17

17 61.00 62.00 1.00 MF / R Caliza 50 6 40% 6 6 a 20 8 1 4 LR 3 S < 5 2 Mod 3 H 10 39

18 62 65 3 T / MP Caliza brechosa < 1 1 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 13

19 65 70 4 IF / P Brecha mineralizada 15 3 10 1 6 a 20 7 1 a 2 3 R 5 S < 5 2 MA 1 H 10 29

20 70 78 8 T / MP Mineral < 1 1 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 13

21 77.60 78.60 1.00 IF / P Caliza 15 3 10% 1 6 a 20 7 1 a 2 3 R - LR 4 S < 5 2 MA 1 H 10 28 C. T. PROXIMA

Falla

Caja Piso, arenisca fina

Caja Piso Proxima, arenisca brechosa

Mineral, brecha mineralizada

Caja Techo Proxima, caliza brechosa

Caja Techo, caliza

MINE

RAL

CAJA PISO PROXIMA

B°:Ubicación:

Roca

Elevación / Nivel:Fecha:

AlteracónAberturaN° De Hasta Longitud GSI

Taladro: 78.60 m

199° 21´34"

- 22° 25´55"

Resistencia Roca Intacta RQD

LOGUEO GEOMECÁNICO DE CORES DIAMÁNTINOS

Distancia:Az:

Espaciamiento

4349.125

Rugosidad Relleno Agua

15/07/2015

Tabla 11.18 Logueo geomecánico Taladro 03

122

AZ DD HM - 10005

-40

RMR

Rango (Mpa) Valor Rango

(%) Valor Rango (cm) Valor Rango

(mm) Valor Rango Valor Rango Valor Rango Valor Rango Valor ∑ - 3

1 0.00 0.60 0.60 MF / R Arenisca 50 6 50 8 6 a 20 8 1 4 R - LR 4 S < 5 2 Mod 3 H 10 42

2 1 1 0 T / MP Falla < 1 0 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 12

3 1.05 6.50 5.45 T / P Arenisca brechosa 5 1 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 17 C. PISO PROXIMA

4 7 16 9 T / MP Brecha de falla < 1 1 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 13 FALLA AZULCOCHA

5 16 26 11 T / P Mineral 5 1 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 17

6 26 28 2 T / MP Mineral < 1 1 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 13

7 28 31 3 T / P Mineral 5 1 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 17

8 31 34 3 IF / P Mineral 15 3 10 1 6 a 20 7 1 a 2 3 R 5 S < 5 2 MA 1 H 10 29

9 34 34 0 T / MP Falla < 1 0 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 12

10 34 39 4 IF / P Mineral 15 3 10 1 6 a 20 7 1 a 2 3 R 5 S < 5 2 MA 1 H 10 29

11 39 46 7 T / MP Mineral < 1 1 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 13

12 46 48 2 T / P Mineral 5 1 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 17

13 48 52 5 T / MP Mineral < 1 1 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 13

14 52 54 2 T / P Mineral 5 1 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 17

15 54 54 0 T / MP Falla < 1 0 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 12

16 54 57 3 T / P Brecha mineralizada 5 1 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 17

17 57 57 0 T / MP Falla < 1 0 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 12 FALLA

18 57.25 65.35 8.10 T / P Caliza brechosa 10 2 S/RQD 1 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 19 C. TECHO PROXIMA

19 65 66 1 T / MP Falla < 1 0 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 12

20 65.90 72.45 6.55 IF / R Caliza 50 6 15 2 6 a 20 8 1 a 2 3 LR - R 4 S < 5 2 Mod 3 H 10 35

Falla

Caja Piso, arenisca fina

Caja Piso Proxima, arenisca brechosa

Mineral, brecha mineralizada

Caja Techo Proxima, caliza brechosa

Caja Techo, caliza

LOGUEO GEOMECÁNICO DE CORES DIAMÁNTINOS

Taladro: Distancia: 68.00 m

MIN

ERAL

Ubicación: Az: 191° 51´45"

Elevación / Nivel: 4309.254 B°: - 12° 52´03"Fecha: 15/07/2015

N° De Hasta Longitud GSI Roca

Resistencia Roca Intacta AguaRQD Espaciamiento Abertura Rugosidad Relleno Alteracón

Tabla 11.19 Logueo Geomecánico Taladro 06

Tabla 11.20 Logueo Geomecánico Taladro 09

123

AZ DD HM - 10009

-40

RMR

Rango (Mpa) Valor Rango

(%) Valor Rango (cm) Valor Rango

(mm) Valor Rango Valor Rango Valor Rango Valor Rango Valor ∑ - 3

1 0.00 3.25 3.25 IF / R Caliza 35 5 15% 2 6 a 20 7 1 a 2 3 R - LR 4 S < 5 2 Mod 3 H 10 33

2 3 4 1 T / MP Falla < 1 1 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 13

3 4.25 7.60 3.35 IF / P Caliza 10 2 15% 2 6 a 20 7 1 a 2 3 R - LR 4 S < 5 2 MA 1 H 10 28

4 7.60 8.20 0.60 T / P - MP Brecha de falla < 5 1 < 10 1 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 18

5 8.20 10.85 2.65 F / B Caliza 75 9 65% 11 20 a 60 10 1 4 R - LR 4 S < 5 2 Lig Mod 4 H 10 51

6 10.85 13.25 2.40 IF / R Caliza 35 5 20% 2 6 a 20 7 1 a 2 3 R - LR 4 S < 5 2 Mod 3 H 10 33

7 13.25 16.30 3.05 MF / R Caliza 40 6 45% 7 6 a 20 8 1 a 2 3 R - LR 4 S < 5 2 Mod 3 H 10 40

8 16.30 17.30 1.00 T / P - MP Brecha de falla < 5 1 < 10 1 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 18

9 17.30 18.40 1.10 F / R Caliza 60 7 60% 10 20 a 60 10 1 4 R - LR 4 S < 5 2 Mod 3 H 10 47

10 18.40 22.55 4.15 IF / R Caliza 45 6 15% 1 6 a 20 7 1 a 2 3 R - LR 4 S < 5 2 Mod 3 H 10 33

11 22.55 24.90 2.35 F / R Caliza 50 6 60% 10 20 a 60 10 1 a 2 3 R - LR 4 S < 5 2 Mod 3 H 10 45

12 25 27 2 T / MP Falla < 1 1 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 13

13 26.70 31.60 4.90 MF / P Caliza arenosa 25 3 30% 4 6 a 20 8 1 4 R - LR 4 S < 5 2 MA 1 H 10 33

14 31.60 33.90 2.30 IF / R Caliza arenosa 35 5 20% 2 6 a 20 7 1 a 2 3 R - LR 4 S < 5 2 Mod 3 H 10 33

15 33.90 36.80 2.90 F / B Caliza arenosa 100 11 65% 11 20 a 60 10 1 4 R - LR 4 S < 5 2 Lig Mod 4 H 10 53

16 36.80 39.40 2.60 IF /P Caliza arenosa 25 3 20% 2 6 a 20 7 1 a 2 3 R - LR 4 S < 5 2 MA 1 H 10 29

17 39.40 43.20 3.80 MF / R Caliza arenosa 50 6 40% 6 6 a 20 8 1 4 R - LR 4 S < 5 2 Mod 3 H 10 40

18 43.20 47.60 4.40 IF /P Caliza arenosa 10 2 10% 1 6 a 20 7 1 a 2 3 R - LR 4 S < 5 2 MA 1 H 10 27

19 47.60 57.00 9.40 MF / R Caliza arenosa 50 6 50% 8 6 a 20 8 1 4 R - LR 4 S < 5 2 Mod 3 H 10 42

20 57.00 61.20 4.20 IF / P Caliza brechosa 10 2 10% 1 6 a 20 7 1 a 2 3 LR 3 S < 5 2 MA 1 H 10 26 C. TECHO PROXIMA

21 61 64 3 T / MP Falla < 1 1 S/RQD 0 < 6 5 > 5 0 EF 0 S > 5 0 D 0 H 10 13 FALLA

22 64 68 4 T / P Mineral brechoso 5 1 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 17

23 68 104 36 T / MP Mineral < 1 1 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 D 0 H 10 16

24 104 106 2 T / P - MP Mineral < 5 1 S/RQD 0 < 6 5 5 1 S 1 S > 5 1 MA 1 H 10 17

25 106 109 3 IF / P Brecha mineralizada 10 2 0 1 6 a 20 7 1 a 2 3 LR 3 S < 5 2 MA 1 H 9 25

26 109.20 116.75 7.55 IF / P Clastos de dique 15 3 10% 1 6 a 20 7 1 a 2 3 R 5 S < 5 2 MA 1 H 10 29

27 116.75 121.80 5.05 T/ P Arenisca brechosa 5 1 S/RQD 0 < 6 5 5 1 R 5 S > 5 1 MA 1 H 10 21

28 121.80 124.60 2.80 IF / R Arenisca fina 50 6 15% 2 6 a 20 8 1 a 2 3 R 5 S < 5 2 Mod 3 H 10 36

Caja Techo, caliza

Caja Techo Proxima, caliza brechosa

Mineral, brecha mineralizada

Caja Piso Proxima, arenisca brechosa

Caja Piso, arenisca fina

Falla

Resistencia Roca Intacta AguaRQD Espaciamiento Abertura Rugosidad Relleno Alteracón

N° De Hasta Longitud GSI Roca

Elevación / Nivel: 4310.028 B°: - 27° 61´06"Fecha: 15/07/2015

MINE

RAL

CAJA PISO PROXIMA

LOGUEO GEOMECÁNICO DE CORES DIAMÁNTINOSTaladro: Distancia: 124.60 m.

Ubicación: Az: 304° 28´31"

124

11.3 SELECCIÓN DEL MÉTODO DE MINADO

La primera aproximación a un método de selección cuantitativo se da en el

año de 1981cuando David E. Nicholas formula una aproximación numérica

para la selección de método extractivo con su trabajo “Selection Procedure –

A Numerical Approach” el cual formula el uso de una escala para la

ponderación de cada uno de los métodos extractivos.

Se realizó el mapeo geomecánico en zonas representativas. En la presente

tesis, se describen 2 estaciones en el nivel 115, 4 estaciones en el nivel 0 y

3 estaciones en el nivel -40. Asimismo, se realizó el logueo geomecánico de

los taladros DDHM 10001 y 10003 del nivel 0 y DDHM 10005 y 10009 del

nivel -40.

11.3.1 Características Geomecánicas de la Mina Azulcocha:

YACIMIENTO:

• Forma: Tabular

• Potencia: Intermedio (20 a 30 m)

• Orientación: Intermedio (45° a 50° de inclinación)

• Distribución de las leyes: Gradacional

MINERAL:

• Competencia de roca: Baja < 5 (Rc/Sv)

• Espaciamiento de fracturas: Muy cercanas (>> 16 f/m)

• Resistencia de estructuras: Baja (relleno suave)

CAJA TECHO:

• Competencia de roca: Mediana 8 a 15 (Rc/Sv)

125

• Espaciamiento de fracturas: Poco espaciadas (10 a 15 f/m)

• Resistencia de estructuras: Baja (relleno suave)

CAJA PISO:

• Competencia de roca: Mediana 8 a 15 (Rc/Sv)

• Espaciamiento de fracturas: Poco espaciadas (10 a 15 f/m)

• Resistencia de estructuras: Mediana (relleno semiduro, rugoso)

La data obtenida nos da una idea del comportamiento geomecánico de la

mina, al mismo tiempo que nos permite aplicar el Método Cuántico de

Nicholas con las siguientes conclusiones:

11.3.2 Aplicación del método cuántico de Nicholas para la

determinación del método de minado de acuerdo a las características

geomecánicas.

Para la Mina Azulcocha:

Masivo Tabular/platy Irregular Baja potencia Intermedia Potente Muy potente Horizontal Intermedio Vertical Uniforme Gradacional Errático

Rajo Abierto 3 2 3 2 3 4 4 3 3 4 3 3 3

Block Caving 4 2 0 -49 0 2 4 3 2 4 4 2 0

Sublevel Stoping 2 2 1 1 2 4 3 2 1 4 3 3 1

Sublevel Caving 3 4 1 -49 0 4 3 1 1 4 4 2 0

Longwall mining -49 4 -49 4 0 -49 -49 4 0 -49 4 2 0

Room and Pillar 0 4 2 4 2 -49 -49 4 1 0 3 3 3

Shrinkage Stoping 2 2 1 1 1 2 4 2 1 4 3 2 1

Cut and Fill Stoping 0 4 2 4 4 0 0 0 3 4 3 3 3

Top Slicing 3 3 0 -49 0 3 4 4 1 2 4 2 0

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

Forma general yacimiento Potencia del yacimiento OrientaciónYACIMIENTOMetodo explotación

Distribución de las leyes

Baja Mediana Alta muy cercanas poco espac. Espaciadas muy espaciadas Baja Mediana Alta

Rajo Abierto 3 4 4 2 3 4 4 2 3 4

Block Caving 4 1 1 4 4 3 0 4 3 0

Sublevel Stoping -49 3 4 0 0 1 4 0 2 4

Sublevel Caving 0 3 3 0 2 4 4 0 2 2

Longwall mining 4 1 0 4 4 0 0 4 3 0

Room and Pillar 0 3 4 0 1 2 4 0 2 4

Shrinkage Stoping 1 3 4 0 1 3 4 0 2 4

Cut and Fill Stoping 3 2 2 3 3 2 2 3 3 2

Top Slicing 2 3 3 1 1 2 4 1 2 4

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

MINERAL Competencia Roca Intacta Espaciamiento Fracturas Resistencia estructuras

126

Baja Mediana Alta muy cercanas poco espac. Espaciadas muy espaciadas Baja Mediana Alta

Rajo Abierto 3 4 4 2 3 4 4 2 3 4

Block Caving 4 2 1 3 4 3 0 4 2 0

Sublevel Stoping -49 3 4 -49 0 1 4 0 2 4

Sublevel Caving 3 2 1 3 4 3 1 4 2 0Longwall mining 4 2 0 4 4 3 0 4 2 0

Room and Pillar 0 3 4 0 1 2 4 0 2 4

Shrinkage Stoping 4 2 1 4 4 3 0 4 2 0

Cut and Fill Stoping 3 2 2 3 3 2 2 4 3 2

Top Slicing 4 2 1 3 3 3 0 4 2 0

Square Set 3 2 2 3 3 2 2 4 3 2

CAJA TECHO Competencia Roca Intacta Espaciamiento Fracturas Resistencia estructuras

Baja Mediana Alta muy cercanas poco espac. Espaciadas muy espaciadas baja mediana alta

Rajo Abierto 3 4 4 2 3 4 4 2 3 4

Block Caving 2 3 3 1 3 3 3 1 3 3

Sublevel Stoping 0 2 4 0 0 2 4 0 1 4

Sublevel Caving 0 2 4 0 1 3 4 0 2 4

Longwall mining 2 3 3 1 2 4 3 1 3 3

Room and Pillar 0 2 4 0 1 3 3 0 3 3

Shrinkage Stoping 2 3 3 2 3 3 2 2 2 3

Cut and Fill Stoping 4 2 2 4 4 2 2 4 4 2

Top Slicing 2 3 3 1 3 3 3 1 2 3

Square Set 4 2 2 4 4 2 2 4 4 2

CAJA PISO Competencia Roca Intacta Espaciamiento Fracturas Resistencia estructuras

Geometria del Yacimiento 1

Condiciones geomecanicas del mineral 0.75

Condiciones geomecánicas de la caja techo 0.6

Condiciones geomecánicas de la caja piso 0.38

Factores de peso

127

Geometria Masivo Yacimiento masivo

Tabular 2 dimensiones mayor a su potencia

Irregular Cuerpo irregular

Potencia (m) min max

Angosto 0 10

Intermedio 10 30

Ancho 30 100

Muy ancho 100 1000

Manteo (inclinacion ) min max

Horizontal 0 20

Intermedio 20 55

Vertical 55 90

Dist. LeyesUniforme

Gradacional

Diseminado

Roca Intacta (Rc/Sv) min max

Baja 0 8

Mediana 8 15

Alta 15 1000

Espaciamiento estructuras (f/m)muy cercanas 16 1000

poco espac. 10 16

Espaciadas 3 10

muy espaciadas 0 3

Condición estructurasBaja sin relleno y/o relleno suave

Mediana relleno semiduro/rugosas

Alta relleno mineral > competente que roca intacta

Yacimiento

Caracteristicas Geomecanicas

128

Reemplazando los valores en la tabulación de Nicholas se determina que el

mejor método desde el punto de vista Geomecánico es el Square Set

(cuadros sobre cuadros), seguido del Corte y Relleno ascendente.

El Sub Level Caving lo ubica como séptima opción, por lo tanto, si se quiere

aplicar el SLC en Azulcocha se deberá realizar innovaciones al método.

Costos promedio de operación según método de minado $/tm

ORDEN METODO DE MINADO ABREVIACION US$/TM

1 Block o Panel Caving BC 2.5 a 8

2 Room and Pillar R&P 04 a 10

3 Sub Level Stoping SLS 5 a 10

4 Sub Level Caving SLC 6 a 10

5 Under Cut and fill Stoping C&F 15 a 35

6 Vertical Crater Retreat VCR 20 a 25

7 Top Slicing TS 25 a 35 8 Shrinkage Stoping SHS 30 a 40

Metodo Yacimiento Mineral Caja techo Caja Piso TotalRajo Abierto 11 5.25 5.4 3.8 25.45 3°Block Caving 6 9 6 3.42 24.42 4°Sublevel Stoping 8 -36.75 1.8 1.14 -25.81

Sublevel Caving 7 0 6 1.9 14.9 7°Longwall mining 6 9 6 3.04 24.04 5°Room and Pillar 10 0 2.4 2.28 14.68

Shrinkage Stoping 6 0.75 6 3.04 15.79

Cut and Fill Stoping 14 6.75 5.4 3.8 29.95 2°Top Slicing 6 3 5.4 3.04 17.44

Square Set 12 9 5.4 3.8 30.2 1°

129

11.4 RATIOS DE PRODUCCIÓN

El proyecto contempla una producción de 15,000tpm el 1er año, para lo cual

contara con laboreo de 30 días mensuales en 2 turnos. El promedio de

tonelaje de cada block es de 5000tm, lo que será explorado diariamente a

un ritmo de 250tm/guardia, para garantizar la producción será necesario la

preparación de los cruceros por donde se extraerá el mineral, estos crucero

tendrán una sección de 3m x 3m, con un factor de carga de 0.37 kg/tm., los

tajeos de explotación contaran con la perforación de 7 taladros con una

longitud promedio de 13m, los que se dispararan con un factor de carga de

0.045 kg/tm.

Tabla 11.21 Relación de radios de producción.

PARAMETROS DE PRODUCCION Productividad 22 ton/h – g Factor de avance 15 m/h-g Factor de carga explotación 0.05 kg/ton Factor de carga Avances 9.93 kg/mp Relación de las labores de preparación 1.0 m/320 Tn extraídas Producción de labores de preparación 8.80% Sobre Dilución 15% Recuperación 67% Mineral roto por panel ™ 479.7 Duración Promedio del block (Días) 10

130

OBJETIVO TM MES 15000 30000 TM DIA 500 1000

Altura Block m 13 13 Longitud Block m 1.5 1.5 Ancho máximo de minado m 8.2 8.2 Altura de labor m 3 3 Longitud de perforación pies 43 43 Avance efectivo de disparo m 12255 12255 Tonelaje roto por disparo TM/disp. 479.7 479.7 Frentes por Tajo 1 1 Tonelaje tajo / guardia TM/guardia 479.7 479.7

Numero de disparos disparo/guardia 1 1

Peso especifico TM/m3 3 3 Mes días 30 30 Día turnos 2 2

MALLA DE PERFORACIÓN Espaciamiento m 1.5 1.5 Burden m 1 1 Rendimiento de perforación tal/guardia 8 8 Mineral roto TM/disp. 479.7 479.7 Mineral roto por taladro TM/tal 68.53 68.53 N° de taladros por disparo Tal/disp. 7 7 Taladros Vacíos Sin carga 0 0 Factor de Carga Kg/Tm 0.05 0.05 Tiempo de perf- por frente horas 3.5 3.5 Tiempo de Voladura por frente horas 1 1 Tiempo de limpieza por frente horas 10 10 Tiempo de sost. Por disparo horas 2 2 Tiempo de fraguado shotcrete horas 0 0 Altura de corte/tajo mensual m 0 0 N° Cortes/ tajo mensual 0 0 Vida Block días 10 10 Tonelaje block (90%Rec) TM/Block 4797 4797 Mineral a extraer por guardia TM 250 500

131

PROYECCION DE LA PRODUCCION TONELAJE PROGRAMADO POR MES TM/MES 15000 30000 N° de blocks en operación C/U 3 3 Vida del block Días 10 10 Ratio de preparación TM/ Mt. Prep. 320 320 Metraje en preparación m 47 70 Metraje en desarrollo m/mes 45 90 m/día 1.5 3

11.5 OPERACIÓN MINA

El plan de operaciones 2015 contempla el desarrollo de 2,897.9 m. de

labores que permitirán desarrollar y preparar la mina Azulcocha.

El planeamiento de la mina Azulcocha está proyectado para una producción

de 500 ton/día de mineral, con lo cual para el año 2,015 se alcanzará una

producción mensual de 15,000 ton/mes y 315,000 ton/año en promedio de

los 04 años de operación.

132

Considerando las diluciones mínimas (15%) de la explotación se ha

programado una ley promedio de explotación de 6.67 %Zn. Las

características del laboreo del Nv. +115, -13,-30 Y -40 según el zoneamiento

geomecánico realizado, ha indicado que las condiciones de la caja piso son

CICLO DE MINADO PREPARACION

Foto 10 Perforación y voladura

Foto 11 Instalación Cimbras

Foto 12 Colocación de tapón

Foto 13 Colocación de arriostre

133

mejores que las de la caja techo por lo que se debe de ubicarla rampa, las

chimeneas de ventilación, los by pases y las galerías o cruceros de

producción en la caja piso, a una distancia no menor de 20 m. del contacto

arenisca-mineral.

A través de las rampas se prepararán los cruceros de accesos a la

mineralización, en los cuáles se ubicarán los cruceros transversales a la

mineralización cada 9 metros para así atravesar la potencia de esta. La

sección de las rampas 4.0 x 4.0 m2 y cruceros será de 3.0 x 3.0 m2

respectivamente para permitir la maniobrabilidad de los equipos pesados.

Es necesario tener en cuenta que la mayoría de estas labores se irán

perdiendo por la influencia del avance del minado, por lo que estas deben

ser cuidadosamente planificadas, por lo que si se planea realizar labores

permanentes de profundización se recomienda realizar un estudio específico

para este fin.

Por las condiciones geomecánicas de la caja piso y la zona mineralizada en

esta zona alta de la mina hacen que el método más adecuado para el

minado sea el Hundimiento por Subniveles, por su bajo costo operativo y

alto volumen de producción, además de los nuevos métodos de extracción

del mineral que reducen la dilución del mineral en este método de minado.

11.5.1 Detalle de infraestructura By pass y Draw point Los diseños de los By Pass son paralelo a la estructura Mineralizada y por

ende Paralelo a la falla Gran Bretaña con sección de 3 x 3 m2.

134

Para iniciar los trabajos en los By Pass debemos de definir el azimut del

cuerpo mineralizado, de acuerdo al diseño geomecánico deben de estar con

una luz de 12 metros.

El objetivo de esta labor es tener acceso a los equipos y personal para el

ingreso hacia los draw point,

Los Draw Point son labores perpendiculares al cuerpo cuya sección es de 3

x 3 m2, las cuales van a delimitar a la estructura mineralizada en función a

estos datos vamos completando las trazas mineralizada con el objetivo de

realizar los diseño para la perforación de taladros largo

De acuerdo a los cálculos geomecánicos los Draw point debe de estar

distanciado de eje a eje esta entre 8 a 12 metros.

Galerías

El objetivo de las Galerías es explorar las estructuras mineralizadas y tener

una mejor certeza así como permitir las perforaciones de taladros largos

La calidad del macizo rocoso de la estructura mineralizada es de mala a

muy mala, las cuales los sostenimiento en caso de hundimiento debe de ser

con cimbras

La sección para que tenga facilidad los equipos de limpieza y para las

perforaciones de taladros largos es de 3 x 3 m2.

Echadero de mineral

El echadero se iniciara desde el Nivel 115 hasta el Nivel -40. Se ubicara en

la parte central del block de mineral con el objetivo de hacer más eficiente la

limpieza del mineral.

135

La capacidad del echadero está definido ´por la longitud de la chimenea

corresponde con la capacidad de acarreo se realiza mediante scoop desde

el nivel 115 posteriormente el ciclo de transporte de mineral se realiza con

camiones de bajo Perfil desde el nivel -40 hacia la cancha de mineral

Chimenea de servicio ventilación

Ubicada a Los extremo y centro de los tajos en el nivel 115 hacia superficie

y servirá para dotar de la adecuada ventilación a la zona de explotación.

Chimenea slot

La cara libre o slot principal se ubicará en los extremos de cada tajo donde

comenzará la explotación, cuya dimensión será de 2.5 x 2.5 y a partir de

esta chimenea empezamos la explotación correspondiente

11.6 DISEÑO DE EXPLOTACIÓN MÉTODO DE MINADO SUB LEVEL CAVING

11.6.1 Diseño de labores y sostenimiento. Para el diseño de nuestras labores, tomaremos en consideración los puntos

descritos en el capítulo de evaluación geomecánica. En la siguiente tabla

describimos las dimensiones de minado y su avance máximo según el tipo

de roca.

136

Tabla 11.22 Dimensiones de minado según calidad de roca.

CASO ZONA NIVEL RMR

Q BARTO

N

TIPO DE

ROCA

CALIDAD DE ROCA

ESR ANCHO O ALTURA

MAX (Mts)

AVANCE

MAXIMO (Mts)

01 Mineral (brecha) 0 19 0.06 V Muy mala 1.6 2.4 1.04

02 Caja piso intermedia 0 46 1.8 IIIB Regular

B 1.6 4.16 4.05 03 Caja piso próxima 0 35 0.3 IVA Mala A 1.6 2.52 1.98

04 Caja piso -40 50 1.92 IIIB Regular B 1.6 4.98 4.15

05 Mineral (brecha) -40 11 0.02 V Muy mala 1.6 0.85 0.67

06 Caja techo -40 20 0.17 V Muy mala 3 2.39 2.96

07 Caja techo próxima -40 25 0.31 IVB Mala B 3 3.00 3.75

08 Caja techo intermedia -40 45 3.24 IIIB Regular

B 3 7.45 9.61

• Todo Draw-point y/o galería, ubicadas en zonas donde su RMR sea

menor a 30 (Tipo IB y V, mala B y muy mala respectivamente), sus

aberturas máximas son estimadas a 2.5 mts, con un avance lineal por

disparo de 1mt. Su tiempo de auto soporte es inmediato.

Caso 01 RMR 19, tiempo de auto soporte 45 min

Caso 07 RMR 25 tiempo de auto soporte 1.5 horas

• Aquellas labores, donde su RMR fluctúe entre 31 y 40 (Tipo IVA, mala

A), su aberturas máximas están entre 3 a 3.5 mts, con un avance

estimado entre 1.0 a 1.5 mts. Su tiempo de auto soporte está entre 1.5

horas a 10 horas.

137

Caso 03 RMR 35, tiempo de auto soporte 10 horas

• Para labores ubicadas en zonas donde el RMR fluctué entre 40 y 50,

sus aberturas pueden ser de 4.0 mts, con un avance de hasta 3 mts, y

un tiempo de auto soporte de 1 a 2 días.

Caso 04 RMR 45, tiempo de auto soporte 4 días.

Caso 08 RMR 50, tiempo de auto soporte 8 días.

Como se ha detallado en capítulos anteriores, la calidad del macizo rocoso

en mina Azulcocha, varía entre regular IIIB y Muy mala V, haciendo del

sostenimiento, la operación unitaria más importante, dentro del ciclo de

minado. El sostenimiento debe ser inmediato, no dando a lugar que ocurra

un colapso de la labor.

Las alternativas de sostenimiento estarán en función de los siguientes

parámetros.

• Tipo de labor permanente o temporal.

• Ubicación de la labor.

• Características de calidad de roca en el terreno.

• Características estructurales.

• Tiempo de vida de la labor

En la zona de minado, el sostenimiento se basara en el uso de cimbras

rígidas y deslizantes. El área de geomecánica determinara el tipo de cimbra

a usar, en función al tipo de esfuerzos y tipo de material que se presente.

138

Para terrenos elásticos, el uso de cimbras rígidas es una buena opción de

sostenimiento. Para terrenos plásticos, el uso de cimbras deslizantes es la

mejor opción de sostenimiento. En caso se presenten esfuerzos horizontales

que tiendan a cerrar la geometría de la labor, al sostenimiento con cimbras

se le adicionara el uso de inverts rígidos o deslizantes, con el fin de

prolongar el tiempo de vida de las cimbras.

El método de análisis de monitoreo de puntos de convergencia nos permite

correlacionar el registro cronológico de las velocidades de deformación de la

cimbra con los factores influyentes tales como: calidad de roca, condición

del agua subterránea y la secuencia de minado. Eso nos permitirá conocer:

el comportamiento típico, tiempo de vida, máxima convergencia esperada y

el tiempo en el cual ocurrirá esto, para cada cimbra en la ubicación en la que

se encuentre y con el accesorio adicional que se instaló. Así podremos

adelantarnos a los sucesos, tomando medidas preventivas para el control de

las deformaciones en cimbras recientemente instaladas. A su vez nos

permitirá conocer el beneficio del invert y la cimbra intermedia en el tiempo

de vida de las cimbras frente a las presiones laterales.

Los tipos de cimbra a usar se ven en la tabla 11.41.

Tabla 11.23 Cimbras a usar en la U.M Azulcocha

TIPO N° DE PIEZAS MEDIDAS

6H20 2 3 x 3 / 2.5 x 2.5 4H13 2 3 x 3 / 2.5 x 2.5

THN 21 2 3 x 3 / 2.5 x 2.5 THN 29 2 3 x 3 / 2.5 x 2.5

139

El tipo de cimbra rígida 4H13 perfiles “Wide flange” (patín ancho) o perfil “W"

de 4”x 4” y 13 lb/pie, espaciadas de 0.5 a 1 m, las mismas que corresponden

a cimbras ligeras para excavaciones de 3 m de abierto. En caso de altas

presiones del terreno, estas cimbras podrían construirse a sección completa,

colocando una solera (invert) entre las patas (Según las condiciones del

terreno). En los casos que las cimbras indicadas no fueran suficientes, por

las altas presiones de la roca, pueden utilizarse cimbras medianas como las

del tipo 6H20.

Las cimbras THN-21, perfil Toussaint y Heinzmann de 21 kg/m, se

componen de dos o tres secciones. Para los arcos de 2 secciones, ambas

mitades deslizan uno respecto a la otra. En el caso de 3 secciones, la

sección superior se desliza entre los elementos laterales. Aproximadamente

cada 12 días, los elementos tensores se aflojan y los arcos se deslizan y

convergen; de esta manera, los esfuerzos se aminoran en ellos y se

eliminan las deformaciones.

El sostenimiento utilizado en el frente en labores alejadas a la zona de

minado como las rampas, estará en función tanto de sus características

estructurales como su calidad de roca. En Roca tipo IIIB, el sostenimiento

podría ser una capa de shotcrete 3’’ más pernos helicoidales de 19 mm,

espaciados 1.5 mts. En rocas tipo IV A, el sostenimiento podría ser dos

opciones: La primera seria el lanzado de una capa de shotcrete 2’’ – Malla –

Shotcrete 1’’, o colocar cimbras 4H13 o 6H20. La decisión se basara en los

factores influyentes que se presenten, si el peso mayor como factor

influyente es el fracturamiento, la combinación shotcrete malla shotcrete

140

sería suficiente, si el peso mayor como factor influente es la presencia de

una alta concentración de esfuerzos alrededor de la excavación, el

sostenimiento será mediante arcos metálicos (Cimbra).

141

Tipo de roca Rango RMR Rango Q Calidad

según RMRSeccion

M2 Spam M.L Tiempo de autosoporte

Metodo de explotacion

Estabilidad por calidad de roca o

distribucion estructural

En mineral En caja techo proxima En caja piso intermedia En caja piso lejana

Calidad de roca No aplica No aplica Cimbras H4 e = 1 mts Shotcrete 2'' + P. Hel icoida l 1.5 x 1.5 m

Estructural No aplica No aplica Cimbras H4 e = 1 mts Perno puntual

Calidad de roca No aplica No aplica Cimbras H4 e = 1 mts Shotcrete 3'' + P. Hel icoida l 1.2 x 1.2 m

Estructural No aplica No aplica Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H4/H6 e = 1.2 mts

Calidad de roca No aplica Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts

Estructural No aplica Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts Shotcrete 2'' + Mal la + Shotcrete 1'

Calidad de roca Cimbras H4 e = 1 mt Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts

Estructural Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts

Calidad de roca Cimbras rigidas o des l i zantes e = 1mt Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts No apl ica

Estructural Cimbras rigidas H4 o H6 e = 1 mt Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts No apl ica

Calidad de roca Cimbras rididad H4/H6 o des l i zantes e = 1 mt Cimbras rididad H4/H6 o des l i zantes e= 1 mt Cimbras H6 e = 1.2 mts No apl ica

Cimbras rigidas H4 Cimbras H4 e = 1 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts Cimbras H6 e = 1.2 mts No apl ica

II > 60 > 60 Buena Sub level caving 4.5 x 4.5 3 14 dias

IIIA 51 – 60 2.0 – 6.0 Regular A Sub level caving 4 x 4 3 7 dias

IIIIB 41 – 50 0.65 – 2.0 Regular B Sub level caving 2 a 34 x 4 2 dias

IVA 31 – 40 0.2 – 0.65 Mala A Sub level caving 3 x 3 1 1.5 - 10 hrs

IVB 21 – 30 0.07 – 0.2 Mala B Sub level caving 12.5 - 3 1 hora

V < 20 <0.07 Muy Mala Sub level caving 2.5 1 Inmediato

Tabla 11.24 Sostenimiento de labores Sub Level Caving

142

GRADO DE RESISTENCIA TIPO DE ROCA O SUELO m Kg/m3 quc Kg/cm2 Factor f

1400 - 1600 - 0.5

0.3

1700 - 1900 - 0.8

1600 - 1800 - 0.6

2000 - 1.5

1700 - 2000 - 1

2400 - 2600 300 3

2200 - 2600 200 - 150 2 - 1.5

2300 500 5

2400 - 2800 400 4

10

2500 800 8

2400 600 6

Suelos granulares

Suelos plasticos

2800 - 3000 2000 20

2600 - 2700 1500 15

2500 - 2600 1000

Medio

Moderadamente bajo

Moderadamente bajo

Bajo

Bajo

Suelos Suelos con vegetacion, turba, arenas humedas

Arenas y gravas

Limos y arcillas blandos

Muy alto

Muy alto

Alto

Alto

Moderadamente alto

Moderadamente alto

Medio Lutitas, calizas y areniscas de baja resistencia, conglomerado no muy duros

Lutitas pizarras arcillosas, margas

Lutitas blandas, calizas muy fracturas, yesos, areniscas en bloques, gravas cementadasGravas lutitas y pizarras fragmentadas, depositos de talud duros, arcillas duras

Arcilla firme, suelos arcillosos

Loes, formaciones de arena y grava, suelos areno-arcillosos o limo-arcillosos

Granitos masivos. Cuarcitas o basaltos sanos y en general rocas duras sanas y muy resistentes

Granitos practicamente masivos, porfidos, pizarras, arenisca y calizas sanas

Granitos y formaciones similares, areniscas y calizas practicamente sanas conglomeradas muy resistente, limolitas resistenteCalizas en general, granitos meteorizados, limolitas, areniscas relativamente resistentes, marmoles pirita

Areniscas normales

Pizarras

11.6.2 Criterio de selección de cimbras.

Mediante la Metodología de Protodyakonov (1976) muy usada en los países

del este de Europa, podemos determinar la cimbra adecuada en función al

esfuerzo horizontal. Para esto, Protodyakonov clasifica los terrenos

asignándoles un factor “f” llamado coeficiente de resistencia, a partir del cual

y de las dimensiones del túnel, definen las cargas de cálculo para

dimensionar el sostenimiento

Tabla 11.25: Coeficiente de resistencia de Protodyakonov

143

Protodyakonov determina el valor de “f” en función de la resistencia a la

compresión simple, el ángulo de fricción interna y la cohesión.

Para rocas: F = σc/10

Para suelos: F = tg φ + C/σc

Dónde:

σc = Resistencia compresión simple (Mpa)

φ = Angulo de rozamiento interno

C = Cohesión a largo plazo (Mpa).

La distribución de cargas sobre el túnel para el dimensionamiento del

sostenimiento se hace suponiendo:

Presión uniforme vertical sobre la bóveda

Pv = γ.h

Presión uniforme lateral.

Ph = γ. (h + 0.5.m) tg2 (45º+ φ/2)

Dónde:

b = Anchura de la labor

m = Altura del túnel

f = Coeficiente de resistencia

γ = Peso específico de la roca

φ= Angulo de rozamiento interno

B = b + 2m.tg (45 - φ/2)

h = B/2f

144

Para el Sub Level Caving, el uso de cimbras se generalizar tanto para los

draw point, galerías y cruceros debido a la energía de impacto que

provocara el hundimiento sobre las labores.

11.6.3 Sostenimiento de tajos

Figura 11.13 Tiempo de autosoporte del tajo con avance 20 mts,

RMR < 40

145

Tabla 11.26 Sostenimiento y tiempo de autosoporte.

11.7 DIMENSIONAMIENTO DE LABORES.

11.7.1 Ancho efectivo de extracción

Mientras más incrementamos el ancho de la apertura más aumenta el ancho

del elipsoide de extracción y por lo tanto el volumen de la zona de

extracción.

También se incrementa el volumen de material sin diluir que se puede

extraer ya que el embudo de salida alcanzara la apertura más tarde.

Una correcta extracción de mineral no solo depende de un ancho grande de

extracción, sino también de un adecuado grosor de la zona de salida.

Esta figura indica el ancho efectivo de extracción como un porcentaje del

ancho de la galería en función a la forma del techo.

MÉTODO DE EXPLOTACI

ÓN

DIMENSIÓN DEL TAJO

TIEMPO DE AUTO

SOPORTE SOSTENIMIENTO

Sub Level Caving 11 x 5 x 20 Colapso

inmediato

Con el material que fluye x gravedad desde superficie por el mismo tajo (Auto sostenimiento)

146

Figura 11.14 Ancho efectivo de extracción en función de la forma del

techo de la galería, expresado en % del ancho de la galería.

11.7.2 Calculo de la W’ del elipsoide

Figura 11.15 Cálculo del ancho del elipsoide en función del tamaño de

fragmentación

21

6.5

147

Está en función del ancho de nuestra labor. Siendo la altura de la elipse de

extracción de 21 mts entonces le corresponde un ancho teórico de

extracción W’ de extracción de 6.1 mts

Una aproximación del ancho total W y de la potencia del elipsoide de

extracción para una altura dada ht se puede calcular por las siguientes

formas empíricas.

Wt = W’ + a -1.8

Siendo ‘’a’’ el ancho de extracción del techo de draw point

Las galerías de producción en el SLC deben estar localizadas bajo cierto

patrón conforme al flujo gravitacional.

Las galerías de extracción deberían estar ubicadas en la zona donde el

elipsoide de extracción tiene su ancho máximo Wt. Esto ocurre a 2Ht/3.

Esta altura indica aproximadamente la distancia Hs entre subniveles.

Después de la extracción, un pilar con forma triangular queda en la parte

superior cubierto por una zona pasiva con mineral remanente que puede ser

parcialmente recuperado desde el nivel inferior Por lo tanto la altura de

extracción está definida por la distancia entre el piso del nivel inferior y el

punto A.

Necesitamos determinar el ancho del elipsoide de desprendimiento WL en

una sección horizontal justo al nivel donde el elipsoide extracción tiene su

ancho máximo Wt Asumiendo que las relaciones y principios del flujo

gravitacional son aplicadas al SLC, el ancho total del elipsoide de extracción

es un 60 a 65% del ancho del elipsoide de desprendimiento.

148

Si Hs < 18 mts………………. Sd ≤ Wt / 0.6

Si Hs > 18 mts………………..Sd ≤ Wt / 0.65

En SLC convencionales se tiene la siguiente relación Sd ≤ Hs

Lo que significa que la geometría básica tiene la forma de un cuadrado o se

desvía ligeramente de ella.

Una guía aproximada para el espesor de una tajada tronada en el frente de

un subnivel es:

B (Burden) ≤ Dt/2

Para nuestro caso de Sub Level Caving en mina Azulcocha:

Wd = 3, Hd = 3, altura del elipsoide prevista = 21 mts

Calculo del ancho efectivo de extracción en función de la forma del techo:

a = Wd * 0.7 = 3 x 0.7 = 2.1

El ancho teórico w’ del elipsoide para una altura Ht = 24:

W’ = 6.1

Ancho del elipsoide de extracción:

W ≤ 6.1 +2.1 -1.8 = 6.4

Dt ≤ 7/2 = 3.2

Espaciamiento del burden:

b = 3.2 / 2 = 1.60 mts

La altura Hs es

2Ht/3 -1 = 13

Ya que Ht = 21 > 18 entonces el espaciamiento horizontal será

Sd ≤ Wt/0.65 = 6.4/0.65 = 10

149

Figura 11.16 Diseño final del elipsoide de extracción

11.8 SIMULACIÓN GEOMECÁNICA.

Para una mayor taza de producción es recomendable que se vaya a la

práctica del minado por "bloques", lo cual permitirá minar en varios niveles

en simultáneo, con ello, se tendría mayores ventajas, entre otras: mejores

condiciones da estabilidad, adecuado blendíng y mejor productividad. Para

el SLC transversal el minado recomendable es en retirada desde uno de los

extremos. En el SLC, el minado debe proceder simultáneamente en 4 o 5

niveles.

Dentro de cada subnivel a su vez debe de existir una secuencia de minado,

debido al bajo buzamiento de la estructura no se puede vaciar todo el

mineral, ya que la dilución aumentaría considerablemente. En las figuras 10

al 19 se propone una secuencia de minado, la que tiene como base principal

150

el extraer en mineral en forma continua entre los sub-paneles del subnivel.

Esta sección corresponde a la zona este de la mina, en al que la caja techo

tiene mejores condiciones de estabilidad

Figura 11.17 Secuencia de minado en el subnivel. Sección este de la estructura

Figura 11.18 Secuencia de minado en el subnivel. Se extrae el primer nivel. Los colores rojos indican fallas en el macizo. Sección este de la

estructura.

151

Figura 11.19 Secuencia de minado en el subnivel. Se extrae el segundo nivel. Las cajas empiezan a colapsar. Sección este de la estructura.

Figura 11.20 Secuencia de minado en el subnivel. Se extrae el tercer nivel. Las cajas siguen colapsando. Sección este de la estructura.

152

Figura 11.21 Secuencia de minado en el subnivel. Se extrae el cuarto nivel. Las cajas comienzan a colapsar, afectando la parte baja. Sección

al este.

Figura 11.22 Secuencia de minado del Nv. Cero a -40. Sección centro y oeste.

153

Figura 11.23 Secuencia de minado del Nv. Cero a -40. Sección centro y

oeste.

Figura 11.24 Secuencia de minado primer y segundo corte. Se observa que el techo y piso están fuera del mínimo factor de seguridad. Sección

centro y oeste.

154

Figura 11.25 Secuencia de minado tercer corte. Se observa que la caja techo comienza a colapsar. Sección centro y oeste

Figura 11.26 Secuencia de minado cuarto corte. Se observa que la caja techo continua en colapso. Sección centro y oeste.

155

11.9 INFLUENCIA DE LA SUBSIDENCIA

Inevitablemente este método de minado genera subsidencia, para calcular

los ángulos a (grietas de compresión) y β (grietas de tracción). (Ver tabla

11.45), utilizamos los gráficos de las figuras 11.37 y 11.38, siendo los

resultados presentados en la tabla 11.45

Tabla 11.27 Ángulos de compresión y tracción para mina Azulcocha

UBICACIÓN α(grietas de compresión)

β(grietas de tracción)

CAJA TECHO 50.5° 34°

CAJA PISO 56.5° 39°

LATERALES 80° 68°

Figura 11.27 Angulo de subsidencia α (grietas de compresión) β (grietas de

tracción

156

Figura 11.28 Cálculo del ángulo α (grietas de compresión)

Figura 11.29 Cálculo del ángulo β (grietas de tracción)

157

Si consideramos estos ángulos de subsidencia, el minado del Cuerpo Mina

Azulcocha por el método de SLC comprometerá a las labores superiores

debiendo hacerse un estudio adicional para determinar qué zonas serán

comprometidas en superficie

11.10 DESCRIPCIÓN DEL MÉTODO DE MINADO SUB LEVEL CAVING

Figura 11.30 Descripción Grafica Sub Level Caving mejorado

El hundimiento por subniveles es un método de minado masivo basado en la

utilización del flujo gravitacional del mineral fragmentado mediante

perforación de taladros largo y voladura, el hundimiento de la roca estéril

principalmente de la caja techo.

En relación a las características de hundibilidad del terreno: la masa rocosa

del dominio estructural DE-IV (A y B) presenta buena hundibilidad, con

fragmentos muy pequeños y con muy poca necesidad de voladura

secundaria;

158

Ventajas:

1° Seguridad: Todas las actividades mineras son ejecutadas en aberturas

relativamente pequeñas, proporcionando buenas condiciones para

prevenir los accidentes, de esta manera se constituye en uno de los

métodos de minado más seguros. Las dimensiones de las galerías de

extracción son de 3.0 m de ancho por 3 m de altura. La seguridad y

estabilidad de tales galerías puede ser fácilmente lograda con voladuras

controladas o por combinación de las mismas con el sostenimiento

(shotcrete).

En rocas menos competentes, la estabilidad puede ser lograda por la

combinación de voladura controlada y el sostenimiento mediante

pernos, malla y shotcrete.

En rocas incompetentes, la estabilidad debe lograrse con arcos

metálicos y planchas acanaladas.

2° Mecanización: Las operaciones mineras puede comprender 4 grupos de

operaciones unitarias:

1) Desarrollo de las galerías o cruceros y su sostenimiento,

2) perforación en abanico,

3) voladura de producción (fragmentación),

4) flujo de mineral, carguío y transporte.

159

CICLO DE MINADO EXPLOTACION

Foto 16 Voladura de taladros largos Foto 17 Chuteo de mineral

Foto 18 Limpieza de mineral Foto 19 Extracción

Foto 20 Control de dilución y recuperación.

Foto 21 Colocado de tapón

Foto 14 Perforación y voladura de bolsillos.

Foto 15 Perforación de taladros largos

160

Las secciones de las labores mineras permiten el uso de equipo

trackless. Para los trabajos de explotación, desarrollo y en los trabajos

de preparación, exploración se empleara jackleg para la perforación y el

acarreo será mediante Scoop de 3.5 yd3.

3° Flexibilidad: La estandarización y especialización de las actividades

mineras y equipos, en niveles separados (nivel inferior o nivel en

desarrollo, nivel superior o nivel de producción), junto con el sistema de

transporte trackless, crea un alto grado de flexibilidad. Esto permite un

rápido inicio del minado.

4° Organización del trabajo: Permite una buena concentración, organización

y condiciones de trabajo. Normalmente, en el nivel inferior, son llevadas

a cabo varias fases de desarrollo. Los niveles superiores están en

varias fases de extracción. Por consiguiente, el trabajo puede ser

fácilmente organizado en un sistema que excluya las interferencias en

las actividades de minado. En resumen, la seguridad del minado (en

aberturas de pequeñas dimensiones), la buena flexibilidad, la

organización del trabajo y la alta mecanización con equipos mineros

modernos, proporcionan muy buenas condiciones de trabajo.

161

Secuencia de minado

Desventajas:

• Hay una dilución relativamente alta 30% del mineral por el hundimiento

del desmonte, especialmente cuando se requiere alta recuperación.

Debido al buzamiento de que presenta la estructura de 45 a 50 grados

• Todo el mineral debe ser fragmentado mediante perforación y voladura,

a fin de obtener un "material grueso" adecuado para ser extraído

mediante flujo gravitacional.

162

• Pueden ocurrir diversos tipos de pérdidas de mineral, por ejemplo,

cuando se ha alcanzado el límite de extracción, el mineral remanente

altamente diluido representa una pérdida de mineral; o en las zonas

pasivas del nivel de extracción, localizado entre las zonas activas del

flujo gravitacional, se pierde algo de mineral. En general estas pérdidas

pueden ser grandes, cuando el buzamiento del cuerpo mineral es cada

vez menor.

• Se requiere una cantidad relativamente grande de desarrollos: galerías

de transporte, generalmente ubicadas en la caja piso, en desmonte, en

cada nivel; galerías de subniveles, que conectan el minado activo en el

cuerpo con las galerías de transporte, estas galerías están parcialmente

en desmonte y parcialmente en mineral, y a medida que el buzamiento

del cuerpo sea menor, aumenta la longitud de estas galerías; también se

requiere ore pass y un nivel de transporte principal, ubicado en

desmonte. En adición se requieren uno o dos sistemas de rampas para

proporcionar acceso a los equipos trackless a los varios subniveles.

Todas estas labores tienen un alto costo, particularmente cuando se

utiliza el sostenimiento intensivo en rocas de mala calidad.

• El minado genera hundimiento progresivo de la roca sobreyacente,

resultando en subsidencia y daños a la superficie

• Para maximizar la recuperación del mineral, minimizar la dilución y lograr

alta eficiencia en el minado, es muy importante obtener buena

información sobre los parámetros del flujo gravitacional para el mineral

fragmentado mediante perforación y voladura y para el desmonte que se

hundirá. Para el estudio de factibilidad puede ser suficiente utilizar los

163

datos de otras operaciones mineras que utilicen el método de minado de

hundimiento por subniveles, en similares condiciones y circunstancias.

Para el diseño y planeamiento detallado de la mina, se requieren datos

más exactos, incluyendo estudios analíticos y experimentales, que

podrían comprender hasta ensayos in-situ a escala real si fuera

necesario

11.11 PARÁMETROS DEL MÉTODO DE MINADO

11.11.1 Esquemas transversal y longitudinal

Para cuerpos mineralizados anchos, el esquema transversal es el más

indicado, pero cuando la potencia del cuerpo mineralizado está debajo de 08

m, el esquema transversal es impráctico debido al tipo de roca que presenta

Azulcocha, en este caso el esquema longitudinal es el más adecuado

Construyendo galerías de producción a lo largo del rumbo de la estructura,

pudiendo ser una sola galería o varias según el ancho de la estructura, pero

esto es aplicable cuando el mineral es de calidad regular, caso que no se

tiene en Azulcocha.

Por lo general, no siempre, la recuperación es mejor con el esquema

transversal que con el esquema longitudinal, debido que en este último hay

una tendencia de quedarse el mineral en cuerpos mineralizados de

geometría irregular. El cuerpo en Mina Azulcocha es de forma regular

tabloide, por lo que la dilución sería menor.

En el esquema transversal, la galería de transporte o denominada también

By pass, es ubicada en el desmonte, preferentemente en la caja piso, más o

menos entre 10 a 25 m del contacto con el mineral. Aquí, ésta tendrá

164

mínimo daño por la voladura. En el esquema longitudinal, las galerías de

producción tienen que estar también en desmonte, donde estarán situados

los Ore Pass a intervalos convenientes.

Figura 11.31 Dimensiones geométricas del Sub Level Caving

11.11.2 Altura de subniveles

En teoría la altura entre los subniveles tiene que ser tanto como sea posible.

En la práctica muchos factores gobiernan su dimensionamiento. Uno de

estos factores es el buzamiento de cuerpo, Cuando el buzamiento es

vertical, no hay restricciones, pero si el buzamiento es bajo, la altura tiene

que ser reducida para evitar el jale del desmonte de la caja techo.

Otro factor es la habilidad para perforar, cargar, y romper la roca para una

fragmentación satisfactoria y el costo de hacer esto. La desviación de los

165

taladros y los costos se incrementan rápidamente con la longitud del taladro.

Si el mineral es débil, puede ser difícil mantener los taladros abiertos para su

carguío. Si el mineral no es bien fragmentado, la recuperación y dilución

serán seriamente afectadas.

Alturas entre subniveles de 9 a 13 m son bastante comunes con longitud

máxima de taladros de 15 a 18 m., existen muchos ejemplos con este

dimensionamiento sin embargo para aplicar alturas mayores se deben de

realizar pruebas de campo en forma progresiva.

11.11.3 Espaciamiento de las galerías de producción y ancho de pilares

Hay distintas relaciones para establecer estos parámetros. La excentricidad

del hundimiento puede ser estimada a partir de ensayos sobre modelos con

los cuales se determinará el espaciamiento de las galerías y ancho de los

pilares.

El espaciamiento centro a centro de las galerías de producción varía de 8 m

a 12 m, lo común es 11 m. Con estas medidas, el ancho del pilar ubicado

entre las galerías es de 5.5 m a 8 m, dependiendo del tamaño de la sección

de las galerías de producción.

Para el esquema longitudinal, la dimensión más común del ancho del pilar

entre las galerías es de 6 m.

11.11.4 Tamaño y forma de la galería de producción

Esto tiene mucha importancia para el flujo del mineral. La galería tiene que

ser tan ancha como sea posible, dando buen sostenimiento al techo y al

frente. Para un flujo óptimo el techo de la galería debe ser plano, de esta

manera el mineral fluirá en todo el ancho del techo. Si la galería fuera

166

arqueada, el flujo de mineral solo se produciría en el centro del techo, y no

en los costados, en este caso el desmonte será jalado hacia abajo en el

centro, antes que todo el mineral haya sido recuperado. Si por razones de

sostenimiento los techos fueran arqueados, entonces las galerías deberán

estar lo más cercanas posibles.

Las dimensiones utilizadas en las galería de producción son: ancho de 3.0 m

x 3.0 m, altura

11.11.5 Perforación y voladura en abanico

Las prácticas actuales comprenden, perforar tanto como sea posible,

taladros en abanico para conformarse a la elipsoide de movimiento. Los

taladros deben ser cuidadosamente alineados y perforados, para lo cual

deberán adoptarse las medidas necesarias. Asimismo el carguío y la

voladura deben ser realizados cuidadosamente.

11.12 PERFORACIÓN

Para iniciar el proceso de perforación de los taladros de producción, se

deben

167

Tener en consideración:

• Perforabilidad y geología estructural del macizo rocoso

• Tamaño de fragmentación requerida

• Diámetro del taladro y longitud del taladro

• Orientación y espaciamiento entre taladros

• Desviación de perforación

Dichos factores determinan el tipo de máquina perforadora así como el

diseño de la malla de perforación de los taladros largos.

Es importante el control del % de desviación de los taladros que debe estar

en un rango de 2 % como máximo. El mineral es deleznable, La

fragmentación del mineral proyectado es que el 80 % del mineral roto se

encuentre por debajo de 7 pulg. Para nuestro caso vamos a trabajar con un

Equipo Mucki Long Hole

168

Características de los tajos en mina Azulcocha

• Longitud de Perforación 13 mts

• Diámetro taladro 64 mm

• Dirección perforación vertical y en abanico

• Espaciamiento malla 1.5 mts

• Burden malla 2.0 mts

• Fragmentación mineral (P80) 17.8 mm

• Desviación taladros 2 %

• Disponibilidad Mecánica 85%

• Utilidad Efectiva 75%

• Días trabajados/mes 30

• Longitud del barreno 1.5

• Taladros perforados/gdia 8

169

• Taladros perforados/día 16

• Metros perforados/día 208

• Tm por día 518

• Producción mensual 15000

Rendimientos promedio de los aceros de perforación son:

• Shank adapter con 11,000 metros en promedio

• Barras MF con 11,000 metros en promedio.

• Broca de botones con 7,500 metros en promedio

• Adaptador piloto con 13,000 metros en promedio.

• Broca escariadora con 13,000 metros en promedio

En la perforación del cuerpo mineralizado, los taladros de producción se

realizaron en forma ascendente, los taladros que van al centro del cuerpo

mineralizado se perforan con 0° en el clinómetro (verticalmente) y los

taladros del contorno del cuerpo mineralizado, se perforaron según la

inclinación del cuerpo para aprovechar la óptima recuperación de mineral.

Las longitudes de los taladros de todos los subniveles varían, estos son

Perforados hasta llegar a la caja y de esta manera se controla la dilución en

la perforación.

Para obtener una adecuada perforación hay que tener en cuenta lo

siguiente:

• Correcta limpieza de las áreas a perforar y señalización.

• Colocación de puntos a perforar y las correspondientes elevaciones y

direcciones por el Departamento de Topografía

170

• Precisión de perforación (Control de la perforación).

• Correcta inclinación de los taladros.

• Cumplir con las longitudes de perforación requerida.

Marcado del taladro después de la perforación. Todos estos puntos deben

ser chequeados con una hoja de control de perforación en el cual se indican

los taladros, los pies perforados, indicando los pies de mineral y los pies de

estéril, las fallas, fracturas, fisuras. Angulo de inclinación, numero de barras

a perforar.

11.12.1 Perforación avances horizontales y chimeneas

La perforación para las labores Horizontales tanto en la preparación,

exploración y desarrollo lo vamos a realizar con maquina jackleg debido a

que el zoneamiento en la parte central del yacimiento se tiene un tipo de

roca de IV A a V que es muy mal y el avance es de 1 metro por disparo, en

los extremo el tipo de roca es de IV que es mala cuyo avance por disparo

es de un metro y por lo tanto los sostenimiento tiene que ser inmediato

Perforación convencional de bolsillos (Preparación Hundimiento)

La perforación convencional de los bolsillos se realiza lateralmente para

producir aberturas de profundidad de hasta 2,0 metros (bolsillos) a ambos

lados del draw point, esta perforación se realizará con máquinas de

perforación manual tipo Jackleg y barrenos de perforación de 4' 6' y 8 '. Para

la voladura se utilizará el ANFO para la comuna explosiva y dinamita como

iniciador. Luego de la voladura se procede a limpiar el material roto y se

vuelve a cerrar los bolsillos (entablado) para recién proceder a la perforación

de taladros largos. Los objetivos de la abertura de bolsillos son crear una

171

zona por donde fluya el mineral después de la rotura de taladros largos; así

mismo permitir una mayor área de influencia que permita un flujo de mineral

continuo.

Figura 11.32 Malla de perforación para roca suave sección 3 x 3 mts

172

Figura 11.33 Malla de perforación para roca tipo III sección 4 x 4 mts

11.13 VOLADURA

La selección de los explosivos apropiados para la voladura, está relacionado

a:

• Tipo de fragmentación de mineral requerido

• Diámetro de taladro de perforación

• Burden y espaciamiento de malla de perforación

• Condiciones geológicas presentes

• Dureza del mineral

Para el carguío de los taladros se utiliza una cargadora JET-ANOL que

inyecta

Neumáticamente el ANFO a través de una manguera antiestática y rígida

hasta el fondo del taladro con el objetivo de mejorar el confinamiento del

173

ANFO y de esta forma aprovechar la máxima potencia y energía del

explosivo.

Agente de voladura y accesorios utilizados para el carguío

• Anfo

• Booster 1/3 libra

• Fulminante no eléctrico MS de 20 mts. (De diferentes retardos)

• Cordón Detonante (3P)

• Guía de seguridad (Carmex)

• Mecha rápida.

Voladura taladro largo

174

Voladura convencional en avances horizontales

La voladura convencional es utilizada para los frentes de preparación,

desarrollos y además para la apertura de bolsillos en la etapa de

explotación, se utilizan Emulsor 1 x7x1000, Emulnor 1 x 7 x 3000 Emulnor 1

x 7 x 5000, y guías de seguridad de 7 pies. La perforación de taladros se

realiza con máquinas neumáticas tipo Jackleg.

175

11.14 CARGUÍO

El carguío se realiza tapando los taladros que hayan comunicado con un

saco de yute el cual permitirá que la energía del explosivo no se libere,

luego se procede a introducir el cebo el cual es un booster de 1/3 lb, por la

parte inferior o superior, se carga el taladro con el anfo a una presión de 65

PSI, de tal manera que el ANFO pueda confinarse, después de haber

cargado la longitud requerida de anfo en el taladro, se procede a colocar el

segundo cebo siguiendo el mismo procedimiento como se observa en los

gráficos de carguío dejando un espacio sin cargar que es rellenado con un

taco de arcilla de 1.50 metros a 2.0 metros. Se continúa haciendo pruebas

para hacer más eficiente este carguío con la cantidad de cebos adecuados y

cantidad de carga adecuada con el uso de equipos que detectan las ondas

de detonación de cada taladro y dan un mejor uso de los explosivos y

accesorios.

176

Figura 11.34 Carguío de taladros largos

11.15 ACARREO DE MINERAL

El Acarreo de mineral será solo de 500 tpd el 1er año, siendo los años

siguientes de 1000 tpd (Parámetro usado para el cálculo de scoops). Se

tiene una distancia de 150 mts hasta la cámara de carguío, donde equipos

de bajo perfil dumper de 16 Tms estarán evacuando el mineral hacia la

planta concentradora.

177

Para la selección de scoops, se optó por 03 opciones, de 2.5, 3.0 y 3.5 Yd3.

Los tiempos de carga, descarga, ida y vuelta fueron tomados por

experiencia en otras unidades similares.

Tabla 11.28 Calculo del Número de Scoops para una distancia de acarreo de 150 mts

Producción 1000 tpd (Fuente Propia)

Observamos en la tabla 11.46, que para las características cinemáticas de

los scoops, factores de llenado y porcentaje de utilización, tenemos las

opciones de 03 scoops de 2.5 Yd3, 03 scoops de 3.0 Yd3 o 02 scoop de 3.5

Yd3. Sus rendimientos en Ton/Hr, están detalladas en la siguiente tabla.

Capacidad Yd 3 2.50 3.00 3.50Capacidad M 3 1.91 2.29 2.68Tiempo carga Min 1.50 1.50 1.50Tiempo descarga Min 0.67 0.67 0.67Tiempo ida Min 1.80 1.80 1.29Tiempo de regreso Min 1.20 1.20 1.00Distancia Metros 150.00 150.00 150.00Velocidad lleno Km/hr 5.00 5.00 7.00Velocidad vacio Km/hr 7.50 7.50 9.00Ciclo Min 5.17 5.17 4.46Numero de ciclos /Hr 11.61 11.61 13.47Densidad Ton/m3 3.00 3.00 3.00Factor de llenado Adimensional 0.85 0.85 0.85Factor de esponjamiento 0.35 0.35 0.35Carga Ton/ciclo 3.61 4.33 5.05Rendimiento efectivo Ton/hr 41.90 50.28 68.06Horas requeridas (Hrs) 23.87 19.89 14.69Rendimiento carga Ton/hr 30.17 36.20 49.01Produccion Dia Ton 1000.00 1000.00 1000.00#Equipos (Unid) 3.00 3.00 2.00Utilizacion Adimensional 0.90 0.90 0.90Factor operacional Adimensional 0.80 0.80 0.80

REN

DIM

IEN

TO D

E SC

OO

PS (2

.5, 3

.0 Y

3.5

Yar

das C

ubic

as (Y

d 3)

178

Tabla 11.29 Rendimiento de Scoops (Tn/Hr) (Fuente Propia)

Figura 11.35 Rendimiento Scoop Vs Distancia de Acarreo

Distancia m Rend. Ton / Hr. (2.5 Yd3) Rend. Ton / Hr. (3.0 Yd3) Rend. Ton / Hr. (3.5 Yd3)110 49.57 59.48 78.85120 47.40 56.88 75.85130 45.41 54.50 73.06140 43.59 52.30 70.47150 41.90 50.28 68.06160 40.34 48.41 65.81170 38.89 46.67 63.71180 37.54 45.05 61.73

179

Tabla 11.30 Ciclo de Scoop (Min) (Fuente Propia)

Figura 11.36 Ciclo del Scoop Vs Distancia

Scoop 2.5 Yd3 Scoop 3.0 Yd 3 Scoop 3.5 Yd 3110.00 4.37 4.37 3.85120.00 4.57 4.57 4.00130.00 4.77 4.77 4.15140.00 4.97 4.97 4.30150.00 5.17 5.17 4.46160.00 5.37 5.37 4.61170.00 5.57 5.57 4.76180.00 5.77 5.77 4.91190.00 5.97 5.97 5.07200.00 6.17 6.17 5.22210.00 6.37 6.37 5.37

Ciclo de Scoop (Min)Distancia Mts

180

Tabla 11.31 Tiempo requerido (Hrs)

Figura 11.37 Tiempo requerido Vs distancia.

Scoop 2.5 Yd3 Scoop 3.0 Yd 3 Scoop 3.5 Yd 3110.00 20.17 16.81 12.68120.00 21.10 17.58 13.18130.00 22.02 18.35 13.69140.00 22.94 19.12 14.19150.00 23.87 19.89 14.69160.00 24.79 20.66 15.19170.00 25.71 21.43 15.70180.00 26.64 22.20 16.20190.00 27.56 22.97 16.70200.00 28.48 23.74 17.20210.00 29.41 24.50 17.71

Distancia MtsTiempo Requerido (Hrs)

181

Tabla 11.32 Costo de Scoop (US$) (Fuente Propia)

Figura 11.38 Costos de Acarreo vs Distancia de Acarreo.

Scoop 2.5 Yd3 Scoop 3.0 Yd 3 Scoop 3.5 Yd 3110.00 856.74 779.47 770.25120.00 895.95 815.14 800.77130.00 935.16 850.82 831.28140.00 974.37 886.49 861.80150.00 1013.58 922.17 892.32160.00 1052.79 957.84 922.83170.00 1092.00 993.51 953.35180.00 1131.21 1029.19 983.86190.00 1170.42 1064.86 1014.38200.00 1209.63 1100.53 1044.90210.00 1248.84 1136.21 1075.41

Distancia MtsCostos de Scoop (US$)

182

Tabla 11.33 Calculo de costos de Scoop en (US$/Hr) y (US$/Tn)

UNIDADCosto Operación Equipo de Carguio 3.50 3.00 2.50Combustible US$/Hr 18.41 18.41 17.39Lubricantes US$/Hr 1.88 1.88 1.88Neumaticos US$/Hr 5.24 4.74 4.74Filtros US$/Hr 4.58 4.58 4.58Grasas US$/Hr 0.27 0.27 0.27Mantenimiento/Reparacion US$/Hr 15.45 11.31 9.83Sub total Costo operación US$/Hr 45.83 41.19 38.69

Valor Equipo CIF US$ 310000.00 280000.00 265500.00Vida util Horas 21000.00 21000.00 21000.00Valor inversion US$/Hr 14.76 13.33 12.64Intereses US$/Hr 0.15 0.13 0.13Costos de adquisicion US$/Hr 14.91 13.47 12.77

ResumenSubtotal Costo operativo US$/Hr 45.83 32.90 29.70Total costo operación Equipo US$/Hr 60.73 46.37 42.47Rendimiento equipo carguio Ton/Hr 68.06 50.28 41.90Total costo equipo US$/Ton 0.89 0.92 1.01

OperadoresCosto por operador US$/Mes 980.00 980.00 980.00Produccion Ton/mes 30000.00 30000.00 30000.00Mano de obra US$/Ton 0.03 0.03 0.03

Total Costo operación Cargador Frontal US$/Ton 0.92 0.95 1.05

CAPACIDAD DE SCOOP YD3

183

Tabla 11.34 Calculo del costo anual uniforme equivalente CAUE (US$) (Fuente Propia)

SCOOP 3.5 YD3Año 0 1 2 3 4produccion TM 180,000.00 180,000.00 180,000.00 180,000.00Costo Operación US$ 166,496.82 166,496.82 166,496.82 166,496.82Depreciacion US$ 46,500.00 46,500.00 46,500.00 46,500.00Flujo de costos antes de impuestos US$ 212,996.82 212,996.82 212,996.82 212,996.82Impuesto US$ 31,949.52 31,949.52 31,949.52 31,949.52Flujo costos despues de impuestos US$ 244,946.35 244,946.35 244,946.35 244,946.35Inversion por equipo US$ 310,000.00 0.00 0.00 0.00 0.00Flujo costos US$ 620,000.00 244,946.35 244,946.35 244,946.35 244,946.35Taza de descuento US$ 15%Numero de periodos 4 CAUE US$Van US$ 1,319,316.52 462,110.86

SCOOP 3.0 YD3Año 0 1 2 3 4produccion TM 180000.00 180000.00 180000.00 180000.00Costo Operación US$ 171,869.75 171,869.75 171,869.75 171,869.75Depreciacion US$ 42,000.00 42,000.00 42,000.00 42,000.00Flujo de costos antes de impuestos US$ 213,869.75 213,869.75 213,869.75 213,869.75Impuesto US$ 32,080.46 32,080.46 32,080.46 32,080.46Flujo costos despues de impuestos US$ 245,950.21 245,950.21 245,950.21 245,950.21Inversion por equipo US$ 280,000.00 0.00 0.00 0.00 0.00Flujo costos US$ 840,000.00 245,950.21 245,950.21 245,950.21 245,950.21Taza de descuento US$ 15%Numero de periodos 4 CAUE US$Van US$ 1,542,182.54 540,173.11

SCOOP 2.5 YD3Año 0 1 2 3 4produccion TM 180,000.00 180,000.00 180,000.00 180,000.00Costo Operación US$ 188,324.85 188,324.85 188,324.85 188,324.85Depreciacion US$ 39,825.00 39,825.00 39,825.00 39,825.00Flujo de costos antes de impuestos US$ 228,149.85 228,149.85 228,149.85 228,149.85Impuesto US$ 34,222.48 34,222.48 34,222.48 34,222.48Flujo costos despues de impuestos US$ 262,372.32 262,372.32 262,372.32 262,372.32Inversion por equipo US$ 265,500.00 0.00 0.00 0.00 0.00Flujo costos US$ 796,500.00 262,372.32 262,372.32 262,372.32 262,372.32Taza de descuento US$ 15%Numero de periodos 4 CAUE US$Van US$ 1,545,567.31 541,358.68

PERIODO

PERIODO

PERIODO

184

Figura 11.39 CAUE vs Capacidad del scoop en Yd3. (Fuente Propia)

Los costos de scoop para una distancia de 150 mts y una producción diaria

de 1000 Tpd, son de 60.63, 46.37 y 42.47 US$/Hr y de 0.92, 0.95 y 1.05

US$/Ton para los equipos de 3.5, 3.0 y 2.5 Yd3 respectivamente. El cálculo

del costo anual uniforme equivalente CAUE será quien determine la opción

que represente un menor costo de acarreo y que permita cumplir el tonelaje

requerido en la operación con el menor número de equipos a adquirir.

Mediante el cálculo del costo anual uniforme equivalente, los resultados nos

indican que el costo menor seria mediante la adquisición de 02 scoop de 3.5

Yd3, (US$/ 462,110.86) en comparación con la compra de 03 scoops de 2.5

y 3.0 Yd3 (US$/ 541,358.68 y US$/ 540,173.11) respectivamente, a una tasa

anual de 15% durante 04 periodos anuales de operación. El modo de

adquisición será el siguiente: el primero año se adquirirá el 1er scoop de 3.5

Yd3, y a finales del 1er año, ya se debe adquirir el segundo equipo, para que

entre en operación el 2do año, y cumpla la producción de 1000 tpd

185

11.16 REHABILITACIÓN DE LABORES

Azulcocha, es una mina que estuvo en explotación hasta mediados del

2012. Durante todo este periodo de inactividad, hay zonas tanto en el nivel

115, 0 y -40, en donde el sostenimiento ha sido críticamente afectado hasta

llegar al colapso. Los factores influyentes son los siguientes:

• Tensiones verticales que causaron pandeo y colapso de cuadros de

madera en los cruceros.

• Zona de derrumbes.

• Labores antiguas sin rellenar.

• Presencia de agua subterránea.

• Mala calidad de la roca.

• Zonas de realce del techo de la labor.

Los factores de operación fueron:

• Mal criterio en la selección del método de sostenimiento

• Sostenimiento inconcluso o ineficiente.

El área de geomecánica determino las zonas en donde se realizaran

trabajos de rehabilitación, las cuales consta de rehabilitación (cambio de

cimbras, intercalar cuadros), sostenimiento (shotcrete malla shotcrete en las

intersecciones, instalación de cimbras, cuadros de madera, pernos

puntuales) y completar sostenimiento (topeo de cimbras).

186

CAPITULO XII

RECUPERACION METALURGICA

Los resultados Metalúrgicos presentados son proyectados para obtener como

objetivo en la operación de la planta concentradora, valores que se van a ir

confirmando conforme se ajusten los parámetros metalúrgicos a nivel industrial,

respecto a los obtenidos a nivel de laboratorio.

12.1 RECUPERACIÓN PROYECTADA.

Las recuperaciones esperadas para arsénico en el concentrado de As-Pb,

es de 61.85%. Mientras que para el zinc, producto principal, la recuperación

esperada es de 87.81 % con un grado de concentrado de 58,00 %. Esto es,

cuando se trate mineral 100% fresco. Cuando se trate blending, mineral

fresco: Relave, la recuperación de, en el concentrado de As-Pb, será de

56,09%, mientras que para el Zinc, se mantienen las recuperaciones y

grados, esto es 86.95% de recuperación y 58% para el grado de

187

concentración. El porcentaje de humedad del concentrado será de 7% ya

que se cuenta con un sistema de filtrado por medio de placas.

Tabla 12.1: Balance Metalúrgico para Relave, Mineral fresco y Blending 80:20.

(Fuente Propia)

PRODUCTO T.M.S. % Peso % As % Zn % Mn. TM As TM Zn TM Mn As Zn Mn RatioCabeza 1000.00 100.00 2.00 2.92 10.90 20.000 29.200 109.000Conc. Pb/As 26.83 2.68 35.00 5.00 3.00 9.391 1.342 0.805 46.95 4.59 0.74 37.27Conc. Zn. 31.82 3.18 0.80 55.00 2.00 0.255 17.504 0.636 1.27 59.94 0.58 31.42Relave 941.34 94.13 1.10 1.10 11.00 10.355 10.355 103.548 51.77 35.46 95.00Cab.Calc. 1000.000 100.00 2.00 2.92 10.50 20.0 29.2 105.0 100.00 100.00 96.32

As% Zn% Mn%46.95 59.94 95.00

PRODUCTO T.M.S. % Peso % As % Zn % Mn. TM As TM Zn TM Mn As Zn Mn RatioCabeza 1000.00 100.00 3.00 9.00 3.50 30.000 90.000 35.000Conc. Pb/As 77.89 7.79 24.00 4.00 1.50 18.694 3.116 1.168 62.31 3.46 3.34 12.84Conc. Zn. 136.25 13.63 0.80 58.00 1.00 1.090 79.026 1.363 3.63 87.81 3.89 7.34Relave 785.86 78.59 1.30 1.00 4.20 10.216 7.859 33.006 34.05 8.73 94.30Cab.Calc. 1000.000 100.00 3.00 9.00 3.55 30.0 90.0 35.5 100.00 100.00 101.53

As% Zn% Mn%62.31 87.81 94.30

PRODUCTO T.M.S. % Peso % As % Zn % Mn. TM As TM Zn TM Mn As Zn Mn RatioCabeza 1000.00 100.00 3.00 7.80 5.00 30.000 78.000 50.000Conc. Pb/As 67.31 6.73 25.00 3.00 1.50 16.828 2.019 1.010 56.09 2.59 2.02 14.86Conc. Zn. 116.94 11.69 0.80 58.00 1.00 0.935 67.823 1.169 3.12 86.95 2.34 8.55Relave 815.75 81.58 1.50 1.00 5.90 12.236 8.158 48.129 40.79 10.46 96.26Cab.Calc. 1000.000 100.00 3.00 7.80 5.03 30.0 78.0 50.3 100.00 100.00 100.62

As% Zn% Mn%56.09 86.95 96.26

Recuperaciones

Recuperaciones

Recuperaciones

BALANCE METALURGICO PROPUESTO PARA RELAVE SEGÚN TEST METALURGICOSPLANTA CONCENTRADORA AZULCOCHA

PLANTA CONCENTRADORA AZULCOCHABALANCE METALURGICO PROPUESTO PARA MINERAL FRESCO SEGÚN TEST METALURGICOS

PLANTA CONCENTRADORA AZULCOCHABALANCE METALURGICO PROPUESTO PARA BLENDING MINERAL FRESCO + RELAVE 80:20 SEGÚN TEST METALURGICO

188

CAPITULO XIII

COSTOS DE MINERAL

13.1 COSTOS DE CAPITAL.

Los costos de capital, se han divido para una producción de 500 tpd para el

año 01, y una producción de 1000 tpd Para los años 02, 03 y 04.

En las tablas 13.54 y 13. 55, se describen estos costos. En resumen los

costos de capital para el año 01 con una producción de 500 tpd son de US$

272,667.00 mensual, y los costos de capital para los años 02,03 y casi, con

una producción de 1000 tpd son de US$ 221,700.00 mensual.

189

13.1 Costo de Capital

Tabla 13.1 Costos de capital Azulcocha año 01, producción de 500 tpd (Fuente Propia)

Tabla 13.2 Costos de capital Azulcocha año 02 – 03 - 04, producción de 1000 tpd (Fuente Propia)

GEOLOGIA 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50MEDIO AMBIENTE 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00OPERACION MINA 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00Area de permisos, licencias y autorizaciones 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33Concesiones y negociaciones de Terreno 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46Seguridad y salud ocupacional 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50Gastos Administrativos 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00Ampliacion de Planta Concentradora 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00Seguridad Interna 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00Compromisos sociales 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67

COSTO INVERSION CAPEX (US$) 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46

CAPEX U$$/.

GEOLOGIA 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00MEDIO AMBIENTE 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00OPERACION MINA 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00Area de permisos, licencias y autorizaciones 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00Concesiones y negociaciones de Terreno 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00Seguridad y salud ocupacional 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00Gastos Administrativos 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00Ampliacion de Planta Concentradora 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00Seguridad Interna 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00Compromisos sociales 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00

COSTO INVERSION CAPEX (US$) 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00

CAPEX U$$/.

190

13.2 COSTO DE MINERAL

En resumen, el costo de mineral para una producción de 500 tpd es 55.87

$/Tm, y para 1000 Tpd, el costo de mineral es de 37.68 $/Tm.

Tabla 13.3 Costos de mineral para 500 y 1000 tpd (Fuente Propia)

Mina $/Tm 500 tpd $/Tm 1000 tpdPerforacion 154,974.49 0.86 248,418.21 0.69Voladura 162,000.00 0.90 263,944.35 0.73Acarreo 172,800.00 0.96 331,200.00 0.92Sostenimiento 954,000.00 5.30 1,437,857.00 3.99Ventilacion 39,260.20 0.22 55,894.10 0.16Transporte 150,841.84 0.84 191,839.80 0.53Servicios Auxiliares 142,576.53 0.79 191,839.80 0.53Geologia 115,714.29 0.64 172,524.11 0.48Ingenieria 88,200.00 0.49 133,524.79 0.37Superintendencia de Mina 450,000.00 2.50 655,200.00 1.82Movilizacion 8,500.00 0.05 8,500.00 0.02Gastos generales 574,000.00 3.19 479,900.00 1.33Energia Mina 402,107.00 2.23 303,160.00 0.84Planta ConcentradoraTrituracion 169,160.00 0.94 228,800.00 0.64Molienda 244,669.00 1.36 364,000.00 1.01Flotacion de Arsenico - Plomo 265,535.00 1.48 399,600.00 1.11Flotacion de Zinc 738,943.00 4.11 1,242,934.01 3.45Sistema de Relaves 77,412.00 0.43 128,000.00 0.36Espesamiento y filtrado conc. Zinc 11,160.00 0.06 75,800.00 0.21Planta Tratamiento de agua 225,900.00 1.26 239,600.00 0.67Manipuleo y despacho de concentrados 19,801.00 0.11 71,200.00 0.20Almacen 32,734.00 0.18 36,000.00 0.10Medio Ambiente - Planta 36,000.00 0.20 63,200.00 0.18Energia Planta 792,080.00 4.40 1,223,200.00 3.40Superintendencia Concentradora 324,346.00 1.80 399,846.01 1.11Laboratorio metalurgico 55,810.50 0.31 107,391.63 0.30Laboratorio Quimico 90,628.46 0.50 158,016.78 0.44Mantenimiento de taller y planta 354,264.35 1.97 768,730.26 2.14Superintendencia de Geologia 336,548.44 1.87 398,205.12 1.11Superintendencia de Mantenimiento 329,817.48 1.83 423,721.27 1.18Superintendencia de Administracion 471,167.82 2.62 569,429.82 1.58Superintendencia de Seguridad y Salud Ocupacional 168,099.22 0.93 202,161.82 0.56Jefatura de Medio Ambiente y RRCC 167,965.94 0.93 196,326.59 0.55Propiedades y Conceciones 193,851.90 1.08 105,344.52 0.29Energia Infraestructura General 145,388.93 0.81 179,370.39 0.50Administracion Lima 888,684.44 4.94 469,161.77 1.30Comercializacion 502,200.00 2.79 1,040,400.00 2.89

Costo operativo 55.87 37.68

Total U$, por 500 tpd Año 01

Total $/Tm Total U$, por 1000 tpd Año 02,03,04

Total $/TmResumen de Detalles de costos operativos

191

Tabla 13.47 Resumen Capex & Opex Por un periodo de 04 años.

Figura 13.1 Costos de operación mina por actividad.

500

MES 1 US$ MES 2 US$ MES 3 US$ MES 4 US$ MES 5 US$ MES 6 US$ MES 7 US$ MES 8 US$ MES 9 US$ MES 10 US$ MES 11 US$ MES 12 US$TOTAL ANUAL

U$$/.CAPEX AÑO 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 3,271,997.50

OPEX AÑO 524,768.30 524,818.30 524,818.30 524,818.30 524,818.30 524,818.30 524,818.30 524,818.30 524,231.09 524,818.30 524,818.30 524,818.30 6,297,182.36

TOTAL GASTOS 797,434.76 797,484.76 797,484.76 797,484.76 797,484.76 797,484.76 797,484.76 797,484.76 796,897.55 797,484.76 797,484.76 797,484.76 9,569,179.86

1,000

MES 1 US$ MES 2 US$ MES 3 US$ MES 4 US$ MES 5 US$ MES 6 US$ MES 7 US$ MES 8 US$ MES 9 US$ MES 10 US$ MES 11 US$ MES 12 US$TOTAL ANUAL

U$$/.CAPEX AÑO 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 2,660,400.00

OPEX AÑO 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 9,864,792.00

TOTAL GASTOS 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 12,525,192.00

1,000

MES 1 US$ MES 2 US$ MES 3 US$ MES 4 US$ MES 5 US$ MES 6 US$ MES 7 US$ MES 8 US$ MES 9 US$ MES 10 US$ MES 11 US$ MES 12 US$TOTAL ANUAL

U$$/.CAPEX AÑO 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 2,660,400.00

OPEX AÑO 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 9,864,792.00

TOTAL GASTOS 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 12,525,192.00

1,000

MES 1 US$ MES 2 US$ MES 3 US$ MES 4 US$ MES 5 US$ MES 6 US$ MES 7 US$ MES 8 US$ MES 9 US$ MES 10 US$ MES 11 US$ MES 12 US$TOTAL ANUAL

U$$/.CAPEX AÑO 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 2,660,400.00

OPEX AÑO 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 9,864,792.00

TOTAL GASTOS 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 1,043,766.00 12,525,192.00 AÑO 04

AÑO 02

OPEX_CAPEX PARA OPERACIÓN MINA PRODUCCION MINA DIARIA TMS

AÑO 03

OPEX_CAPEX PARA OPERACIÓN MINA PRODUCCION MINA DIARIA TMS

OPEX_CAPEX PARA OPERACIÓN MINA PRODUCCION MINA DIARIA TMS

AÑO 01

OPEX_CAPEX PARA OPERACIÓN MINA PRODUCCION MINA DIARIA TMS

0.001.002.003.004.005.006.00

Perf

orac

ion

Vola

dura

Acar

reo

Sost

enim

ient

o

Vent

ilaci

on

Tran

spor

te

Serv

icio

sAu

xilia

res

Geo

logi

a

Inge

nier

ia

Supe

rinte

nden

cia

de

Min

aUS$/Tm Costos operacion mina por Actividad

500 tpd

1000 tpd

192

Figura 13.2 Costos de operación mina acumulado.

Figura 13.53 Costos de operación mina total.

0.00

2.00

4.00

6.00

8.00

10.00

12.00

14.00

500 tpd 1000 tpd

5.303.99

2.50

1.82

0.96

0.92

0.90

0.73

0.86

0.69

0.84

0.53

0.79

0.53

0.64

0.48

0.49

0.37

0.22

0.16

US$/Tm

Comparativo Acumulado 500 tpd y 1000 tpd

Ventilacion

Ingenieria

Geologia

Servicios Auxiliares

Transporte

Perforacion

Voladura

Acarreo

Superintendencia de Mina

Sostenimiento

13.50

10.23

0.00

2.00

4.00

6.00

8.00

10.00

12.00

14.00

500 tpd 1000 tpd

US$/Tm

Costos de Operacion Mina

500 tpd

1000 tpd

193

CAPITULO XIV

ANÁLISIS ECONÓMICO

14.1 INVERSIÓN A REALIZAR

La planta metalúrgica de Azulcocha, es una planta diseñada para procesar

500 tpd. El planeamiento indica que a partir del 2do año, la producción se

incrementaría en un 100%, es decir a 1000 tpd, lo cual implica una inversión

para el aumento de capacidad de planta de 500 tpd a 1000 tpd. El monto de

inversión para la ampliación de planta es de US$ 3, 509,570.00.

En la actualidad, la presa de relaves cuenta con la construcción de la etapa

1 A donde la cresta alcanzará la cota de 4,228 msnm, el volumen de

material de préstamo para la conformación del dique en esta etapa será de

60,852.08 y el volumen de almacenamiento de relaves esperado en esta

etapa es de 252,315.03. Para una producción de 1000 tpd, se procederá a la

construcción de la etapa 1 B donde la cresta alcanzará la cota de 4,233

msnm, el volumen de material de préstamo para la conformación del dique

194

en esta etapa será de 44,947.74 m3 y el volumen de almacenamiento de

relaves esperado es de 471,914 m3. El monto de inversión para la

construcción de la etapa 1B es de US$ 870,000.00.

En operaciones mina, se necesitaría una inversión en la compra de 02

scoops de 3.5 Yd3. Adquiriendo 01 scoop el 1er año y el segundo scoop

para el segundo año de operación. El monto de inversión para la adquisición

de 02 scoops es de US$ 620,000.00.

Tabla 14.1 Montos de inversión según Sección. (Fuente Propia)

El total de inversión será de US$ 5.0M.

14.2 FLUJO DE CAJA

En el flujo de caja, se considerando un precio de Zinc de US$ 1793.49, una

recuperación de 88%, y una ley de concentrado del 58%. Los programas de

producción se pueden ver en los Anexos.

Lo que se espera de este cálculo, es conocer el tiempo de retorno de la

inversión, el valor presente neto, con una tasa anual del 15%, equivalente a

una tasa mensual de 1.17 %, con un financiamiento de US$ 5,000,000.00

(Ver tabla 14.58)

SECCION CANTIDAD EQUIPO COSTO DE MATERIAL US$ TRASLADO Y MONTAJE US$ TOTAL US$ (INC. IGV)CHANCADO 01 CHANCADORA DE QUIJADAS 24" x 36" 48,200.00 7,230.00 55,430.00 CHANCADO 01 CHANCADORA CONICA, SIMONS 4 1/4' STD 110,000.00 16,500.00 126,500.00 CHANCADO 01 TOLVA DE FINOS METALICA CILINDRICA CAP. 1500 TMS 49,200.00 7,380.00 56,580.00 MOLIENDA Y CLASIFICACION 02 BOMBA CENTRIFUGA HORIZONTAL 6" x 4" 47,200.00 7,080.00 108,560.00 MOLIENDA Y CLASIFICACION 02 ZARANDA DE ALTA FRECUENCIA DERRICK DE 5 PISOS 247,800.00 37,170.00 569,940.00 MOLIENDA Y CLASIFICACION 01 NIDO DE 06 CICLONES D-6 36,500.00 5,475.00 41,975.00 MOLIENDA Y CLASIFICACION 01 MOLINO DE BOLAS COMESA 6'Φ X 6' 482,000.00 72,300.00 554,300.00 MOLIENDA Y CLASIFICACION 01 CAJON DISTRIBUIDOR PARA ZAF 17,800.00 2,670.00 20,470.00 FLOTACION DE COBRE 04 BOMBA CENTRIFUGA HORIZONTAL 5" x 4" 29,500.00 4,425.00 135,700.00 FLOTACION DE COBRE 05 CELDA OK - 10 84,960.00 12,744.00 488,520.00 FLOTACION DE COBRE 05 BANCO DE 04 CELDAS DR-100 77,260.00 11,589.00 444,245.00 FLOTACION DE COBRE 03 BOMBA CENTRIFUGA 6" x 4" 39,000.00 5,850.00 134,550.00 ESPESAMIENTO Y FILTRADO DE CONCENTRADO 03 FILTROS DE DISCOS DE 9' 'Φ X 9d CONC. COBRE 138,000.00 20,700.00 476,100.00 ESPESAMIENTO Y FILTRADO DE CONCENTRADO 03 BOMBA DE VACIO 3000 CFM 86,000.00 12,900.00 296,700.00 OPERACIÓN MINA 02 SCOOP 3.5 YD3, POTENCIA 195 HP 281818.19 28181.81 620,000.00 CONSTRUCCION DE LA ETAPA 1B PRESA DE RELAVE - - - - 870,000.00

TOTAL DE INVERSION 4,999,570.00

195

MES 01 MES 2 MES 03 MES 04 MES 05 MES 06 MES 07 MES 08 MES 09 MES 10 MES 11 MES 12LEY ZN (%) 5.53 5.51 5.99 5.58 6.13 6.82 7.00 7.00 7.00 7.00 7.00 7.00LEY AS (%) 1.97 1.15 0.86 0.73 0.94 0.78 0.49 0.60 0.35 0.44 0.38 0.33LEY Mn (%) 4.70 8.23 8.37 6.60 5.60 12.51 2.20 6.76 10.42 9.54 5.01 3.78PRODUCCION POR DIA (TMS/DIA) 500.00 500.00 500.00 500.00 500.00 500.00 500.00 500.00 500.00 500.00 500.00 500.00#DIAS 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30Produccion Mensual Planta TMS 15000 15000 15000 15000 15000 15000 15000 15000 15000 15000 15000 15000%Zn Conc Zn 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00%As Conc Zn 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90%Mn Conc Zn 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98Produccion de Concentrado (Tn conc. Zn) %Recup Metalurgica 88% 1073.53 1085.16 1201.72 1109.75 1232.35 1394.90 1442.20 1439.89 1444.82 1443.05 1444.37 1445.40

ADMINISTRACION 16842.46 16842.46 16842.46 16842.46 16842.46 16842.46 16842.46 16842.46 16968.99 16842.46 16842.46 16842.46GEOLOGIA 10940.26 10990.26 10990.26 10990.26 10990.26 10990.26 10990.26 10990.26 11009.38 10990.26 10990.26 10990.26LABORATORIO 9000.00 9000.00 9000.00 9000.00 9000.00 9000.00 9000.00 9000.00 9000.00 9000.00 9000.00 9000.00MANTENIMIENTO 21937.27 21937.27 21937.27 21937.27 21937.27 21937.27 21937.27 21937.27 21194.09 21937.27 21937.27 21937.27OPERACION MINA = (13.5 US$/TM) 202500.00 202500.00 202500.00 202500.00 202500.00 202500.00 202500.00 202500.00 202500.00 202500.00 202500.00 202500.00PLANEAMIENTO 12214.63 12214.63 12214.63 12214.63 12214.63 12214.63 12214.63 12214.63 12214.63 12214.63 12214.63 12214.63PLANTA = 16.32 US$/TM 244800.00 244800.00 244800.00 244800.00 244800.00 244800.00 244800.00 244800.00 244800.00 244800.00 244800.00 244800.00SEGURIDAD 6533.67 6533.67 6533.67 6533.67 6533.67 6533.67 6533.67 6533.67 6544.00 6533.67 6533.67 6533.67

OPEX (US$) 524,768.30 524,818.30 524,818.30 524,818.30 524,818.30 524,818.30 524,818.30 524,818.30 524,231.09 524,818.30 524,818.30 524,818.30

Numero de viajes al mes 2 2 2 2 2 3 3 3 3 3 3 3Numero de Camiones al mes 31 31 34 32 35 40 41 41 41 41 41 41Capacidad del Camion (Ton) 35 35 35 35 35 35 35 35 35 35 35 35TM Conc. Zn transportado al Mes (TM/Mes) 1073.53 1085.16 1201.72 1109.75 1232.35 1394.90 1442.20 1439.89 1444.82 1443.05 1444.37 1445.40Costo de transporte por tonelada de Conc. Zn. 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30Costo total de transporte US$/Mes 32205.98 32554.78 36051.71 33292.48 36970.61 41847.06 43266.01 43196.68 43344.69 43291.48 43330.99 43361.87Costo de muestreo por camion (H&F) US$ 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8Costo de muestreo (H&F) US$/Mes 245.38 248.04 274.68 253.66 281.68 318.83 329.65 329.12 330.25 329.84 330.14 330.38Costo de analisis por viaje US$ 852 852 852 852 852 852 852 852 852 852 852 852Costo de analisis US$/Mes 1704.00 1704.00 1704.00 1704.00 1704.00 2556.00 2556.00 2556.00 2556.00 2556.00 2556.00 2556.00Costo total de Comercializacion US$/MES 34155.36 34506.81 38030.38 35250.14 38956.29 44721.90 46151.66 46081.80 46230.94 46177.32 46217.13 46248.25Costo por tonelada (US$/Ton Conc Zn.) 2.28 2.30 2.54 2.35 2.60 2.98 3.08 3.07 3.08 3.08 3.08 3.08

GEOLOGIA 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50 8328.50MEDIO AMBIENTE 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00 19350.00OPERACION MINA 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00 35250.00Area de permisos, licencias y autorizaciones 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33 8068.33Concesiones y negociaciones de Terreno 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46 17690.46Seguridad y salud ocupacional 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50 2252.50Gastos Administrativos 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00 2000.00Ampliacion de Planta Concentradora 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00 172950.00Seguridad Interna 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00 5360.00Compromisos sociales 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67 1416.67

COSTO INVERSION CAPEX (US$) 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46 272,666.46GASTOS OPEX+CAPEX+COMERCIALIZACION 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09

EVALUACION FINANCIERA AÑO 01I ) VENTAS DE CONCENTRADO ZN

III) COSTOS DE COMERCIALIZACION CONCENTRADO ZN.

OPEX U$$/.

CAPEX U$$/.

VALORIZACION (US$) 643,651.61 650,622.38 720,510.13 665,365.77 738,874.81 836,333.05 864,691.41 863,305.81 866,263.83 865,200.33 865,990.00 866,607.17

Tabla 14.2 Flujo de caja Año 01. (Fuente Propia)

196

Tabla 14.3 Flujo de caja Año 02. (Fuente Propia)

MES MES 13 MES 14 MES 15 MES 16 MES 17 MES 18 MES 19 MES 20 MES 21 MES 22 MES 23 MES 24LEY ZN (%) 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67LEY AS (%) 1.94 1.94 1.94 1.94 1.94 1.94 1.94 1.94 1.94 1.94 1.94 1.94LEY Mn (%) 7.80 7.80 7.80 7.80 7.80 7.80 7.80 7.80 7.80 7.80 7.80 7.80PRODUCCION POR DIA (TMS/DIA) 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00#DIAS 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30Produccion Mensual Planta TMS 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000%Zn Conc Zn 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00%As Conc Zn 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90%Mn Conc Zn 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98Produccion de Concentrado (Tn conc. Zn) %Recup Metalurgica 88% 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29

ADMINISTRACION 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00GEOLOGIA 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00LABORATORIO 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00MANTENIMIENTO 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00OPERACION MINA = (10.23 US$/TM) 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00PLANEAMIENTO 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00PLANTA = 12.42 US$/TM 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00SEGURIDAD 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00

OPEX (US$) 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00

Numero de viajes al mes 6 6 6 6 6 6 6 6 6 6 6 6Numero de Camiones al mes 76 76 76 76 76 76 76 76 76 76 76 76Capacidad del Camion (Ton) 35 35 35 35 35 35 35 35 35 35 35 35TM Conc. Zn transportado al Mes (TM/Mes) 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29 2674.29Costo de transporte por tonelada de Conc. Zn. 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30Costo total de transporte US$/Mes 80228.63 80228.63 80228.63 80228.63 80228.63 80228.63 80228.63 80228.63 80228.63 80228.63 80228.63 80228.63Costo de muestreo por camion (H&F) US$ 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8Costo de muestreo (H&F) US$/Mes 611.27 611.27 611.27 611.27 611.27 611.27 611.27 611.27 611.27 611.27 611.27 611.27Costo de analisis por viaje US$ 852 852 852 852 852 852 852 852 852 852 852 852Costo de analisis US$/Mes 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00Costo total de Comercializacion US$/MES 85951.90 85951.90 85951.90 85951.90 85951.90 85951.90 85951.90 85951.90 85951.90 85951.90 85951.90 85951.90Costo por tonelada (US$/Ton Conc Zn.) 2.87 2.87 2.87 2.87 2.87 2.87 2.87 2.87 2.87 2.87 2.87 2.87

GEOLOGIA 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00MEDIO AMBIENTE 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00OPERACION MINA 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00Area de permisos, licencias y autorizaciones 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00Concesiones y negociaciones de Terreno 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00Seguridad y salud ocupacional 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00Gastos Administrativos 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00Ampliacion de Planta Concentradora 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00Seguridad Interna 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00Compromisos sociales 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00

COSTO INVERSION CAPEX (US$) 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00GASTOS OPEX+CAPEX+COMERCIALIZACION 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44

EVALUACION FINANCIERA AÑO 02I ) VENTAS DE CONCENTRADO ZN

1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62

III) COSTOS DE COMERCIALIZACION CONCENTRADO ZN.

OPEX U$$/.

CAPEX U$$/.

VALORIZACION (US$) 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62

197

Tabla 14.4 Flujo de caja Año 03. (Fuente Propia)

MES 25 MES 26 MES 27 MES 28 MES 29 MES 30 MES 31 MES 32 MES 33 MES 34 MES 35 MES 36LEY ZN (%) 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67LEY AS (%) 0.65 0.65 0.65 0.65 0.65 0.65 0.65 0.65 0.65 0.65 0.65 0.65LEY Mn (%) 12.00 12.00 12.00 12.00 12.00 12.00 12.00 12.00 12.00 12.00 12.00 12.00PRODUCCION POR DIA (TMS/DIA) 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00#DIAS 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30Produccion Mensual Planta TMS 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000%Zn Conc Zn 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00%As Conc Zn 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90%Mn Conc Zn 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98Produccion de Concentrado (Tn conc. Zn) %Recup Metalurgica 88% 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60

ADMINISTRACION 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00GEOLOGIA 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00LABORATORIO 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00MANTENIMIENTO 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00OPERACION MINA = (10.23 US$/TM) 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00PLANEAMIENTO 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00PLANTA = 12.42 US$/TM 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00SEGURIDAD 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00

OPEX (US$) 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00

Numero de viajes al mes 6 6 6 6 6 6 6 6 6 6 6 6Numero de Camiones al mes 78 78 78 78 78 78 78 78 78 78 78 78Capacidad del Camion (Ton) 35 35 35 35 35 35 35 35 35 35 35 35TM Conc. Zn transportado al Mes (TM/Mes) 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60 2725.60Costo de transporte por tonelada de Conc. Zn. 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30Costo total de transporte US$/Mes 81768.00 81768.00 81768.00 81768.00 81768.00 81768.00 81768.00 81768.00 81768.00 81768.00 81768.00 81768.00Costo de muestreo por camion (H&F) US$ 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8Costo de muestreo (H&F) US$/Mes 622.99 622.99 622.99 622.99 622.99 622.99 622.99 622.99 622.99 622.99 622.99 622.99Costo de analisis por viaje US$ 852 852 852 852 852 852 852 852 852 852 852 852Costo de analisis US$/Mes 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00Costo total de Comercializacion US$/MES 87503.00 87503.00 87503.00 87503.00 87503.00 87503.00 87503.00 87503.00 87503.00 87503.00 87503.00 87503.00Costo por tonelada (US$/Ton Conc Zn.) 2.92 2.92 2.92 2.92 2.92 2.92 2.92 2.92 2.92 2.92 2.92 2.92

GEOLOGIA 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00MEDIO AMBIENTE 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00OPERACION MINA 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00Area de permisos, licencias y autorizaciones 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00Concesiones y negociaciones de Terreno 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00Seguridad y salud ocupacional 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00Gastos Administrativos 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00Ampliacion de Planta Concentradora 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00Seguridad Interna 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00Compromisos sociales 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00

COSTO INVERSION CAPEX (US$) 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00GASTOS OPEX+CAPEX+COMERCIALIZACION 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44

EVALUACION FINANCIERA AÑO 03I ) VENTAS DE CONCENTRADO ZN

1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65

III) COSTOS DE COMERCIALIZACION CONCENTRADO ZN.

OPEX U$$/.

CAPEX U$$/.

VALORIZACION (US$) 1,634,171.65 1,634,171.65

198

Tabla 14.5 Flujo de caja Año 04. (Fuente Propia)

MES 37 MES 38 MES 39 MES 40 MES 41 MES 42 MES 43 MES 44 MES 45 MES 46 MES 47 MES 48LEY ZN (%) 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67 6.67LEY AS (%) 1.30 1.30 1.30 1.30 1.30 1.30 1.30 1.30 1.30 1.30 1.30 1.30LEY Mn (%) 4.10 4.10 4.10 4.10 4.10 4.10 4.10 4.10 4.10 4.10 4.10 4.10PRODUCCION POR DIA (TMS/DIA) 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00 1000.00#DIAS 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30Produccion Mensual Planta TMS 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000 30000%Zn Conc Zn 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00 58.00%As Conc Zn 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90 0.90%Mn Conc Zn 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98 0.98Produccion de Concentrado (Tn conc. Zn) %Recup Metalurgica 88% 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75

ADMINISTRACION 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00 31000.00GEOLOGIA 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00 21000.00LABORATORIO 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00 15526.00MANTENIMIENTO 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00 45000.00OPERACION MINA = (10.23 US$/TM) 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00 306900.00PLANEAMIENTO 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00 19440.00PLANTA = 12.42 US$/TM 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00 372600.00SEGURIDAD 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00 10600.00

OPEX (US$) 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00 822,066.00

Numero de viajes al mes 6 6 6 6 6 6 6 6 6 6 6 6Numero de Camiones al mes 77 77 77 77 77 77 77 77 77 77 77 77Capacidad del Camion (Ton) 35 35 35 35 35 35 35 35 35 35 35 35TM Conc. Zn transportado al Mes (TM/Mes) 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75 2699.75Costo de transporte por tonelada de Conc. Zn. 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30 30Costo total de transporte US$/Mes 80992.35 80992.35 80992.35 80992.35 80992.35 80992.35 80992.35 80992.35 80992.35 80992.35 80992.35 80992.35Costo de muestreo por camion (H&F) US$ 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8Costo de muestreo (H&F) US$/Mes 617.08 617.08 617.08 617.08 617.08 617.08 617.08 617.08 617.08 617.08 617.08 617.08Costo de analisis por viaje US$ 852 852 852 852 852 852 852 852 852 852 852 852Costo de analisis US$/Mes 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00 5112.00Costo total de Comercializacion US$/MES 86721.44 86721.44 86721.44 86721.44 86721.44 86721.44 86721.44 86721.44 86721.44 86721.44 86721.44 86721.44Costo por tonelada (US$/Ton Conc Zn.) 2.89 2.89 2.89 2.89 2.89 2.89 2.89 2.89 2.89 2.89 2.89 2.89

GEOLOGIA 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00 19500.00MEDIO AMBIENTE 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00 57900.00OPERACION MINA 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00 60000.00Area de permisos, licencias y autorizaciones 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00 21600.00Concesiones y negociaciones de Terreno 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00 27000.00Seguridad y salud ocupacional 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00 7800.00Gastos Administrativos 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00 6600.00Ampliacion de Planta Concentradora 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00Seguridad Interna 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00 12600.00Compromisos sociales 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00 8700.00

COSTO INVERSION CAPEX (US$) 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00 221,700.00GASTOS OPEX+CAPEX+COMERCIALIZACION 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44

EVALUACION FINANCIERA AÑO 04I ) VENTAS DE CONCENTRADO ZN

III) COSTOS DE COMERCIALIZACION CONCENTRADO ZN.

OPEX U$$/.

CAPEX U$$/.

VALORIZACION (US$) 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.891,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89

199

Tabla 14.6 Resumen Ingresos Egresos por 48 meses

Figura 14.1 Ingresos vs Egresos para 500 y 1000 tpd

AÑO 01 MES 01 MES 02 MES 03 MES 04 MES 05 MES 06 MES 07 MES 08 MES 09 MES 10 MES 11 MES 12INGRESOS US$ 643,651.61 650,622.38 720,510.13 665,365.77 738,874.81 836,333.05 864,691.41 863,305.81 866,263.83 865,200.33 865,990.00 866,607.17EGRESOS US$ 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09 837,912.09

AÑO 02 MES 13 MES 14 MES 15 MES 16 MES 17 MES 18 MES 19 MES 20 MES 21 MES 22 MES 23 MES 24INGRESOS US$ 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62 1,603,406.62EGRESOS US$ 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44

AÑO 03 MES 25 MES 26 MES 27 MES 28 MES 29 MES 30 MES 31 MES 32 MES 33 MES 34 MES 35 MES 36INGRESOS US$ 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65 1,634,171.65EGRESOS US$ 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44

AÑO 04 MES 37 MES 38 MES 39 MES 40 MES 41 MES 42 MES 43 MES 44 MES 45 MES 46 MES 47 MES 48INGRESOS US$ 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89 1,618,669.89EGRESOS US$ 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44 1,130,491.44

200

1793.49

PERIODO INGRESOS EGRESOS NETO0 $5,000,000.00 $5,000,000.00 $5,000,000.00 $5,000,000.00 $5,000,000.001 $643,651.61 $837,912.09 $194,260.48 $5,194,260.48 $192,011.09 $5,192,011.092 $650,622.38 $837,912.09 $187,289.71 $5,381,550.19 $182,977.47 $5,374,988.553 $720,510.13 $837,912.09 $117,401.96 $5,498,952.15 $113,370.71 $5,488,359.274 $665,365.77 $837,912.09 $172,546.32 $5,671,498.47 $164,692.22 $5,653,051.495 $738,874.81 $837,912.09 $99,037.28 $5,770,535.74 $93,434.64 $5,746,486.136 $836,333.05 $837,912.09 $1,579.04 $5,772,114.78 $1,472.46 $5,747,958.597 $864,691.41 $837,912.09 $26,779.32 $5,745,335.46 $24,682.69 $5,723,275.908 $863,305.81 $837,912.09 $25,393.73 $5,719,941.73 $23,134.56 $5,700,141.349 $866,263.83 $837,912.09 $28,351.75 $5,691,589.98 $25,530.33 $5,674,611.01

10 $865,200.33 $837,912.09 $27,288.24 $5,664,301.74 $24,288.13 $5,650,322.88

11 $865,990.00 $837,912.09 $28,077.91 $5,636,223.83 $24,701.60 $5,625,621.2812 $866,607.17 $837,912.09 $28,695.08 $5,607,528.75 $24,952.25 $5,600,669.0313 $1,603,406.62 $1,130,491.44 $472,915.17 $5,134,613.58 $406,468.84 $5,194,200.2014 $1,603,406.62 $1,130,491.44 $472,915.17 $4,661,698.40 $401,762.22 $4,792,437.9715 $1,603,406.62 $1,130,491.44 $472,915.17 $4,188,783.23 $397,110.11 $4,395,327.8616 $1,603,406.62 $1,130,491.44 $472,915.17 $3,715,868.06 $392,511.87 $4,002,815.9917 $1,603,406.62 $1,130,491.44 $472,915.17 $3,242,952.89 $387,966.87 $3,614,849.1218 $1,603,406.62 $1,130,491.44 $472,915.17 $2,770,037.72 $383,474.50 $3,231,374.6319 $1,603,406.62 $1,130,491.44 $472,915.17 $2,297,122.54 $379,034.14 $2,852,340.4820 $1,603,406.62 $1,130,491.44 $472,915.17 $1,824,207.37 $374,645.21 $2,477,695.28

21 $1,603,406.62 $1,130,491.44 $472,915.17 $1,351,292.20 $370,307.09 $2,107,388.1922 $1,603,406.62 $1,130,491.44 $472,915.17 $878,377.03 $366,019.20 $1,741,368.9823 $1,603,406.62 $1,130,491.44 $472,915.17 $405,461.86 $361,780.97 $1,379,588.0124 $1,603,406.62 $1,130,491.44 $472,915.17 $67,453.32 $357,591.81 $1,021,996.2025 $1,634,171.65 $1,130,491.44 $503,680.20 $571,133.52 $376,444.58 $645,551.6226 $1,634,171.65 $1,130,491.44 $503,680.20 $1,074,813.72 $372,085.63 $273,465.9927 $1,634,171.65 $1,130,491.44 $503,680.20 $1,578,493.92 $367,777.15 $94,311.1628 $1,634,171.65 $1,130,491.44 $503,680.20 $2,082,174.13 $363,518.56 $457,829.7129 $1,634,171.65 $1,130,491.44 $503,680.20 $2,585,854.33 $359,309.28 $817,138.9930 $1,634,171.65 $1,130,491.44 $503,680.20 $3,089,534.53 $355,148.74 $1,172,287.73

31 $1,634,171.65 $1,130,491.44 $503,680.20 $3,593,214.73 $351,036.38 $1,523,324.1132 $1,634,171.65 $1,130,491.44 $503,680.20 $4,096,894.94 $346,971.64 $1,870,295.7533 $1,634,171.65 $1,130,491.44 $503,680.20 $4,600,575.14 $342,953.96 $2,213,249.7134 $1,634,171.65 $1,130,491.44 $503,680.20 $5,104,255.34 $338,982.80 $2,552,232.5135 $1,634,171.65 $1,130,491.44 $503,680.20 $5,607,935.54 $335,057.63 $2,887,290.1436 $1,634,171.65 $1,130,491.44 $503,680.20 $6,111,615.75 $331,177.91 $3,218,468.0537 $1,618,669.89 $1,130,491.44 $488,178.44 $6,599,794.19 $317,268.48 $3,535,736.5338 $1,618,669.89 $1,130,491.44 $488,178.44 $7,087,972.63 $313,594.74 $3,849,331.2739 $1,618,669.89 $1,130,491.44 $488,178.44 $7,576,151.08 $309,963.54 $4,159,294.8140 $1,618,669.89 $1,130,491.44 $488,178.44 $8,064,329.52 $306,374.39 $4,465,669.20

41 $1,618,669.89 $1,130,491.44 $488,178.44 $8,552,507.96 $302,826.80 $4,768,496.0142 $1,618,669.89 $1,130,491.44 $488,178.44 $9,040,686.40 $299,320.29 $5,067,816.3043 $1,618,669.89 $1,130,491.44 $488,178.44 $9,528,864.85 $295,854.38 $5,363,670.6844 $1,618,669.89 $1,130,491.44 $488,178.44 $10,017,043.29 $292,428.60 $5,656,099.2845 $1,618,669.89 $1,130,491.44 $488,178.44 $10,505,221.73 $289,042.49 $5,945,141.7746 $1,618,669.89 $1,130,491.44 $488,178.44 $10,993,400.18 $285,695.59 $6,230,837.3747 $1,618,669.89 $1,130,491.44 $488,178.44 $11,481,578.62 $282,387.45 $6,513,224.8248 $1,618,669.89 $1,130,491.44 $488,178.44 $11,969,757.06 $279,117.61 $6,792,342.43

VAN$6,792,342.43

TIR MENSUAL 4.11%TIR ANUAL 62%B/C $2.36DECISIÓN SE APRUEBA

CALCULO FINANCIERO (PRECIO MERCADO)

TAZA DE OPORTUNIDAD 1.17% EMACUMULACION SIN

TAZA DE OPORTUNIDAD

FLUJOS NETOS A V.P.NACUMULACION CON

TAZA DE OPORTUNIDAD

PRECIO DE VENTA

Tabla 14.7 Evaluación Financiera con precio del Zinc de 1793.49 $/Tm, con

tiempo de retorno de inversión ROI de 26 meses (Fuente Propia)

201

Precio Zinc US$ VAN TIR Tiempo de retorno (Meses)1,550.00 $3,863,798.70 -15% No Aplica1,575.00 $2,769,694.11 -6% No Aplica1,600.00 $1,675,589.51 3% No Aplica1,625.00 $581,484.91 11% No Aplica1,650.00 $512,619.68 19% 44.001,675.00 $1,606,724.28 26% 39.001,700.00 $2,700,828.88 34% 35.001,725.00 $3,794,933.47 42% 33.001,750.00 $4,889,038.07 49% 30.001,775.00 $5,983,142.67 57% 28.001,800.00 $7,077,247.26 64% 26.001,825.00 $8,171,351.86 72% 24.001,850.00 $9,265,456.46 79% 23.001,875.00 $10,359,561.05 87% 22.001,900.00 $11,453,665.65 94% 21.001,925.00 $12,547,770.25 102% 20.001,950.00 $13,641,874.84 110% 19.001,975.00 $14,735,979.44 118% 18.002,000.00 $15,830,084.03 126% 18.00

Para una inversión de U$ 5, 000,000, se detalla en la tabla 14.65, el Van, el

Tir y el tiempo de retorno de inversión para cada uno de los precios

indicados.

Tabla 14.8 Valores de VAN, TIR y Tiempo de retorno de inversión según el

Precio del Zinc.

202

Figura 14.2 VAN vs Precio del Zinc US$.

Figura 14.3TIR vs Precio del Zinc US$.

$5.00

$0.00

$5.00

$10.00

$15.00

$20.00

1,55

0.00

1,60

0.00

1,65

0.00

1,70

0.00

1,75

0.00

1,80

0.00

1,85

0.00

1,90

0.00

1,95

0.00

2,00

0.00

VAN

Mill

ones

Precio del Zinc US$

VAN

VAN

-40%-20%

0%20%40%60%80%

100%120%140%

1,55

0.00

1,57

5.00

1,60

0.00

1,62

5.00

1,65

0.00

1,67

5.00

1,70

0.00

1,72

5.00

1,75

0.00

1,77

5.00

1,80

0.00

1,82

5.00

1,85

0.00

1,87

5.00

1,90

0.00

1,92

5.00

1,95

0.00

1,97

5.00

2,00

0.00

TIR

Precio del Zinc US$

TIR

TIR

203

Figura 14.4 Tiempo de Retorno de Inversión vs Precio del Zinc US$.

Debajo de un precio del zinc de US$1638.29, la mina no es rentable debido

a que el VAN es menor que cero durante el periodo de operación de 04

años.

Para un precio de US$1650.00, el tiempo de retorno de inversión sería de 44

meses, con un VAN de US$ 512,619.68.

Para un precio de US$2000.00, el tiempo de retorno de inversión sería de 18

meses, con un VAN de US$ 15, 830,084.03.

Sin embargo, no solo el precio del zinc es una variable determinante en el

cálculo del VAN y tiempo de retorno de inversión de la mina Azulcocha, hay

que considerar los efectos que podrían tener el costo de operación mina, el

porcentaje de recuperación, la ley de concentrado, los costos de planta.

0.005.00

10.0015.0020.0025.0030.0035.0040.0045.0050.00

1,65

0.00

1,67

5.00

1,70

0.00

1,72

5.00

1,75

0.00

1,77

5.00

1,80

0.00

1,82

5.00

1,85

0.00

1,87

5.00

1,90

0.00

1,92

5.00

1,95

0.00

1,97

5.00

2,00

0.00

Meses

Precio del Zinc US$

Tiempo de retorno de Inversion.

Tiempoderetorno

204

Para ver la injerencia de cada uno de estos costos, realizaremos un análisis

de sensibilidad del VAN, mediante el programa @RISK.

14.3 ANÁLISIS DE SENSIBILIDAD

En la evaluación económica mostrada, los resultados son favorables para

cualquier inversionista, ya que a una taza del 15%, durante un periodo de 04

años de operación, obtendremos VAN de US$ 6 792,342.43 en un periodo

de retorno de 26 meses. Bajo este esquema, el negocio es rentable y se

recomienda el inicio de operaciones. Sin embargo, este modelo presenta

variables determinísticas, las cuales no necesariamente se ajustan a la

realidad. Es ahí, donde el análisis mediante la simulación, nos dará

realmente la probabilidad de obtener la utilidad antes mencionada, en

función de variables ya no fijas, sino aleatorias, las cuales presentaran una

distribución especial. Para un análisis más certero, tomaremos en

consideración 06 variables, las cuales son:

• Precio del Zinc.

• Porcentaje de recuperación.

• Costo de operación para 500 Tpd.

• Costo de planta para 500 Tpd.

• Costo de operación para 1000 Tpd.

• Costo de planta para 1000 Tpd.

Se realizó 400 simulaciones, (Cuyos resultados se incluyen en la presente

tesis), mediante el programa @RISK versión 5.5. Además se realizó en

análisis de tornado, para conocer cuáles son las variables que más influyen

205

en los resultados y poder saber a ciencia cierta, que variables pueden ser

controladas por la operación, o que variables no están bajo nuestro control,

como es el caso del precio del Zinc.

Al finalizar la simulación, calcularemos la probabilidad de obtener un VAN de

US$ 6 792,342.43.

Tabla 14.9 Input Results (Fuente Propia)

Tabla 14.10 Outout Results (Fuente Propia)

@RISK Input ResultsPerformed By: Jorge Ralph Paredes TafurDate: viernes, 15 de enero de 2016 03:56:53 p.m.

Name Worksheet Cell Graph Min Mean Max 5% 95% Errors

%Recuperacion Hoja2 B3 0.8023194 0.8766772 0.9490634 0.8239313 0.9265552 0

Operación Mina 500 tpd Hoja2 B8 12.56666 13.50007 14.48629 12.81173 14.18321 0

Operación Planta 500 tpd Hoja2 B10 13.16814 15.49998 17.90182 13.78197 17.1985 0

Operación Mina 1000 tpd Hoja2 AZ8 8.091119 10.07649 11.92343 8.653267 11.39234 0

Operación Planta 1000 tpd Hoja2 AZ10 11.09407 12.47343 13.93584 11.45489 13.51312 0

Category: Precio Zinc US$

Precio Zinc US$/Tm Hoja1 B1 1364.366 1787.668 2407.624 1528.533 2083.509 0

@RISK Output ResultsPerformed By: Jorge Ralph Paredes TafurDate: viernes, 15 de enero de 2016 03:56:55 p.m.

Name Worksheet Cell Graph Min Mean Max 5% 95% Errors

VAN Hoja2 F33 -$12,465,180.00 $6,361,537.00 $30,931,110.00 -$5,669,052.00 $19,689,400.00 0

206

Tabla 14.11 Resumen de Resultados de la Simulación (Fuente Propia)

@RISK DataPerformed By: Jorge Ralph Paredes TafurDate: viernes, 15 de enero de 2016 03:56:58 p.m.

Name VAN US$. Precio Zinc US$/Tm % Recuperacion Operación Mina 500 tpd Operación Mina 1000 tpd Operación Planta 500 tpd Operación Planta 1000 tpd

1 7,846,248.27 1753.768117 0.931062756 13.58110045 10.46598371 15.38446629 13.04949298

2 232,459.32 1656.191841 0.868940269 13.19678422 9.918101819 14.41747555 13.51312074

3 2,425,578.86 1731.215292 0.849356672 13.54313895 9.759644571 14.03585817 12.91235714

4 26,383,070.59 2198.416748 0.904343331 14.02059099 8.558232097 16.79127722 12.77300568

5 2,732,558.59 1648.50828 0.926213635 13.49478196 9.358275676 16.93591044 11.97143897

6 6,666,830.21 1772.209692 0.894493006 12.72737892 8.091118812 17.0246531 13.39788582

7 26,197,597.95 2247.64273 0.874065323 13.79566921 8.335392192 15.98062393 12.28533082

8 351,181.05 1709.193901 0.827548664 13.91121144 9.842534159 15.90631522 12.44917234

9 6,278,292.40 1720.924965 0.930173014 14.16236841 10.28787324 17.18207796 11.80702522

10 2,337,264.31 1590.678345 0.874552504 13.73803502 9.206386571 16.88704841 12.08628877

11 19,689,402.61 2057.710946 0.899107478 13.07672569 9.492513598 14.7252263 12.41876676

12 5,787,896.31 1528.532616 0.857356831 14.2466137 8.866928063 16.10108746 12.77457829

13 1,650,319.28 1624.02586 0.858723887 12.8859399 11.02833077 14.02709073 12.23975574

14 19,599,847.66 2048.551885 0.903721931 13.79968521 11.3636329 15.14777924 13.28084362

15 7,524,264.01 1873.780909 0.834133828 13.33322674 10.86806467 13.92183859 12.3097441

16 14,418,001.33 1967.680201 0.880036934 13.17793917 8.997540774 16.40982677 12.99419119

17 26,865,255.23 2159.55428 0.934130559 13.22689873 10.83248998 15.29786552 11.86433786

18 22,382,071.22 2169.477836 0.868521396 13.67675513 9.685986632 14.09229015 13.19591343

19 4,907,687.94 1562.37471 0.844897182 13.0703501 10.7495049 13.98158594 12.1296344

20 101,784.22 1635.543412 0.88454589 13.3836122 9.070184894 14.52710548 11.94177387

21 276,914.07 1630.344809 0.892864103 12.56666344 9.718379587 16.47188014 12.79227571

22 30,931,109.12 2407.624363 0.848598839 12.84423778 11.01699923 15.7411825 11.692645

23 10,476,452.37 1859.471373 0.893288467 13.48833851 11.59365663 15.22481586 11.83240641

24 2,983,092.56 1677.58527 0.904820365 12.70169297 10.2202956 15.57370811 11.95923487

25 1,144,543.11 1620.726285 0.872177542 13.69491125 10.40767553 17.62910738 11.44425486

26 5,700,816.71 1492.504856 0.896291542 13.18453214 9.81626529 17.56885816 12.64850346

27 6,863,526.97 1750.197867 0.916066318 12.65257367 10.0249304 15.21800864 11.89614562

28 4,962,991.81 1740.006505 0.88946921 13.74448708 11.20252441 15.57693552 13.93584099

29 5,855,580.65 1780.424136 0.87348479 13.16671867 10.91735427 15.04746186 12.27692613

30 16,334,561.79 1986.447206 0.89656688 14.05056161 9.311184322 16.6762681 11.96569674

31 23,701,539.57 2220.76934 0.857021099 14.00140559 8.821693573 16.27982285 13.81565928

32 4,536,867.14 1771.293948 0.856887118 12.59543868 11.07403916 16.52986847 11.82870198

33 13,576,443.23 1895.936153 0.917255045 12.986709 10.60179225 14.17116661 12.13153989

34 7,700,764.07 1843.36899 0.85845026 13.95227542 8.982133536 16.35351457 11.89122723

35 1,674,624.38 1673.705676 0.882456761 14.08612424 8.673375292 13.75645063 12.98892707

36 13,336,268.30 1909.905504 0.903205031 14.09599113 9.886632176 14.51294653 11.73819729

37 825,070.35 1754.24564 0.802319414 13.89802892 9.984493289 15.49181089 12.44702896

38 15,995,590.72 2060.374285 0.844584768 13.40925911 11.1547012 14.54456296 11.0940653

39 7,531,723.70 1825.411608 0.868710032 13.45987925 10.13942535 16.10796521 11.85721589

40 7,055,779.87 1791.75203 0.886001564 12.91821387 10.07944297 16.860383 12.03541566

41 19,163,235.79 2150.061764 0.836526416 13.15996793 10.50314047 15.95882724 11.90623025

42 37,871.05 1729.140593 0.806332068 12.67675638 10.12699092 16.59640954 12.65294877

43 5,055,747.88 1809.613732 0.837498444 13.73898799 10.87539387 16.2185072 11.88252527

44 24,376,324.64 2116.666729 0.927303542 13.68854188 10.35866671 13.88351494 13.04264403

45 6,804,401.08 1746.845786 0.917788574 13.12873481 8.402049456 14.80598625 11.98628182

46 4,951,314.59 1707.037503 0.917099091 13.73239298 10.23360925 14.82259722 11.79981929

47 8,217,989.22 1796.981958 0.902396259 13.19150433 10.5768683 14.11528314 12.5656575

48 19,004,316.64 2107.598756 0.85876783 13.1937914 11.22560545 13.65068629 12.93340231

49 5,524,396.65 1785.145037 0.86395037 13.42855163 8.568173183 14.76333952 11.24013099

50 3,015,389.08 1683.262078 0.900460059 13.74522381 10.56725066 15.42535376 12.12375606

51 10,562,213.29 1815.449995 0.928636435 14.3124153 9.046246718 16.32480627 12.41056917

52 1,586,456.74 1626.034794 0.923918678 13.64336402 9.252630322 15.44081904 12.59536998

53 3,933,803.15 1786.875206 0.834393995 13.61056692 10.61608828 15.50990537 13.24686629

54 12,765,658.15 1966.806685 0.855310581 13.06666319 10.75339826 14.0674281 11.48885712

55 1,031,029.36 1697.135051 0.81046828 13.21383318 9.020301516 15.52224872 12.91834299

56 6,913,177.18 1799.211483 0.877725303 13.9954513 10.01299452 15.84140581 12.68671416

57 13,317,956.75 1899.11986 0.910734313 13.57993342 10.11690597 15.18929775 12.45814511

58 12,528,818.44 2011.017621 0.82393125 13.46521216 9.369696667 15.26344915 12.39870174

59 16,705,611.58 2031.2586 0.872809629 14.26147904 9.49517519 14.40733731 12.00772444

60 1,473,023.02 1715.284469 0.844057569 13.7862792 9.832828294 16.5570882 13.0381055

207

@RISK DataPerformed By: Jorge Ralph Paredes TafurDate: viernes, 15 de enero de 2016 03:56:58 p.m.

Name VAN US$. Precio Zinc US$/Tm % Recuperacion Operación Mina 500 tpd Operación Mina 1000 tpd Operación Planta 500 tpd Operación Planta 1000 tpd

61 2,530,419.85 1632.119891 0.83352026 14.01110589 9.59811534 15.80832758 12.23143055

62 27,986,310.46 2316.167379 0.859668075 13.30775936 9.952090329 16.51108364 13.55597147

63 4,259,025.98 1532.915444 0.888065537 13.70280504 10.5073589 14.95693818 12.47428681

64 5,196,603.53 1701.615648 0.926555211 13.15917498 9.127432592 16.38917153 11.93862714

65 1,037,019.99 1721.84567 0.83065899 13.22813109 8.890587785 15.8455009 12.45438261

66 7,780,323.05 1788.165565 0.901651423 13.444769 10.39001318 16.68685806 13.10972969

67 13,972,167.82 1959.099817 0.878953581 13.36844022 10.70038044 15.31560391 12.65576593

68 10,514,375.44 1857.549552 0.895348771 13.14638049 11.34573523 15.86329916 11.82161025

69 5,288,535.47 1507.430478 0.890328833 13.12570117 11.69847602 15.23793292 12.5557735

70 4,329,808.44 1601.800405 0.822007268 13.13518344 10.92396079 14.85065462 12.09869424

71 9,310,545.36 1793.244296 0.92464429 13.57585633 10.11028135 15.81762925 13.75858335

72 7,140,762.89 1481.318443 0.873407759 13.65910182 10.82269131 14.45312903 12.2097008

73 804,161.60 1604.762175 0.894025247 13.1536905 10.20116033 17.72429513 12.48292511

74 16,692,792.13 1956.806453 0.922497837 13.82042429 11.2805564 14.90160532 11.57005506

75 22,461,271.76 2088.332058 0.918773942 14.05406943 9.840894737 15.3365657 12.2546969

76 10,730,273.05 1939.794079 0.841447108 13.68295597 10.9822588 16.96381835 12.3807481

77 20,171,093.90 2035.412298 0.920635217 14.3242735 9.994424344 14.084204 12.89895706

78 13,521,998.66 1972.608198 0.863082197 13.22160454 10.8042145 16.99411037 13.23762687

79 4,806,835.51 1549.787787 0.859035837 14.06972745 10.90369982 14.48735425 12.51483741

80 3,020,964.47 1790.154709 0.815826918 12.6634956 11.12024049 13.60855598 12.33513871

81 19,923,812.20 2023.031695 0.925329489 13.56686334 10.6684928 15.93945367 11.99683056

82 4,459,022.13 1737.960046 0.88179835 13.75715126 9.087851258 15.76460801 12.4992703

83 13,531,994.81 1977.3341 0.860151424 12.82212755 9.144348839 16.0864292 11.7362701

84 12,739,408.23 1964.789462 0.856224303 12.99928868 10.23988806 15.16800491 11.29409924

85 408,473.65 1637.397578 0.889149951 13.71912885 11.38516057 15.00442773 13.70392737

86 2,462,547.79 1719.012108 0.859788647 13.31744707 10.36918901 16.48095617 11.63399425

87 13,968,562.86 1924.503322 0.902834443 14.12531096 10.84287921 15.95356379 12.49346806

88 11,067,959.53 1852.503265 0.908408397 13.01601952 10.76054611 17.80236034 11.59706864

89 10,426,026.34 1902.788963 0.861485626 12.77322907 9.767010543 17.90182543 12.00314587

90 8,334,853.24 1860.868228 0.856567341 13.18694267 11.18838686 16.53920471 12.43751523

91 5,633,482.36 1780.043633 0.869813319 13.99306166 11.81752681 15.96871321 12.72354709

92 14,257,035.34 1959.687617 0.882945472 13.48250797 10.08662909 16.90531542 12.31457782

93 3,721,080.60 1744.496759 0.862902374 13.20347358 11.92343093 16.94424739 11.84312484

94 3,580,813.52 1712.409152 0.886402194 12.90287927 11.33168338 16.69167349 12.61877282

95 24,085,968.76 2131.385969 0.914111253 13.42726551 10.72875816 17.21315585 12.96651277

96 7,889,064.46 1802.637499 0.892193376 13.05382702 11.71632206 14.67847622 12.10881618

97 7,406,028.09 1812.724198 0.876041885 13.7797297 9.275811154 16.23229626 11.46560973

98 1,501,572.45 1662.521807 0.828905969 14.01880264 9.793514975 14.34466079 12.34420911

99 47,898.14 1603.882837 0.912893627 13.6238866 9.681874947 14.13027359 12.62669744

100 2,977,082.71 1650.233109 0.809345508 13.87820162 9.822734082 14.78917699 12.67173429

101 14,591,428.72 1945.994233 0.897509908 13.61729515 10.67755692 16.02336534 12.52862856

102 3,671,621.61 1703.380496 0.895770324 14.22802407 9.279068866 15.46049556 13.68979151

103 7,694,758.23 1778.115821 0.908182842 12.8011704 11.40828851 16.83197192 12.57405209

104 18,836,004.43 2073.393036 0.877081168 13.29339984 9.335958048 17.39652602 13.06405809

105 5,361,458.70 1808.70015 0.843485646 12.9458294 10.9443107 15.69902575 12.66496686

106 6,822,866.52 1826.421723 0.855802145 13.36162637 9.944059207 16.37535853 13.38324611

107 10,439,290.90 1807.969149 0.932515234 13.4494085 8.653266571 14.70898013 11.55727157

108 2,681,176.43 1710.172152 0.871149269 14.19384999 10.08216707 14.66542184 13.31187893

109 5,915,435.64 1739.361501 0.907646274 13.94609479 9.034987511 14.97676527 13.44871404

110 5,136,314.76 1559.098502 0.842875848 13.4209588 10.30863942 14.70406102 13.20037333

111 13,716,746.31 1998.832665 0.849161849 13.09002948 10.05382178 16.13112564 13.01802353

112 1,131,085.12 1696.264384 0.852865392 13.62206524 10.03655401 14.22619442 11.31756872

113 2,461,587.38 1724.337077 0.855492368 13.82930466 10.17328105 16.72211561 13.19052544

114 18,996,728.56 2122.733538 0.849813499 13.64883256 9.724046541 14.96945129 12.72079767

115 17,397,466.78 2001.825252 0.902195429 13.52615729 10.17821078 15.06125353 12.26030005

116 5,520,247.81 1759.905511 0.883595779 13.45426896 8.194526234 15.6237761 13.10104775

117 2,204,607.35 1674.362465 0.892334686 12.62162824 10.43512529 14.86121883 11.33781308

118 896,342.33 1717.479053 0.831409913 13.10783438 10.16169985 16.28874244 12.50789458

119 2,011,235.24 1668.749356 0.893439087 13.47898242 10.40129647 14.95101801 13.63545426

120 4,922,716.76 1792.345881 0.847854506 13.76135301 10.81554755 13.50800484 13.60984631

208

@RISK DataPerformed By: Jorge Ralph Paredes TafurDate: viernes, 15 de enero de 2016 03:56:58 p.m.

Name VAN US$. Precio Zinc US$/Tm % Recuperacion Operación Mina 500 tpd Operación Mina 1000 tpd Operación Planta 500 tpd Operación Planta 1000 tpd

121 3,467,049.88 1615.8998 0.827994901 13.92945478 10.05179979 17.30639866 12.58023638

122 3,989,199.72 1736.387326 0.874350299 13.23558736 8.975336044 16.06847442 13.34272058

123 602,325.69 1665.565234 0.844290106 14.29820188 10.46412278 14.7947174 13.75416873

124 10,419,145.95 1854.54997 0.895990923 13.60035978 10.27187151 14.67490586 12.66766684

125 4,491,565.03 1744.953745 0.87674441 12.969451 9.062313073 15.7795528 12.26426552

126 6,091,059.66 1814.402725 0.851984621 13.41383108 9.580547938 15.67620578 13.10416736

127 14,707,801.10 1932.329133 0.908936311 13.88685976 10.48208895 15.6407864 12.34821286

128 8,455,439.90 1842.241513 0.872037829 13.35357849 10.9664379 15.37285531 13.48280417

129 8,089,847.08 1803.608298 0.894952296 13.93618781 8.710015425 17.23716795 12.33234845

130 12,208,156.11 1989.582076 0.83232847 13.5088902 9.964787548 16.12853558 13.02755892

131 15,212,033.21 1980.139228 0.883809198 13.40237601 9.508017593 14.93168152 12.98001889

132 2,602,224.91 1716.340352 0.864595628 13.08252737 10.34723821 14.86319483 13.16344472

133 2,225,426.57 1727.820539 0.848293675 13.06436961 9.744492287 13.74428999 12.42880538

134 5,714,039.25 1521.526881 0.865994191 14.34279802 11.09534804 15.65100789 13.45982323

135 346,710.70 1651.007757 0.861776306 12.85476113 10.58540766 16.33932879 13.21942017

136 17,012,726.02 2140.076985 0.813045856 13.49022449 10.0439111 15.07473292 12.16557938

137 1,377,227.07 1694.116225 0.859386482 13.82746912 10.88465974 16.78180927 12.51651094

138 13,213,318.08 1881.854835 0.921828361 13.67847336 10.00807795 16.46304576 12.90736148

139 14,616,553.86 1994.24018 0.865573837 13.51447262 9.535686732 14.76795547 11.34771937

140 1,683,082.32 1679.829246 0.877353889 13.82433379 9.215142019 16.24257567 12.60044822

141 4,144,626.46 1675.291774 0.929725867 13.5739362 10.5168756 15.0652174 12.39310427

142 5,245,050.53 1741.062918 0.893822918 13.05762575 10.68451319 15.59494967 11.5221718

143 11,601,422.95 1927.503447 0.863326079 13.09309026 10.38346657 14.74720339 11.5750068

144 15,783,103.96 1951.87559 0.911907365 12.76180605 10.78438523 16.62595842 12.41500758

145 416,687.35 1628.310952 0.880411007 13.27611582 9.11729628 15.70536238 13.51598936

146 14,492,084.81 1930.387957 0.906920031 13.50536732 9.78701393 14.78523665 12.60955665

147 18,716,824.40 2036.983589 0.898441946 13.47593093 9.988453829 15.40287665 12.75387852

148 2,558,172.79 1678.944166 0.89528272 13.43621539 10.77637577 16.64096383 11.8750725

149 24,607,375.66 2111.950168 0.933490843 13.09647164 10.76789938 15.8873336 12.8746449

150 22,407,170.77 2083.508429 0.921113496 13.68566467 10.27904965 15.52703505 13.64292334

151 20,559,204.28 2078.6938 0.898141505 13.2447101 10.20804589 15.48031295 13.38888626

152 5,825,799.09 1767.122057 0.883386833 14.11671943 9.625405672 15.39415133 11.27422558

153 8,055,012.57 1778.083238 0.914654545 13.78465493 9.978016087 15.36915295 12.11524785

154 10,287,689.06 1928.294813 0.842056657 13.52427015 11.67275607 14.39060899 12.22041547

155 4,863,478.35 1755.417701 0.875204447 14.00675153 8.90015683 16.20131032 12.06882235

156 1,511,865.96 1670.42236 0.882087425 13.51548496 10.24007321 14.13927718 12.46305438

157 18,365,725.67 2101.161889 0.85371391 12.81172941 9.634765177 16.31500066 13.07558133

158 1,113,487.42 1659.180672 0.839426469 13.97966867 11.16725401 15.35604233 13.53707195

159 10,185,900.14 1855.540193 0.891348411 13.50194138 10.15014254 16.91835893 13.14437838

160 6,374,808.90 1769.426104 0.891460462 13.77726397 10.16805862 14.34725119 11.75570642

161 3,992,400.68 1719.697827 0.888105997 13.41890272 10.32794101 13.91127784 11.36616454

162 5,357,484.11 1761.573932 0.879309079 12.82848443 11.47352541 16.22396646 11.62532709

163 2,523,136.11 1734.217338 0.848812108 13.74894757 9.7325887 15.5125546 11.13034466

164 19,643,010.80 2041.169745 0.909157703 13.64591366 9.485501209 15.49623619 13.30790043

165 14,728,774.12 1918.960796 0.91887698 13.39126046 10.85743925 16.34297136 11.87808271

166 6,283,252.56 1811.491479 0.857467119 13.9543313 10.79324354 17.19850281 11.72271793

167 10,150,050.27 1848.430479 0.896051283 13.98687276 8.753958447 15.02607033 11.22803316

168 6,077,451.79 1863.882639 0.816909862 13.48719952 10.06224728 15.03554742 11.38215592

169 4,581,052.17 1543.018906 0.870685655 13.53523331 9.562072951 14.65197964 11.50942848

170 9,495,055.23 1828.470234 0.900066407 13.94184951 11.11336277 13.45491293 12.06376221

171 5,421,661.48 1576.437378 0.820807831 13.11472604 8.727897968 16.19175006 12.86938644

172 10,673,831.56 1865.956868 0.891782772 13.25397061 10.26412363 14.46831349 11.9537156

173 8,336,535.52 1876.745326 0.845470948 13.16736674 10.35372558 15.09031015 12.14643474

174 8,875,626.07 1827.772548 0.889988395 14.03317506 8.839208196 15.38778597 12.23526763

175 2,371,188.34 1697.740384 0.875554169 13.30457143 11.49253164 14.91349689 12.85755007

176 3,267,178.09 1687.826565 0.901381838 14.03968759 9.867592339 14.69329434 13.35358439

177 574,089.77 1638.948976 0.867686244 13.28181428 10.3341866 15.28582655 12.46490318

178 18,407,681.97 2028.545577 0.899435055 12.94953411 10.12972154 15.48541983 12.01953637

179 12,897,140.50 1997.692974 0.837615413 13.44095055 10.62191249 15.92000578 12.68080629

180 14,958,940.03 1985.36441 0.876516992 12.92558925 10.18382522 13.78197302 12.60420556

209

@RISK DataPerformed By: Jorge Ralph Paredes TafurDate: viernes, 15 de enero de 2016 03:56:58 p.m.

Name VAN US$. Precio Zinc US$/Tm % Recuperacion Operación Mina 500 tpd Operación Mina 1000 tpd Operación Planta 500 tpd Operación Planta 1000 tpd

181 2,800,755.31 1592.783369 0.862661607 13.47192292 9.763690905 16.54916546 13.66885417

182 13,294,524.99 1886.463343 0.919705979 13.61556099 9.32146465 16.60880841 12.75557843

183 5,389,117.36 1794.0545 0.854811139 13.67453555 9.897106661 14.9407961 12.39172734

184 1,538,170.89 1681.680525 0.872937236 13.23365386 10.14700101 15.65495942 13.57344849

185 7,567,059.48 1742.49154 0.935551693 14.1832108 9.545115848 15.46314077 12.25871256

186 4,096,039.00 1523.818777 0.901123661 14.36554549 9.577418329 14.61835331 13.49576272

187 8,701,686.39 1833.886192 0.882411357 13.10196381 10.10583194 15.87364805 12.54497406

188 8,849,458.36 1839.337446 0.880859757 13.62860212 10.63579573 13.21909524 11.92657243

189 5,669,051.91 1505.404426 0.883459253 12.75110265 9.420788301 14.84177841 12.37131012

190 12,703,961.24 1940.807413 0.871629986 12.8707199 10.02899423 13.89308226 12.17269943

191 13,002,483.90 1874.652891 0.923794451 13.79102689 10.64477765 17.03407121 12.79997141

192 11,911,010.17 2004.553773 0.818675634 13.89114259 10.89288642 15.68889768 13.22974158

193 2,757,270.30 1570.822663 0.884283138 14.16985515 11.78045064 14.27974799 12.0251228

194 3,136,867.17 1751.731949 0.846510763 13.722751 11.08024224 15.97294585 13.07678068

195 12,095,546.33 1913.931937 0.880513997 12.89870434 11.3115624 17.27026669 11.70254967

196 4,074,195.79 1749.835224 0.86517847 13.28468403 10.31754365 16.30181258 12.0274695

197 16,408,289.69 2043.723745 0.860677383 13.23852635 10.36317105 15.34729578 11.53670928

198 7,487,910.43 1773.866985 0.90791443 13.50385178 11.12877829 14.37009456 13.42746697

199 4,818,561.83 1708.018823 0.913712083 13.66111887 11.2589311 17.06563344 12.18540448

200 470,482.47 1653.475171 0.876092115 13.37395292 9.738970624 15.34227246 12.82752289

201 6,903,857.97 1473.96013 0.887058437 14.3795509 10.51971448 16.65135222 12.12075012

202 6,703,345.46 1776.360106 0.891838979 14.26986968 10.73824234 16.0487793 12.74682411

203 10,407,468.62 1916.996398 0.851497843 13.60458176 11.56601122 17.66732239 11.25373707

204 11,366,489.12 1900.172553 0.878471907 13.6971155 9.87471251 14.24792211 12.26984945

205 5,732,570.34 1775.917426 0.874789092 13.59576758 9.230887218 14.00503056 12.83921717

206 24,476,202.19 2281.367201 0.8346776 14.24463359 10.29301925 16.74004368 11.63824212

207 12,052,874.48 1836.863295 0.93716689 14.27652831 10.71294057 14.50672625 12.32107512

208 5,482,492.71 1817.753723 0.839014193 13.27913654 9.189073918 15.07952426 12.83365503

209 3,935,912.17 1726.534956 0.881384334 13.22052079 10.92931752 16.15623678 12.61632786

210 12,788,610.97 1981.173303 0.846398359 13.47307092 9.750667617 16.43886539 11.84706011

211 15,653,202.76 2015.886149 0.86712231 12.73736648 9.456704942 16.82225387 12.04710579

212 10,567,688.59 1870.286402 0.886852821 13.54789625 8.370549117 15.42312514 11.7494659

213 2,158,512.72 1689.925056 0.878031924 13.95763285 10.45099608 13.55975879 12.01583139

214 7,596,507.64 1514.120981 0.829434545 13.11014002 11.04762807 13.81291364 12.04051361

215 2,769,572.87 1686.210565 0.893097991 13.46732528 9.879108708 14.64240155 13.06279691

216 4,336,508.72 1595.762671 0.827135202 12.87646437 10.30289341 15.43296806 12.63772719

217 5,440,180.05 1735.69563 0.90188669 13.26521554 8.444976593 13.80403386 12.14167646

218 1,435,460.15 1663.573657 0.886550339 13.11648249 10.44033987 15.53175795 12.58289279

219 4,952,172.92 1752.165052 0.879421462 13.3748135 11.06052438 15.68503631 11.76201024

220 1,759,454.57 1643.581083 0.839533326 13.85063579 9.390149432 14.88934734 11.39221735

221 404,794.33 1664.270001 0.865421585 12.86574434 10.31335975 13.69783346 13.01398411

222 13,179,732.62 1889.79983 0.915354442 13.38875645 9.434462673 15.29834669 12.69655413

223 8,572,615.52 1830.422705 0.882803191 13.5314624 8.918902996 15.01899234 12.4013017

224 340,426.89 1619.811057 0.903926714 13.81089187 11.63067943 14.31436077 12.10507392

225 22,732,950.36 2208.985233 0.850990102 14.48629062 10.1544297 15.75805789 12.5715697

226 3,012,310.17 1578.297377 0.871581117 13.97362101 9.590455431 15.91492423 12.43337425

227 14,983,417.28 1906.517514 0.932095674 13.69229464 9.294278643 15.53850588 12.70316805

228 1,765,544.56 1607.867872 0.870843594 13.26937981 9.261473244 15.50188034 11.42828079

229 154,240.89 1646.700075 0.869415915 13.87340076 10.3398326 16.0467726 11.17443636

230 4,711,878.23 1733.527385 0.890130387 13.92548149 10.29991942 14.36537904 12.50677351

231 9,255,077.89 1835.412274 0.890691629 13.52079519 9.424568335 14.42631237 12.25086171

232 5,894,805.00 1845.822306 0.826208887 12.89139465 8.963840009 17.0563167 12.44368064

233 334,592.08 1644.590752 0.881192173 12.79135855 10.59596652 15.7486087 12.29472292

234 8,770,122.51 1799.856243 0.909822881 12.72005286 10.5293592 16.70333066 11.69225831

235 20,367,607.44 2051.852053 0.912633609 13.36412727 9.348302427 16.50415119 12.76473867

236 9,162,944.74 1822.709729 0.898788573 13.70577827 11.22300844 16.60759939 12.2272004

237 1,672,355.01 1612.075124 0.939186473 13.29857097 9.364908993 17.31914705 11.99097443

238 4,913,480.43 1785.576218 0.85276349 13.43528018 10.95519663 15.27968356 12.2250209

239 3,170,071.22 1730.834563 0.863561411 13.08489372 9.904627224 17.1573987 12.95819917

240 16,633,770.24 1974.263976 0.9093991 13.59815049 8.807771262 15.30953461 13.72782225

210

@RISK DataPerformed By: Jorge Ralph Paredes TafurDate: viernes, 15 de enero de 2016 03:56:58 p.m.

Name VAN US$. Precio Zinc US$/Tm % Recuperacion Operación Mina 500 tpd Operación Mina 1000 tpd Operación Planta 500 tpd Operación Planta 1000 tpd241 2,452,135.08 1728.092921 0.852323409 13.32087558 10.41926943 16.57870921 12.89334431

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243 259,489.53 1615.253926 0.906519501 13.36973623 10.60521685 13.84313074 13.00766665

244 1,895,045.25 1651.853541 0.829839261 13.24922225 10.37422624 14.47739907 11.4779509

245 7,279,984.27 1798.096452 0.885028664 12.96492914 10.54572371 15.17587782 12.32372481

246 21,179,741.73 2093.878044 0.897335809 13.45164579 10.39258879 15.83262124 12.80677797

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248 8,988,966.12 1468.797012 0.841211945 13.01383131 10.09183968 15.32967241 12.29180949

249 3,777,714.38 1711.418688 0.890977539 13.98152809 11.44974241 14.04645685 13.29590186

250 6,473,865.13 1560.275332 0.812098323 12.97570649 10.55687772 16.97093067 11.72089286

251 15,910,820.33 1991.726708 0.88665768 14.07778444 8.311683708 15.78713028 11.79060425

252 3,830,001.24 1767.766149 0.846837892 13.67067443 8.537498838 13.40607136 11.58650872

253 8,210,108.31 1806.705883 0.894645142 14.15472033 10.2129205 16.49191891 12.16952736

254 892,906.10 1672.270583 0.868261219 13.37920676 9.935958636 15.12914199 12.37667098

255 2,234,278.53 1538.7269 0.928258544 13.25950465 9.97074029 14.29478671 12.32883461

256 4,974,366.43 1810.514967 0.835430529 13.51941616 9.540800018 15.18489968 12.80810781

257 4,537,399.30 1758.221447 0.867042931 13.54482793 9.924267639 15.82063776 12.96980765

258 17,325,233.46 1961.552817 0.928875933 12.79181969 8.731608467 13.16813886 13.5911278

259 995,855.93 1691.245009 0.854371277 13.25520471 10.98766572 15.8506885 12.15912784

260 6,818,314.80 1461.000002 0.903439546 12.69207546 9.161226597 15.44868114 13.35887954

261 10,038,038.42 1866.288836 0.88099122 13.51187087 9.666536997 15.09580886 12.97338117

262 298,037.82 1642.214165 0.870436819 13.42252641 9.661613721 13.72562999 12.76228892

263 4,997,764.49 1763.573565 0.871204171 13.17907123 11.29363822 15.58352203 11.18066971

264 3,355,406.82 1567.582353 0.874252571 13.00043944 10.6907347 17.34284578 12.88457582

265 8,709,643.68 1423.095203 0.898515955 12.84907371 8.226241267 17.50121267 12.83154271

266 2,405,573.54 1669.348289 0.900722831 13.32705566 9.238585135 15.54755428 12.78415571

267 869,173.73 1618.249341 0.916419296 13.71776585 8.641552005 15.10377897 11.53505078

268 4,355,743.40 1757.524361 0.864280131 13.71148528 8.856824152 14.7398279 12.36451601

269 1,863,442.70 1586.794315 0.888410765 12.83768764 10.53601475 15.247821 12.47000468

270 5,074,194.46 1760.404768 0.87508904 13.55934609 10.94104293 16.07420186 13.15031498

271 13,025,013.12 1872.372643 0.925895522 13.58713113 11.05654377 15.99033055 11.91642022

272 3,965,716.45 1748.248624 0.864439398 13.56768332 8.778593503 16.00446744 12.64230853

273 8,675,767.87 1763.260083 0.938133717 12.92078174 10.41122284 14.19000581 13.13761887

274 3,486,734.19 1598.957785 0.842423912 13.35808582 9.414028409 15.80107285 12.37952221

275 5,283,687.62 1547.386022 0.850610775 14.04480001 10.24729929 15.13973437 13.29388706

276 11,950,680.03 1970.847318 0.840239546 13.6664927 10.13610898 15.60283036 11.4548942

277 10,097,891.86 1933.116569 0.83589791 13.32438143 11.19911217 14.63705387 12.84779671

278 1,573,174.47 1613.166477 0.870065563 13.27437375 11.42565563 17.00912169 12.95356448

279 6,794,391.23 1846.745092 0.840737577 13.61368564 8.595731768 17.14566183 11.66491407

280 2,561,292.55 1690.991108 0.884940653 14.33077085 9.558052026 16.18549304 13.08486549

281 12,451,014.21 1949.040625 0.862159777 13.60688833 10.22560143 15.77452505 12.85288472

282 13,466,643.32 1909.123607 0.905856776 13.63301319 11.54344379 15.72422177 13.40912097

283 794,701.57 1687.459025 0.853587226 13.66433615 11.17723776 13.49375076 13.80635581

284 2,872,302.73 1585.398483 0.867957933 12.98164511 9.118732722 15.12846748 13.05511018

285 8,435,207.23 1819.742509 0.888521955 13.54963877 9.466181534 14.5829823 12.33788541

286 23,064,624.32 2178.569477 0.872344823 12.78064655 9.907928472 16.15206736 12.47656802

287 5,454,639.19 1516.047141 0.877552216 13.89185833 10.28480065 15.79633238 11.65327755

288 13,775,299.97 1942.098504 0.887482732 13.00755796 10.04153945 15.27182292 12.90114396

289 13,715,472.73 1904.61971 0.913120907 13.17203563 11.00686735 16.87851023 12.71142614

290 4,631,522.13 1732.320595 0.88962805 14.08811654 9.601620896 15.31972913 12.69296231

291 141,678.72 1570.277717 0.942220364 13.04040968 10.19298938 13.62860308 13.26672307

292 2,205,237.31 1722.742387 0.851945153 13.39375878 10.21557179 14.99931307 11.7793347

293 4,077,099.09 1805.355502 0.823502027 13.96268813 9.402902273 16.80886692 12.05790531

294 13,294,224.96 2008.625509 0.836749547 13.3550315 10.54944186 15.8702637 12.36762449

295 5,403,568.83 1766.241139 0.876451972 13.29545358 10.72207624 16.36678627 13.13065794

296 2,997,882.88 1667.203565 0.914386831 13.9078065 9.097404409 14.49860123 12.48940872

297 9,629,952.00 1435.098905 0.861007324 13.43177144 9.931223294 14.87884383 13.09181373

298 4,631,959.16 1589.201363 0.82658572 13.63761865 11.46545017 15.71660869 12.56120554

299 15,257,951.99 2011.938034 0.863790233 13.58928589 10.56200855 15.66257694 12.08172347

300 9,503,000.44 1851.228988 0.883087348 14.12899317 9.958500138 17.08270834 12.61337825

211

@RISK DataPerformed By: Jorge Ralph Paredes TafurDate: viernes, 15 de enero de 2016 03:56:58 p.m.

Name VAN US$. Precio Zinc US$/Tm % Recuperacion Operación Mina 500 tpd Operación Mina 1000 tpd Operación Planta 500 tpd Operación Planta 1000 tpd301 17,009,583.20 2023.898357 0.881962143 14.21848212 10.47220509 14.40298178 11.91854414

302 2,481,790.94 1630.208709 0.836154251 13.75190873 9.329428253 14.8329314 12.27459186

303 11,583,956.10 1894.361823 0.886113857 13.73167534 10.0026407 14.58103734 12.09620087

304 9,458,472.43 1949.690573 0.815279273 13.5546938 9.61732844 15.67059414 12.86539763

305 2,286,027.21 1702.895814 0.86961709 13.31464591 9.034149448 15.25459932 12.67945484

306 11,362,106.71 1923.468386 0.862279382 13.34662001 9.011841202 15.2650781 12.88234059

307 9,674,760.76 1818.171458 0.91113449 13.86438736 11.53308824 14.1818651 12.99983716

308 4,256,467.57 1600.150888 0.824999603 13.40761487 11.26094091 15.93756941 12.44124222

309 916,625.74 1625.591451 0.87252717 13.21517628 10.89618031 16.02739194 11.98420645

310 7,571,028.96 1869.127321 0.838102797 12.62255442 10.85090052 16.01055724 11.90301028

311 3,667,512.25 1765.221717 0.845836504 13.38246715 10.8352412 15.46981285 13.24444345

312 8,749,006.24 1449.205137 0.868011348 14.21096298 8.877895091 13.67577628 12.94978757

313 6,435,494.13 1774.039349 0.888877728 13.0300269 10.11972547 15.11480474 12.63569067

314 1,273,460.47 1607.449319 0.881605834 13.85933399 11.03720007 16.4005041 11.94641276

315 10,272,186.89 1822.024302 0.918415023 13.5538092 9.476240451 14.4412413 12.82235763

316 1,374,206.93 1685.107533 0.866837324 14.150425 10.7083373 14.26448743 13.47404013

317 17,848,878.93 2070.26092 0.865004241 13.39716082 9.517693267 16.14334068 12.49991641

318 9,520,137.28 1935.008967 0.825592622 13.13691029 9.892664138 14.88288745 12.78279602

319 13,206,770.01 1907.638418 0.90276123 13.65704509 10.25331222 14.25613378 13.41815494

320 5,450,095.30 1756.978673 0.884661737 13.91998104 9.176515543 15.56942831 12.933642

321 5,487,745.02 1725.305654 0.911528029 13.41122744 11.35032014 14.20574359 12.66045316

322 15,154,571.96 1887.754168 0.949063372 12.99150319 10.38078669 14.53229038 13.6070679

323 1,431,537.59 1564.737908 0.919468714 14.02771917 8.449548555 15.99749398 12.24394527

324 12,952,228.77 1920.862887 0.88929542 12.90738815 11.74529013 14.62863216 12.71245547

325 1,473,828.73 1694.569944 0.860878749 13.80610253 9.646801654 15.4165955 12.86304266

326 989,675.82 1594.36202 0.899947252 13.1219383 10.0150504 15.00886646 12.38535577

327 12,465,182.34 1364.366439 0.866486092 13.52797567 10.7338716 17.5636842 12.58603985

328 2,105,179.44 1636.615808 0.838409387 14.07270908 10.25878565 17.47388362 11.67985347

329 16,974,083.61 2019.774266 0.884102962 13.24526612 10.42546191 16.42762216 11.79808003

330 10,471,871.27 1843.656471 0.905087984 13.84496803 10.43004988 13.9579335 13.21324268

331 10,642,771.51 1885.687038 0.87698814 14.41909729 10.63902334 16.42919957 12.52505036

332 114,208.76 1622.136367 0.897055831 13.63674469 9.084335599 15.55890784 12.19524743

333 10,207,562.74 1891.386982 0.865874426 13.33596271 11.14749882 13.32721383 13.12145713

334 880,271.47 1693.261536 0.850476449 12.93498687 10.32247236 16.75651127 11.8174281

335 8,162,861.53 1824.483159 0.88024332 13.30043408 11.39233936 15.04561378 12.92752691

336 6,226,655.68 1782.10725 0.878796633 14.10114349 9.651822178 14.71471333 12.05284851

337 7,009,178.81 1537.895005 0.820484632 13.14261651 10.26614743 15.20095417 12.94409118

338 3,517,707.32 1583.358694 0.855896403 14.1108893 10.45590225 16.39565325 12.72924558

339 6,294,269.33 1552.552712 0.823099204 13.59175742 9.702594961 15.7320727 12.35381934

340 2,185,350.47 1640.881373 0.833151063 13.93057021 8.61720569 15.23585638 12.35210737

341 3,015,554.35 1609.239673 0.843274845 13.04434185 9.396487932 14.98551796 12.18891289

342 69,256.37 1581.909557 0.934978629 12.95961788 10.65032827 16.05672724 12.53196518

343 8,774,611.87 1831.686264 0.8853053 13.56447114 10.19626191 15.75439454 12.35802244

344 13,520,578.14 1953.580726 0.875698635 13.05107993 9.707473422 14.3275388 11.86173451

345 2,155,953.76 1699.233008 0.870162278 13.02739089 9.806103659 16.27342937 11.70788709

346 7,867,438.59 1832.590952 0.86914598 14.1463394 10.58681984 15.40485631 11.64571205

347 7,302,383.59 1795.503354 0.887434105 12.93879865 10.99750826 16.25552759 13.25760118

348 9,758,874.50 1896.974878 0.854721626 13.77526754 8.773607531 17.10531711 12.21361299

349 6,959,876.96 1840.822593 0.847737897 13.33061797 10.79721423 15.92600917 12.29873042

350 7,809,942.16 1783.129028 0.906201506 13.39953454 9.693002159 14.92669439 11.61479467

351 11,899,155.98 1388.670325 0.853310241 13.03552538 11.51923874 13.94143663 12.63135704

352 4,395,347.13 1700.646501 0.912017089 13.2053576 8.946302775 16.09069092 13.54639164

353 1,141,209.53 1705.508669 0.845559771 13.5722579 10.97638323 15.62061996 12.14999621

354 1,382,738.32 1579.81279 0.905554183 14.13683643 9.854993056 13.38557157 12.55837939

355 13,407,620.00 1936.483636 0.885603181 13.34307276 11.61577462 15.20859466 12.19101344

356 8,815,625.03 1892.310555 0.842622678 13.62704826 9.847309339 14.96488024 12.48638755

357 4,563,505.51 1743.007974 0.879639755 13.83590547 9.381479321 13.54239985 12.5428078

358 13,698,537.09 1916.001215 0.904614713 13.80339649 10.49702078 13.85549885 12.40743612

359 5,034,933.53 1834.574057 0.819434215 13.14847907 9.166628456 15.15099955 12.15512031

360 5,839,610.55 1494.778787 0.890546838 13.72686445 8.697424068 15.19611988 12.73406289

212

Tabla 14.12 Resultados del Análisis de Sensibilidad.

@RISK DataPerformed By: Jorge Ralph Paredes TafurDate: viernes, 15 de enero de 2016 03:56:58 p.m.

Name VAN US$. Precio Zinc US$/Tm % Recuperacion Operación Mina 500 tpd Operación Mina 1000 tpd Operación Planta 500 tpd Operación Planta 1000 tpd361 8,472,387.70 1501.049997 0.821439733 13.76333725 10.5420607 14.21329178 12.30312813

362 8,846,126.30 1816.729526 0.897932185 13.4473424 11.2448921 15.71103107 13.37197204

363 2,599,845.35 1573.147427 0.885490721 13.02113933 9.636192937 16.66305551 12.20581706

364 7,661,132.00 1821.492373 0.873855902 13.49947142 10.06662192 15.64285899 12.07282368

365 9,014,740.49 1850.570465 0.875367155 13.71391001 9.862556821 16.30722901 12.13733885

366 9,227,311.11 1867.98934 0.866326483 13.34958996 10.44720187 15.10687255 12.4122069

367 275,663.16 1654.336938 0.860336122 13.49748317 8.507613333 14.81375156 13.16408187

368 7,445,284.98 1849.061251 0.850061381 13.33986303 10.07326851 16.03887938 13.4419595

369 11,978,840.91 1884.561099 0.899625876 13.6407149 9.567704069 16.11272219 11.49870461

370 13,128,231.29 1879.675179 0.922071823 13.54002437 9.152957379 16.56882527 12.73591122

371 6,302,018.84 1486.959122 0.88774386 13.65326112 9.674351674 14.56907412 11.60600737

372 268,759.32 1646.407554 0.86735146 13.48211576 9.953453974 16.84537128 12.52159856

373 9,800,960.56 1862.392673 0.87988658 13.28988496 9.614205907 15.89938918 12.08867453

374 8,178,920.37 1770.39654 0.923185377 13.40446367 9.779773992 15.61087679 11.97733984

375 7,566,927.78 1789.510281 0.896804009 13.53696939 9.45008484 17.43304053 11.42448753

376 1,766,438.31 1633.730641 0.920354462 13.70777453 9.922563521 15.60125007 12.19947277

377 6,061,459.46 1861.972417 0.817935631 13.58501211 8.921840358 16.73043398 13.02592103

378 10,618,501.78 1912.489134 0.857920264 13.97013364 10.49074394 14.14719102 12.55026133

379 3,723,882.91 1682.536614 0.91494883 13.33747266 9.777702333 15.55437303 11.40820583

380 8,537,957.08 1901.822418 0.831723487 13.55861319 10.18947137 15.16187451 11.54753269

381 4,541,100.19 1784.022138 0.84730916 13.85515201 9.288904424 14.55213962 12.04850278

382 11,389,663.25 1856.678971 0.91063337 13.21003287 10.62398128 13.99430811 12.30598695

383 12,370,114.16 1882.695324 0.907396401 14.0639035 10.48752185 14.59187187 12.70067925

384 1,481,881.10 1657.656394 0.892708355 13.4401269 9.511591834 16.26147548 12.17717961

385 8,222,479.64 1746.412806 0.944259163 13.4621331 8.79971817 15.45554644 11.77645302

386 15,414,256.67 2066.412413 0.832696385 13.91441078 11.30424274 17.27211672 11.77065907

387 8,133,708.85 1879.254075 0.840410426 13.86030858 8.479886019 15.62938241 11.66923611

388 12,230,269.78 1944.969055 0.861440567 13.84233233 9.309679845 15.8828758 13.17120617

389 715,616.64 1714.796529 0.830086408 13.88107467 9.24532152 17.45633132 12.59067074

390 10,356,075.69 1838.819839 0.906817789 12.95347973 10.67289058 16.16906371 13.17936629

391 4,173,953.73 1544.719093 0.878215464 13.76735126 9.714140832 17.12676449 12.8170028

392 2,509,939.75 1661.153345 0.910137206 13.8148435 10.6619252 14.90418864 13.32202669

393 5,000,990.64 1530.72273 0.873266342 13.31070937 11.09886659 14.6037495 13.2752319

394 899,463.19 1659.826674 0.879136309 13.4580967 9.441357658 14.75410306 13.33553223

395 171,389.08 1714.0027 0.813879053 13.87058947 9.202030378 13.26088964 12.42514086

396 11,244,018.81 1875.472908 0.894221986 13.76950802 10.09944937 16.44979732 13.12826269

397 9,305,805.76 1804.251522 0.915711678 14.18506642 8.269797242 16.20895311 12.79567289

398 11,004,846.29 1921.209064 0.858147204 14.20191577 8.599386576 14.30480066 11.93036338

399 210,823.14 1676.433165 0.851308925 13.26399372 9.825022833 16.17355972 12.28284447

400 961,063.41 1554.765762 0.940154634 13.8104997 9.801007638 17.38365411 13.85877468

@RISK Sensitivity AnalysisPerformed By: Jorge Ralph Paredes TafurDate: viernes, 15 de enero de 2016 03:56:59 p.m.

Rank For F33

Sheet Cell Name Description VAN

Regression Coeff.RSqr=0.999

#1 Hoja1 B1 Precio Zinc US$/Tm RiskLognorm2(7.0941,0.13938,RiskSh 0.962

#2 Hoja2 B3 % Recuperacion RiskTriang(0.8,0.88,0.95,RiskStatic(00.153

#3 Hoja2 AZ10 Operación Planta 1000 tpd RiskTriang(11,12.42,14,RiskStatic(12 -0.022

#4 Hoja2 B10 Operación Planta 500 tpd RiskTriang(13,15.5,18,RiskStatic(15.5-0.021

#5 Hoja2 AZ8 Operación Mina 1000 tpd RiskTriang(8,10.23,12,RiskStatic(10.2-0.007

#6 Hoja2 B8 Operación Mina 500 tpd RiskTriang(12.5,13.5,14.5,RiskStatic(-0.004

213

Figura 14.5 Probabilidad de Utilidad de US$ 6'792,342.43 (46.5%)

Figura 14.6 Análisis de Tornado (Fuente Propia)

214

CONCLUSIONES

1. El inventario de recursos con que cuenta el proyecto asciende a 2,

037,453 Tm. de mineral (con ley de zinc mayor a 5%) con ley de

7.4%Zn, el Cut Off de explotación se ha definido a partir de

parámetros de recuperación metalúrgica, precio de los metales,

comercialización del concentrado, costo total de operación, etc., para

una producción de 500 tpd, el cual es 5.07%Zn (Tomando en cuenta la

dilución). Siendo el Cut Off sin dilución de 4.41%Zn., lo que ha

permitido contar en calidad de Reservas con un total de 1, 386,196 tm

con ley de 6.67%Zn.

2. La estimación de reservas de mina ha sido determinada a partir de un

plan que contempla una producción de 180000 Tm de mineral el año

01 a un ritmo de producción de 500 tpd, 360000 Tm de mineral en

cada uno de los periodos 02, 03 Y 04, a un ritmo de producción de

1000 tpd.

215

3. Se ha evaluado un Cut-Off bajo un escenario conservador (Precio Zinc

1793.49 U$/Tm), considerando un costo de mineral de 55.87 $/tm para

un ritmo de explotación de 500 tpd de mineral fresco, y de 37.68 $/tm

para un ritmo de producción de 1000 tpd.

4. Observamos que el precio mínimo rentable del zinc es de US$

1650.00. En la actualidad el precio del zinc es menor, lo cual hace por

el momento no rentable el proyecto observando la tendencia del precio

del zinc a la caída y al aumento del precio del dólar. Sin embargo

debido a las leyes, volumen y zonas oeste y este aun por explorar,

hace de este proyecto muy interesante en caso los precios

nuevamente alcancen valores cercanos a los US$1800.00. Por otro

lado, debido al método de explotación, hace de este proyecto todo un

reto para las áreas de geomecánica, operación mina y planeamiento,

por ser una de las pocas minas con un método de explotación tan

complejo como el Sub Level Caving en el Perú.

5. Las instalaciones tales como campamentos, planta, relaveras,

canchas de desmonte y de mineral, planta de energía eléctrica, posta

médica y oficinas, se encuentran dentro de las concesiones de

Azulcochamining. Para la ampliación de planta se necesita un nuevo

estudio de impacto ambiental, ya que la producción se incrementaría a

más del 50%, además de permisos y estudios ambientales que sean

necesarios para la construcción de la etapa 1B correspondiente a la

presa de relaves.

216

6. El monto de inversión total es de US$ 5, 000,000.00, el cual incluye

los costos de ampliación de planta, adquisición de equipos faltante

para operación mina y construcción de la etapa 1 B de la presa de

relaves

7. El análisis de sensibilidad ha mostrado que la variable con más

injerencia en la valorización es el precio del zinc, y segundo, el

porcentaje de recuperación. El departamento de planta metalúrgica de

la Mina Azulcocha, tiene el reto de incrementar el porcentaje de

recuperación a valores superiores a 90.0 %. En lo que respecta al área

de operaciones, es necesario incrementar la producción a 1000 tpd,

reduciendo los costos de operación, los costos de planta. Según la

simulación realizada mediante el programa @RISK, existe una

probabilidad de 46.5% de obtener un VAN de US$ 6 792,342.43

durante 04 periodos anuales.

8. Se recomienda iniciar los permisos y autorizaciones para la ampliación

de la planta, de 500 a 1000 tpd en un lapso menor a 01 año, y hacer

las modificaciones necesarias para convertirla en una planta

polimetálica, ya que en zonas aledañas a Azulcocha, hay pequeños

productores mineros que comercializan material polimetálico (Pb, Ag,

Cu), las cuales pueden procesarse en la planta Azulcocha. El costo

aproximado por tratamiento de mineral para terceros puede estimarse

en US$ /Tm 46.00. Además se recomienda modificar la planta para

que procese mineral con ley mayor a 7%, debido a que estudios

217

geológicos indican zonas con reservas con leyes que llegan hasta el

13%.

9. Iniciar los trámites para la autorización sanitaria de vertimiento de

aguas industriales, reúso de aguas industriales, reúso de aguas

domésticas, operación de insumos químicos fiscalizados y la

modificación del EIA para incrementar la producción a 1000 tpd,

incluyendo la construcción de la etapa 1-B de la presa de Relaves.

10. Como vemos en los cuadros de flujo de caja, los costos de

comercialización son elevados (2.38 Y 2.87 US$/Tconc Zinc para 500

y 1000 tpd en promedio). Se debe replantear el uso de camiones de

mayor capacidad, de esa manera se reduce el número de viajes y los

costos de muestreo por camión.

11. Optimizar la producción para mantener la uniformidad de ley de

mineral. La rentabilidad del proyecto se debe de extraer el mineral de

los niveles superiores a los inferiores (115, 95, 80, 40, -20, -40) para

garantizar el aumento de la ley de cabeza de Zn en los primeros años

de producción, de esta manera se aumentará el flujo de caja

económico y el pay back será menor.

12. Realizar evaluaciones geomecánicas adicionales para optimizar el

método de minado. El monitoreo geomecánico deberá ser constante,

mediante análisis de deformaciones, subsidencia, puntos de

convergencia, pruebas de pull test.

218

13. Involucrar a todas las áreas desde el inicio de la operación en la mina

Azulcocha.

14. Orientar las inversiones hacia la evaluación de potencial geológico.

Identificación, evaluar y promover nuevos targets de exploración.

15. Fomentar la relación con socios para que los proyectos cercanos sean

atractivos.

16. Establecer objetivos empresariales que permitan asegurar continuidad

operativa.

17. Mejorar el monitoreo ambiental para afrontar a las Autoridades

Ambientales.

219

BIBLIOGRAFIA

1. RICHARD E. GOODMAN, Introduction to Rock Mechanics, Second Edition,

1989.

2. BRADY, E.T. BROWN, Rock Mechanics for underground mining, Third Edition,

Kluwer Academic Publishers B.H.G, 2004.

3. NERIO H. ROBLES ESPINOZA, Excavación y sostenimiento de túneles en

roca, CONCYTEC, 1994.

4. Mine Planning and Equipment Selection, Proceedings of the 22nd MPES

Conference, Dresden, Germany, 14th – 19th October 2013.

5. VENA RESOURCE INC, Evaluación de reservas mina Azulcocha, Octubre

2011.

6. Catalogo productos minería JENNMAR Año 2014.

220

ANEXOS

ANEXOS

Anexo 01 Cuadro de Producción mes 01 Mina Azulcocha(500 tpd)

AVANCE MINERAL

MINA NIVEL LABOR TIPO LABOR H A M/D AVANCE TMS Fase Estructura Minado % ZN Mn % AS % ZN. %Mn . % AS.

AZULCOCHA 115 GAL 723W GAL 3 3 M 20 417.6 EXPLORACION 2.4 3 7.95 10.32 0.52 6.36 8.26 0.42

AZULCOCHA 115 GAL 853 GAL 2.5 2.5 M 30 435 EXPLORACION 2.4 3 6.85 1.95 1.41 5.48 1.56 1.13

AZULCOCHA 115 DP 683 S DP 3 3 M 16 334.08 PREPARACION 2.4 3 6.75 10.32 0.52 5.40 8.26 0.42

AZULCOCHA 115 DP 675 N DP 3 3 M 5 104.4 PREPARACION 2.4 3 6.85 10.32 0.52 5.48 8.26 0.42

AZULCOCHA 115 DP 675 S DP 3 3 M 16 334.08 PREPARACION 2.4 3 7.80 10.32 0.52 6.24 8.26 0.42

87 1625.16 5.85 6.46 0.61

AVANCE DESMONTEAZULCOCHA 95 Rehabilitacion Nv 95 REHABILITACION

AZULCOCHA 115 CR 683 S BP 3 3 D 5 PREPARACION

AZULCOCHA 115 BP 725 BP 3 3 D 25 PREPARACION

AZULCOCHA -40 BP 705 W BP 4 4 D 25 DESARROLLO MINERAL MINA 54.172 TMS

55 MINERAL CANCHAS 195.83 TMS

MINERAL RELAVE 250.00 TMS

142 TOTAL 500 TMS

P

% ZN Mn % AS

MINERAL MINA 1625.16 5.85 6.46 0.61

MINERAL CANCHAS SUPERFICIE 5874.84 5.09 0 2.31 M

MINERAL RELAVE SUPERFICIE 7500 5.81 8 2 M

15000 5.53 4.70 1.97

BALANCE MES 1

PRODUCCION MENSUAL

PARCIAL AVANCE DESMONTE

AVANCE TOTAL

LEY MINERAL

LEY GEOLOGICA LEY MINADO

PROGRAMA DE PRODUCCION MES 1ANCHO

PARCIAL AVANCE MINERAL

PRODUCCION DIARIA MES 1

Anexo 02 Cuadro de Producción mes 02 Mina Azulcocha (500 tpd)

AVANCE MINERAL

MINA NIVEL LABOR TIPO LABOR H A M/D AVANCE TMS Fase Estructura Minado % ZN Mn % AS % ZN Mn % AS

AZULCOCHA 115 GAL 853 GAL 2.5 2.5 M 8 116 EXPLORACION 2 2.5 5.03 1.95 1.41 4.02 1.56 1.13

AZULCOCHA 115 GAL 723W GAL 3 3 M 11 229.68 EXPLORACION 2.4 3 5.51 10.32 0.52 4.41 8.26 0.42

AZULCOCHA 115 DP 663 DP 3 3 M 10 208.8 PREPARACION 2.4 3 5.11 10.32 0.52 4.09 8.26 0.42

AZULCOCHA 115 DP 654 DP 3 3 M 8 167.04 PREPARACION 2.4 3 5.11 10.32 0.52 4.09 8.26 0.42

AZULCOCHA 115 DP 683N DP 3 3 M 13.5 281.88 PREPARACION 2.4 3 4.28 0.06 1.04 3.42 0.05 0.83

AZULCOCHA 115 DP 12 S-N DP 2.5 2.5 M 20 290 PREPARACION 2 2.5 4.28 0.06 1.04 3.42 0.05 0.83

AZULCOCHA 115 DP 11 S-N DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 4.28 0.06 1.04 3.42 0.05 0.83

AZULCOCHA 115 DP 10 S-N DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 4.28 0.06 1.04 3.42 0.05 0.83

AZULCOCHA 115 DP 09 S-N DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 4.28 0.06 1.04 3.42 0.05 0.83

AZULCOCHA 115 GAL 824 GAL 2.5 2.5 M 20 290 EXPLORACION 2 2.5 4.03 1.95 1.41 3.22 1.56 1.13

AZULCOCHA 95 DP724 N DP 3 3 M 15 313.2 PREPARACION 2.4 3 5.11 10.32 0.52 4.09 8.26 0.42

AZULCOCHA 95 DP 724 S DP 3 3 M 5 104.4 PREPARACION 2.4 3 5.11 10.32 0.52 4.09 8.26 0.42

AZULCOCHA 115 GAL 862 GAL 3 3 M 25 522 PREPARACION 2.4 3 5.11 10.32 0.52 4.09 8.26 0.42

AZULCOCHA M 0 0 0

165.5 2958 3.80 4.54 0.66

MINERAL DE TAJOAZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 654 TAJO 18 6 M 10.5 2630.88 EXPLOTACION 1 1 6.65 10.32 0.52 6.65 10.32 0.52

AZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 663 TAJO 18 6 M 13 3257.28 EXPLOTACION 1 1 6.14 10.32 0.52 6.14 10.32 0.52

5888.16 6.37 10.32 0.52

AVANCE DESMONTEAZULCOCHA 95 Rehabilitacion Nv 95 REHABILITACION

AZULCOCHA -40 BP 705 W BP 4 4 D 21 DESARROLLO MINERAL MINA 98.60 TMS

21 MINERAL TAJO 196.27 TMS

MINERAL RELAVE 205.13 TMS

186.5 TOTAL 500 TMS

% ZN Mn % AS

MINERAL MINA 2958 3.80 4.54 0.66

MINERAL TAJO 5888.16 6.37 10.32 0.52

MINERAL RELAVE SUPERFICIE 6153.84 5.5 8 2 M

15000 5.51 8.23 1.15

LEY MINERAL

PROGRAMA DE PRODUCCION MES 2ANCHO

PARCIAL AVANCE DESMONTE

AVANCE TOTAL

BALANCE MES 2

PRODUCCION MENSUAL

LEY GEOLOGICA LEY MINADO

PARCIAL AVANCE MINERAL

PRODUCCION DIARIA MES 2

Anexo 03 Cuadro de Producción mes 03 Mina Azulcocha (500 tpd)

AVANCE MINERAL

MINA NIVEL LABOR TIPO LABOR H A M/D AVANCE TMS Fase Estructura Minado % ZN Mn % AS % ZN Mn % AS

AZULCOCHA 115 DP 692 S DP 3 3 M 15 313.2 PREPARACION 2.4 3 3.96 20.47 0.31 3.17 16.38 0.25

AZULCOCHA 115 DP 701 S DP 3 3 M 19 396.72 PREPARACION 2.4 3 6.21 11.46 0.35 4.97 9.17 0.28

AZULCOCHA 115 DP 701 N DP 3 3 M 18 375.84 PREPARACION 2.4 3 6.21 11.46 0.35 4.97 9.17 0.28

AZULCOCHA 115 DP 710 S DP 3 3 M 19 396.72 PREPARACION 2.4 3 5.83 10.32 0.52 4.66 8.26 0.42

AZULCOCHA 115 GAL 795 S GAL 2.5 2.5 M 26 377 PREPARACION 2 2.5 7.06 0.02 1.28 5.65 0.02 1.02

AZULCOCHA 115 DP 06 S DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 3.00 18.19 0.00 2.40 14.55 0.00

AZULCOCHA 115 DP 07 S DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 6.69 8.00 0.07 5.35 6.40 0.06

AZULCOCHA 95 DP 773 DP 3 3 M 8 167.04 PREPARACION 2.4 3 9.60 4.00 0.50 7.68 3.20 0.40

AZULCOCHA 95 GAL 710 GL 3 3 M 40 835.2 PREPARACION 2.4 3 16.80 5.00 0.30 13.44 4.00 0.24

AZULCOCHA 95 DP 896 DP 3 3 M 10 208.8 PREPARACION 2.4 3 3.74 4.00 0.30 2.99 3.20 0.24

AZULCOCHA 95 DP 887 DP 3 3 M 27 563.76 PREPARACION 2.4 3 3.74 4.00 0.30 2.99 3.20 0.24

AZULCOCHA 115 DP 12 N DP 3 3 M 6.5 135.72 PREPARACION 2.4 3 4.28 0.06 1.04 3.42 0.05 0.83

AZULCOCHA 115 DP 12 S DP 3 3 M 5.5 114.84 PREPARACION 2.4 3 4.28 0.06 1.04 3.42 0.05 0.83

214 4174.84 6.13 5.96 0.36

MINERAL DE TAJOAZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 675 TAJO 18 6 M 20 5011.2 EXPLOTACION 1 1 5.11 10.32 0.52 5.11 10.32 0.52

AZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 853 TAJO 18 5 M 23 4802.4 EXPLOTACION 1 1 4.03 1.95 1.41 6.90 8.50 1.41

9813.60 5.99 9.43 0.96

AVANCE DESMONTE |

AZULCOCHA 115 CR 710 S CR 3 3 D 5 PREPARACION MINERAL MINA 139.1613333 TMS

AZULCOCHA 115 CR 701 S CR 3 3 D 5 PREPARACION MINERAL TAJO 327.12 TMS

AZULCOCHA 115 CR 692 S CR 3 3 D 5 PREPARACION MINERAL RELAVE 33.72 TMS

15 TOTAL 500 TMS

229

% ZN Mn % AS

MINERAL MINA 4174.84 6.13 5.96 0.36

MINERAL TAJO 9813.60 5.99 9.43 0.96

MINERAL RELAVE SUPERFICIE 1011.56 5.5 8 2 M

15000 5.99 8.37 0.86PRODUCCION MENSUAL

PARCIAL AVANCE MINERAL

PARCIAL AVANCE DESMONTE

AVANCE TOTAL

BALANCE MES 3

LEY MINERAL

ANCHO

PROGRAMA DE PRODUCCION MES 3LEY GEOLOGICA LEY MINADO

PRODUCCION DIARIA MES 3

Anexo 04 Cuadro de Producción mes 04 Mina Azulcocha (500 tpd)

AVANCE MINERAL

MINA NIVEL LABOR TIPO LABOR H A M/D AVANCE TMS Fase Estructura Minado % ZN Mn % AS % ZN Mn % AS

AZULCOCHA 115 DP 718 S DP 3 3 M 20 417.6 PREPARACION 2.4 3 3.35 7.50 0.60 2.68 6.00 0.48

AZULCOCHA 115 DP 718 N DP 3 3 M 21 438.48 PREPARACION 2.4 3 3.35 7.50 0.60 2.68 6.00 0.48

AZULCOCHA 115 DP 726 S DP 3 3 M 9 187.92 PREPARACION 2.4 3 3.35 7.50 0.60 2.68 6.00 0.48

AZULCOCHA 115 DP 735 N DP 3 3 M 24 501.12 PREPARACION 2.4 3 7.56 0.03 1.30 6.05 0.02 1.04

AZULCOCHA 115 DP 03 S DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 6.69 8.00 0.70 5.35 6.40 0.56

AZULCOCHA 115 DP 04 S DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 6.69 8.00 0.70 5.35 6.40 0.56

AZULCOCHA 95 GAL 710 GL 3 3 M 28 584.64 PREPARACION 2.4 3 5.83 10.32 0.52 4.66 8.26 0.42

AZULCOCHA 95 DP 878N DP 2.5 2.5 M 20 290 PREPARACION 2.4 2.5 3.74 4.00 0.30 3.59 3.84 0.29

AZULCOCHA 95 DP 678 N DP 3 3 M 20 417.6 PREPARACION 2.4 3 3.74 4.00 0.30 2.99 3.20 0.24

AZULCOCHA 95 DP 678 S DP 3 3 M 10 208.8 PREPARACION 2.4 3 3.74 4.00 0.30 2.99 3.20 0.24

AZULCOCHA 95 DP 685 S DP 3 3 M 10 208.8 PREPARACION 2.4 3 3.74 4.00 0.30 2.99 3.20 0.24

AZULCOCHA 115 DP 11 N DP 3 3 M 6.5 135.72 PREPARACION 2.4 3 4.28 0.06 1.04 3.42 0.05 0.83

AZULCOCHA 115 DP 11 S DP 3 3 M 5.5 114.84 PREPARACION 2.4 3 4.28 0.06 1.04 3.42 0.05 0.83

AZULCOCHA 115 DP 11 N DP 3 3 M 4 83.52 PREPARACION 2.4 3 4.28 0.06 1.04 3.42 0.05 0.83

AZULCOCHA 115 DP 11 S DP 3 3 M 3 62.64 PREPARACION 2.4 3 4.28 0.06 1.04 3.42 0.05 0.83

201 3941.68 3.81 4.25 0.52

MINERAL DE TAJOAZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 853 TAJO 18 5 M 15 3132 EXPLOTACION 1 1 6.03 1.95 1.41 6.03 1.95 1.41

AZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 824 TAJO 18 5 M 10 2088 EXPLOTACION 1 1 6.78 7.71 0.64 6.78 7.71 0.64

AZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 683 TAJO 18 6 M 23 5762.88 EXPLOTACION 1 1 6.11 10.32 0.52 6.11 10.32 0.52

10982.88 6.21 7.44 0.80

AVANCE DESMONTEAZULCOCHA

AZULCOCHA 115 CR 718 S CR 3 3 D 4 PREPARACION MINERAL MINA 131.3893333 TMS

AZULCOCHA MINERAL TAJO 366.10 TMS

AZULCOCHA MINERAL RELAVE 2.51 TMS

AZULCOCHA TOTAL 500 TMS

4

205

% ZN Mn % AS

MINERAL MINA 3941.68 3.81 4.25 0.52

MINERAL TAJO 10982.88 6.21 7.44 0.80

MINERAL RELAVE SUPERFICIE 75.44 5.5 8 2 M

15000 5.58 6.60 0.73

PARCIAL AVANCE DESMONTE

AVANCE TOTAL

LEY MINERAL

BALANCE MES 4

PROGRAMA DE PRODUCCION MES 4ANCHO LEY GEOLOGICA LEY MINADO

PARCIAL AVANCE MINERAL

PRODUCCION MENSUAL

PRODUCCION DIARIA MES 4

Anexo 05 Cuadro de Producción mes 05 Mina Azulcocha (500 tpd)

AVANCE MINERAL

MINA NIVEL LABOR TIPO LABOR H A M/D AVANCE TMS Fase Estructura Minado % ZN Mn % AS % ZN Mn % AS

AZULCOCHA 115 GAL 776 GAL 2.5 2.5 M 17 246.5 PREPARACION 2.4 3 7.56 0.03 1.30 6.05 0.02 1.04

AZULCOCHA 115 DP 01 S DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2.4 3 7.56 0.03 1.30 6.05 0.02 1.04

AZULCOCHA 115 DP 01 N DP 2.5 2.5 M 25 362.5 PREPARACION 2.4 3 7.56 0.03 1.30 6.05 0.02 1.04

AZULCOCHA 115 GAL 731 GAL 3 3 M 25 522 PREPARACION 2.4 3 6.69 8.00 0.70 5.35 6.40 0.56

AZULCOCHA 115 DP 754 S DP 3 3 M 19 396.72 PREPARACION 2.4 3 6.69 8.00 0.70 5.35 6.40 0.56

AZULCOCHA 95 DP 878N DP 2.5 2.5 M 7 101.5 PREPARACION 2.4 2.5 3.74 4.00 0.30 3.59 3.84 0.29

AZULCOCHA 95 DP 691 N DP 3 3 M 25 522 PREPARACION 2.4 3 22.74 8.00 0.70 18.19 6.40 0.56

AZULCOCHA 95 DP 691 S DP 3 3 M 12 250.56 PREPARACION 2.4 3 22.74 8.00 0.70 18.19 6.40 0.56

AZULCOCHA 95 DP 697 N DP 3 3 M 14 292.32 PREPARACION 2.4 3 22.74 8.00 0.70 18.19 6.40 0.56

AZULCOCHA 95 DP 697 S DP 3 3 M 14 292.32 PREPARACION 2.4 3 22.74 8.00 0.70 18.19 6.40 0.56

AZULCOCHA 95 GAL 880 GAL 2.5 2.5 M 24 348 PREPARACION 2.4 2.5 3.74 4.00 0.30 3.59 3.84 0.29

AZULCOCHA 95 DP 869 DP 2.5 2.5 M 6 87 PREPARACION 2.4 2.5 3.74 4.00 0.30 3.59 3.84 0.29

198 3566.42 10.12 4.67 0.62

MINERAL DE TAJOAZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 12 S TAJO 17 6 M 12 2839.68 EXPLOTACION 1 1 4.03 1.95 1.41 4.03 1.95 1.41

AZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 11 S TAJO 17 6 M 13 3076.32 EXPLOTACION 1 1 4.03 1.95 1.41 4.03 1.95 1.41

AZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 692 TAJO 18 6 M 20 5011.2 EXPLOTACION 1 1 5.83 10.32 0.52 5.83 10.32 0.52

10927.20 4.86 5.79 1.00

AVANCE DESMONTEAZULCOCHA 95 RP (-) 735 CR 3 3 D 30 DESARROLLO

AZULCOCHA CR 3 3 D

AZULCOCHA RP 4 4 D MINERAL MINA 118.8806667 TMS

30 MINERAL TAJO 364.24 TMS

MINERAL RELAVE 16.88 TMS

228 TOTAL 500 TMS

% ZN Mn % AS

MINERAL MINA 3566.42 10.12 4.67 0.62

MINERAL TAJO 10927.20 4.86 5.79 1.00

MINERAL RELAVE SUPERFICIE 506.38 5.5 8 2 M

15000 6.13 5.60 0.94PRODUCCION MENSUAL

AVANCE TOTAL

LEY MINERAL

BALANCE MES 5

PROGRAMA DE PRODUCCION MES 5ANCHO LEY GEOLOGICA LEY MINADO

PARCIAL AVANCE MINERAL

PARCIAL AVANCE DESMONTE

PRODUCCION DIARIA MES 5

Anexo 06 Cuadro de Producción mes 06 Mina Azulcocha (500 tpd)

AVANCE MINERAL

MINA NIVEL LABOR TIPO LABOR H A M/D AVANCE TMS Fase Estructura Minado % ZN Mn % AS % ZN Mn % AS

AZULCOCHA 115 GAL 731 GAL 3 3 M 24 501.12 PREPARACION 2.4 3 6.69 8.00 0.70 5.35 6.40 0.56

AZULCOCHA 115 DP 754 N DP 3 3 M 8 167.04 PREPARACION 2.4 3 6.69 8.00 0.70 5.35 6.40 0.56

AZULCOCHA 115 DP 761 N DP 3 3 M 15 313.2 EXPLORACION 2.4 3 6.69 8.00 0.70 5.35 6.40 0.56

AZULCOCHA 115 DP 761 S DP 3 3 M 8 167.04 PREPARACION 2.4 3 6.69 8.00 0.70 5.35 6.40 0.56

AZULCOCHA 95 DP 704 S DP 3 3 M 20 417.6 PREPARACION 2.4 3 16.80 0.70 0.60 13.44 0.56 0.48

AZULCOCHA 95 DP 704 N DP 3 3 M 18 375.84 PREPARACION 2.4 3 16.80 0.70 0.60 13.44 0.56 0.48

AZULCOCHA 95 DP 685 S DP 3 3 M 15 313.2 PREPARACION 2.4 3 18.19 8.80 0.70 14.55 7.04 0.56

AZULCOCHA 95 DP 685 N DP 3 3 M 20 417.6 PREPARACION 2.4 3 18.19 8.80 0.70 14.55 7.04 0.56

AZULCOCHA 95 DP 860 DP 2.5 2.5 M 5 72.5 PREPARACION 2 2.5 3.74 4.00 0.30 2.99 3.20 0.24

AZULCOCHA 95 DP 847 DP 2.5 2.5 M 5 72.5 PREPARACION 2 2.5 3.74 4.00 0.30 2.99 3.20 0.24

138 2817.64 9.89 4.76 0.52

MINERAL DE TAJOAZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 692 TAJO 18 6 M 30 7516.8 EXPLOTACION 1 1 5.50 20.47 0.31 5.50 20.47 0.31

AZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 10 S TAJO 17 6 M 9 2129.76 EXPLOTACION 1 1 9.56 0.03 1.30 9.56 0.03 1.30

9646.56 6.40 15.96 0.53

AVANCE DESMONTEAZULCOCHA 95 RP (-) 735 BP 3 3 D 45 DESARROLLO

AZULCOCHA MINERAL MINA 93.92133333 TMS

AZULCOCHA MINERAL CANCHAS 321.55 TMS

AZULCOCHA MINERAL RELAVE 84.53 TMS

45 TOTAL 500 TMS

183

% ZN Mn % AS

MINERAL MINA 2817.64 9.89 4.76 0.52

MINERAL TAJO 9646.56 6.40 15.96 0.53

MINERAL RELAVE SUPERFICIE 2535.80 5 8 2 M

15000 6.82 12.51 0.78

PARCIAL AVANCE MINERAL

PROGRAMA DE PRODUCCION MES 6

PARCIAL AVANCE DESMONTE

AVANCE TOTAL

LEY MINERAL

BALANCE MES 6

PRODUCCION MENSUAL

PRODUCCION DIARIA MES 6

LEY GEOLOGICA LEY MINADOANCHO

Anexo 07 Cuadro de Producción mes 07 Mina Azulcocha (500 tpd)

AVANCE MINERAL

MINA NIVEL LABOR TIPO LABOR H A M/D AVANCE TMS Fase Estructura Minado % ZN Mn % AS % ZN Mn % AS

AZULCOCHA 115 DP 772 S DP 3 3 M 7 146.16 PREPARACION 2.4 3 9.56 0.03 1.30 7.65 0.02 1.04

AZULCOCHA 115 DP 772 N DP 3 3 M 15 313.2 PREPARACION 2.4 3 9.56 0.03 1.30 7.65 0.02 1.04

AZULCOCHA 115 DP 775 S GAL 3 3 M 16 334.08 EXPLORACION 2.4 3 9.56 0.03 1.30 7.65 0.02 1.04

AZULCOCHA 115 DP 775 N DP 3 3 M 13 271.44 PREPARACION 2.4 3 9.56 0.03 1.30 7.65 0.02 1.04

AZULCOCHA 95 DP 718 S DP 3 3 M 10 208.8 PREPARACION 2.4 3 16.18 5.00 0.30 12.94 4.00 0.24

AZULCOCHA 95 DP 718 N DP 3 3 M 15 313.2 PREPARACION 2.4 3 16.18 5.00 0.30 12.94 4.00 0.24

AZULCOCHA 95 GAL 765 GL 3 3 M 30 626.4 PREPARACION 2.4 3 9.60 4.00 0.50 7.68 3.20 0.40

AZULCOCHA 115 DP 767 N DP 3 3 M 15 313.2 PREPARACION 2.4 3 9.56 0.03 1.30 7.65 0.02 1.04

AZULCOCHA 115 DP 767 S DP 3 3 M 8 167.04 PREPARACION 2.4 3 9.56 0.03 1.30 7.65 0.02 1.04

129 2693.52 8.68 1.53 0.74

MINERAL DE TAJOAZULCOCHA NV95 A NV 115 TAJO 887 TAJO 17 6 M 12 2839.68 EXPLOTACION 1 1 5.92 3.00 0.40 5.92 3.00 0.40

AZULCOCHA NV95 A NV 115 TAJO 878 TAJO 17 6 M 17 4022.88 EXPLOTACION 1 1 7.36 2.00 0.40 7.36 2.00 0.40

AZULCOCHA NV95 A NV 115 TAJO 678 TAJO 17 6 M 22 5206.08 EXPLOTACION 1 1 7.36 2.00 0.40 7.36 2.00 0.40

12068.64 7.02 2.24 0.40

AVANCE DESMONTEAZULCOCHA 95 RP (-) 735 BP 3 3 D 60 DESARROLLO

AZULCOCHA MINERAL MINA 89.784 TMS

AZULCOCHA MINERAL TAJO 402.29 TMS

AZULCOCHA MINERAL RELAVE 7.93 TMS

AZULCOCHA TOTAL 500 TMS

60

189

% ZN Mn % AS

MINERAL MINA 2693.52 8.68 1.53 0.74

MINERAL TAJO 12068.64 7.02 2.24 0.40

MINERAL RELAVE SUPERFICIE 237.84 5.5 8 2 M

15000 7.30 2.20 0.49

PARCIAL AVANCE MINERAL

PARCIAL AVANCE DESMONTE

AVANCE TOTAL

LEY MINERAL

BALANCE MES 7

PRODUCCION MENSUAL

ANCHO LEY GEOLOGICA LEY MINADO

PROGRAMA DE PRODUCCION MES 7

PRODUCCION DIARIA MES 7

Anexo 08 Cuadro de Producción mes 08 Mina Azulcocha (500 tpd)

MINA NIVEL LABOR TIPO LABOR H A M/D AVANCE TMS Fase Estructura Minado % ZN Mn % AS % ZN Mn % AS

AZULCOCHA 95 DP 731 S DP 3 3 M 2 41.76 PREPARACION 2.4 3 16.80 5.00 0.30 13.44 4.00 0.24

AZULCOCHA 95 DP 731 N DP 3 3 M 17.5 365.4 PREPARACION 2.4 3 16.80 5.00 0.30 13.44 4.00 0.24

AZULCOCHA 95 DP 737 S DP 3 3 M 5 104.4 PREPARACION 2.4 3 16.80 5.00 0.30 13.44 4.00 0.24

AZULCOCHA 95 DP 737 N DP 3 3 M 15 313.2 PREPARACION 2.4 3 16.80 5.00 0.30 13.44 4.00 0.24

AZULCOCHA 95 DP 748 S DP 3 3 M 4 83.52 PREPARACION 2.4 3 16.80 5.00 0.30 13.44 4.00 0.24

AZULCOCHA 95 DP 748 N DP 3 3 M 10 208.8 PREPARACION 2.4 3 9.60 4.00 0.50 7.68 3.20 0.40

AZULCOCHA 95 DP 754 S DP 3 3 M 21 438.48 PREPARACION 2.4 3 9.60 4.00 0.50 7.68 3.20 0.40

AZULCOCHA 95 DP 754 N DP 3 3 M 2 41.76 PREPARACION 2.4 3 5.52 3.00 0.40 4.42 2.40 0.32

AZULCOCHA 95 DP 760 S DP 3 3 M 27 563.76 PREPARACION 2.4 3 5.52 3.00 0.40 4.42 2.40 0.32

AZULCOCHA 95 DP 760 N DP 3 3 M 3 62.64 PREPARACION 2.4 3 5.52 3.00 0.40 4.42 2.40 0.32

AZULCOCHA 95 DP 767 S DP 3 3 M 28 584.64 PREPARACION 2.4 3 5.52 3.00 0.40 4.42 2.40 0.32

AZULCOCHA 95 DP 767 N DP 3 3 M 7 146.16 PREPARACION 2.4 3 5.52 3.00 0.40 4.42 2.40 0.32

AZULCOCHA 95 GAL 765 GL 3 3 M 15 313.2 PREPARACION 2.4 3 5.52 3.00 0.40 4.42 2.40 0.32

156.5 3267.72 7.57 3.00 0.31

MINERAL DE TAJOAZULCOCHA NV95 A NV 115 TAJO 685 TAJO 17 6 M 40 9465.6 EXPLOTACION 1 1 18.14 8.80 0.70 18.14 8.80 0.70

AZULCOCHA NV95 A NV 115 TAJO 896 L TAJO 17 5 M 10 1972 EXPLOTACION 1 1 5.92 3.00 0.40 5.92 3.00 0.40

11437.60 16.03 7.80 0.65

AVANCE DESMONTEAZULCOCHA 80 CR CR 750 3 3 D 20 DESARROLLO

AZULCOCHA D PREPARACION

AZULCOCHA D PREPARACION

AZULCOCHA D PREPARACION

AZULCOCHA D PREPARACION

AZULCOCHA D DESARROLLO

20

176.5

% ZN Mn % AS

MINERAL MINA 3267.72 7.57 3.00 0.31

MINERAL TAJO 11437.60 16.03 7.80 0.65

MINERAL RELAVE 294.68 5.5 8 2

15000.00 13.98 6.76 0.60

PARCIAL AVANCE MINERAL

PROGRAMA DE PRODUCCION MES 8ANCHO

PRODUCCION MENSUAL

LEY GEOLOGICA LEY MINADO

PARCIAL AVANCE DESMONTE

AVANCE TOTAL

LEY MINERAL

BALANCE MES 8

Anexo 09 Cuadro de Producción mes 09 Mina Azulcocha (500 tpd)

AVANCE MINERAL

MINA NIVEL LABOR TIPO LABOR H A M/D AVANCE TMS Fase Estructura Minado % ZN Mn % AS % ZN Mn % AS

AZULCOCHA 95 DP 773 DP 3 3 M 28 584.64 PREPARACION 2.4 3 5.92 3.00 0.40 4.74 2.40 0.32

AZULCOCHA 95 DP 779 DP 3 3 M 20 417.6 PREPARACION 2.4 3 5.92 3.00 0.40 4.74 2.40 0.32

AZULCOCHA 95 DP 806 DP 2.5 2.5 M 5 72.5 EXPLORACION 2 2.5 5.78 2.50 0.60 4.62 2.00 0.48

AZULCOCHA 95 DP 820 DP 2.5 2.5 M 5 72.5 EXPLORACION 2 2.5 5.78 2.50 0.60 4.62 2.00 0.48

AZULCOCHA 95 DP 833 DP 2.5 2.5 M 5 72.5 PREPARACION 2 2.5 5.78 2.50 0.60 4.62 2.00 0.48

AZULCOCHA 80 GAL 750 GAL 2.5 2.5 M 20 290 EXPLORACION 2 2.5 5.78 2.50 0.60 4.62 2.00 0.48

AZULCOCHA 80 GAL 780 GAL 3 3 M 20 417.6 EXPLORACION 2.4 3 5.78 2.50 0.60 4.62 2.00 0.48

103 1927.34 4.68 2.21 0.40

MINERAL DE TAJOAZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 701 TAJO 18 6 M 18 4510.08 EXPLOTACION 1 1 11.44 15.00 0.52 11.44 15.00 0.52

AZULCOCHA NV95 A NV 115 TAJO 691 TAJO 17 6 M 21 4969.44 EXPLOTACION 1 1 11.44 15.00 0.52 11.44 15.00 0.52

AZULCOCHA NV95 A NV 115 TAJO 890 L TAJO 17 5 M 20 3944 EXPLOTACION 1 1 6.82 3.20 0.08 6.82 3.20 0.08

13423.52 10.08 11.53 0.39

AVANCE DESMONTE

AZULCOCHA D PREPARACION

AZULCOCHA D PREPARACION

AZULCOCHA D PREPARACION

AZULCOCHA D PREPARACION

AZULCOCHA D DESARROLLO

0

103

% ZN Mn % AS

MINERAL MINA 1927.34 4.68 2.21 0.40

MINERAL TAJO 13423.52 10.08 11.53 0.39

MINERAL RELAVE -350.86 5.5 8 2

15000 9.50 10.42 0.35

BALANCE MES 9

PROGRAMA DE PRODUCCION MES 9ANCHO LEY GEOLOGICA LEY MINADO

PARCIAL AVANCE DESMONTE

AVANCE TOTAL

LEY MINERAL

PRODUCCION MENSUAL

PARCIAL AVANCE MINERAL

Anexo 10 Cuadro de Producción mes 10 Mina Azulcocha (500 tpd)

AVANCE MINERAL

MINA NIVEL LABOR TIPO LABOR H A M/D AVANCE TMS Fase Estructura Minado % ZN Mn % AS % ZN Mn % AS

AZULCOCHA 80 GAL 750 GAL 2.5 2.5 M 30 435 EXPLORACION 2 2.5 6.82 3.00 0.08 5.46 2.40 0.06

AZULCOCHA 80 GAL 780 GAL 3 3 M 30 626.4 EXPLORACION 2.4 3 9.56 3.50 1.20 7.65 2.80 0.96

AZULCOCHA 80 DP 135 DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 6.82 3.00 0.08 5.46 2.40 0.06

AZULCOCHA 80 DP 125 DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 6.82 3.00 0.08 5.46 2.40 0.06

AZULCOCHA 80 DP 115 DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 12.80 3.40 1.00 10.24 2.72 0.80

AZULCOCHA 80 DP 735 S DP 3 3 M 10 208.8 PREPARACION 2.4 3 12.80 3.40 1.00 10.24 2.72 0.80

100 1705.2 7.25 2.61 0.55

MINERAL DE TAJOAZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 701 TAJO 18 6 M 24 6013.44 EXPLOTACION 1 1 6.21 11.46 0.35 6.21 11.46 0.35

AZULCOCHA NV95 A NV 115 TAJO 691 TAJO 17 6 M 15 3549.6 EXPLOTACION 1 1 11.44 15.00 0.52 11.44 15.00 0.52

AZULCOCHA NV95 A NV 115 TAJO 890 L TAJO 17 5 M 17 3352.4 EXPLOTACION 1 1 4.27 4.00 0.30 4.27 4.00 0.30

1 1 0.00 0.00 0.00

1 1 0.00 0.00 0.00

12915.44 7.14 10.50 0.38

AVANCE DESMONTE

0

100

% ZN Mn % AS

MINERAL MINA 1705.20 7.25 2.61 0.55

MINERAL TAJO 12915.44 7.14 10.50 0.38

MINERAL RELAVE 379.36 5.5 8 2

15000 7.11 9.54 0.44

PARCIAL AVANCE MINERAL

PARCIAL AVANCE DESMONTE

LEY MINADO

PROGRAMA DE PRODUCCION MES 10ANCHO LEY GEOLOGICA

PRODUCCION MENSUAL

AVANCE TOTAL

LEY MINERAL

BALANCE MES 10

Anexo 11 Cuadro de Producción mes 11 Mina Azulcocha (500 tpd)

AVANCE MINERAL

MINA NIVEL LABOR TIPO LABOR H A M/D AVANCE TMS Fase Estructura Minado % ZN Mn % AS % ZN Mn % AS

AZULCOCHA 80 GAL 750 GAL 2.5 2.5 M 30 435 EXPLORACION 2 2.5 6.82 3.20 0.08 5.46 2.56 0.06

AZULCOCHA 80 GAL 780 GAL 3 3 M 30 626.4 EXPLORACION 2.4 3 6.82 3.20 0.08 5.46 2.56 0.06

AZULCOCHA 80 DP 105 DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 8.69 3.50 1.10 6.95 2.80 0.88

AZULCOCHA 80 DP 95 DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 8.69 3.50 1.10 6.95 2.80 0.88

AZULCOCHA 80 DP 85 DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 8.69 3.50 1.10 6.95 2.80 0.88

AZULCOCHA 80 DP 75 DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 8.69 3.50 1.10 6.95 2.80 0.88

AZULCOCHA 80 DP 728 S DP 3 3 M 14 292.32 PREPARACION 2.4 3 6.82 3.00 0.08 5.46 2.40 0.06

AZULCOCHA 80 DP 735 S DP 3 3 M 17 354.96 PREPARACION 2.4 3 6.82 3.00 0.08 5.46 2.40 0.06

AZULCOCHA 80 DP 744 N DP 3 3 M 11 229.68 PREPARACION 2.4 3 12.18 3.40 1.00 9.74 2.72 0.80

142 2518.36 6.19 2.59 0.32

MINERAL DE TAJOAZULCOCHA NV95 A NV 115 TAJO 697 TAJO 17 6 M 20 4732.8 EXPLOTACION 1 1 18.14 8.80 0.70 18.14 8.80 0.70

AZULCOCHA NV95 A NV 115 TAJO 850 TAJO 17 6 M 20 4732.8 EXPLOTACION 1 1 5.92 3.00 0.40 5.92 3.00 0.40

AZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 710 TAJO 18 6 M 15 3758.4 EXPLOTACION 1 1 16.80 5.00 0.30 16.80 5.00 0.30

13224.00 13.39 5.64 0.48

AVANCE DESMONTE

0

142

% ZN Mn % AS

MINERAL MINA 2518.36 6.19 2.59 0.32

MINERAL TAJO 13224.00 13.39 5.64 0.48

MINERAL RELAVE -742.36 5.5 8 2

15000 12.57 5.01 0.38

AVANCE TOTAL

LEY MINERAL

BALANCE MES 11

PRODUCCION MENSUAL

PARCIAL AVANCE MINERAL

PARCIAL AVANCE DESMONTE

PROGRAMA DE PRODUCCION MES 11ANCHO LEY GEOLOGICA LEY MINADO

Anexo 12 Cuadro de Producción mes 12 Mina Azulcocha (500 tpd)

AVANCE MINERAL

MINA NIVEL LABOR TIPO LABOR H A M/D AVANCE TMS Fase Estructura Minado % ZN Mn % AS % ZN Mn % AS

AZULCOCHA 80 GAL 750 GAL 2.5 2.5 M 19 275.5 EXPLORACION 2 2.5 6.82 3.20 0.08 5.46 2.56 0.06

AZULCOCHA 80 GAL 780 GAL 3 3 M 30 626.4 EXPLORACION 2.4 3 8.69 3.50 1.10 6.95 2.80 0.88

AZULCOCHA 80 DP 75 DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 6.82 3.20 0.08 5.46 2.56 0.06

AZULCOCHA 80 DP 75 DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 6.82 3.20 0.08 5.46 2.56 0.06

AZULCOCHA 80 DP 75 DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 6.82 3.20 0.08 5.46 2.56 0.06

AZULCOCHA 80 DP 75 DP 2.5 2.5 M 10 145 PREPARACION 2 2.5 6.82 3.20 0.08 5.46 2.56 0.06

AZULCOCHA 80 DP 728 N DP 3 3 M 20 417.6 PREPARACION 2.4 3 12.18 3.40 1.00 9.74 2.72 0.80

AZULCOCHA 80 DP 744 S DP 3 3 M 15 313.2 PREPARACION 2.4 3 12.18 3.40 1.00 9.74 2.72 0.80

124 2212.7 7.30 2.68 0.54

MINERAL DE TAJOAZULCOCHA NV95 A NV 115 TAJO 697 TAJO 17 6 M 15 3549.6 EXPLOTACION 1 1 16.80 5.00 0.30 16.80 5.00 0.30

AZULCOCHA NV95 A NV 115 TAJO 850 TAJO 17 6 M 25 5916 EXPLOTACION 1 1 5.92 3.00 0.40 5.92 3.00 0.40

AZULCOCHA NV115 A SUPER TAJO 710 TAJO 18 6 M 15 3758.4 EXPLOTACION 1 1 16.80 5.00 0.30 16.80 5.00 0.30

13224.00 11.93 4.11 0.34

AVANCE DESMONTEAZULCOCHA D

AZULCOCHA D

0

124

% ZN Mn % AS

MINERAL MINA 2212.70 7.30 2.68 0.54

MINERAL TAJO 13224.00 11.93 4.11 0.34

MINERAL RELAVE -436.70 5.5 8 2

15000 11.44 3.78 0.33

BALANCE MES 12

PROGRAMA DE PRODUCCION MES 12ANCHO LEY GEOLOGICA LEY MINADO

PARCIAL AVANCE MINERAL

PARCIAL AVANCE DESMONTE

PRODUCCION MENSUAL

AVANCE TOTAL

LEY MINERAL