MODELO MATEMATICO - FINANCIERO PARA...
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REPUBLICA BOLIVARIANA DE VENEZUELA UNIVERSIDAD NACIONAL EXPERIMENTAL DE GUAYANA COORDINACION GENERAL DE INVESTIGACION Y POSTGRADO MODELO MATEMATICO - FINANCIERO PARA DECISIONES DE INVERSION EN EL SUBSECTOR DE PRODUCCIÓN DE BRIQUETAS EN CIUDAD GUAYANA, EN EL ESTADO BOLIVAR, VENEZUELA Tutor: Ing. MSc. Angel R.P. Paulo G.C. Trabajo de grado presentado por el Ingeniero Yusi Victor Fuenmayor C. como requisito parcial para optar al título de Magíster Scientarium en Gerencia, mención Finanzas. Ciudad Bolívar, Octubre 2006.
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REPUBLICA BOLIVARIANA DE VENEZUELA
UNIVERSIDAD NACIONAL EXPERIMENTAL DE GUAYANA
COORDINACION GENERAL DE INVESTIGACION Y POSTGRADO
MODELO MATEMATICO - FINANCIERO PARA DECISIONES
DE INVERSION EN EL SUBSECTOR DE PRODUCCIÓN DE
BRIQUETAS EN CIUDAD GUAYANA, EN EL ESTADO
BOLIVAR, VENEZUELA
Tutor: Ing. MSc. Angel R.P. Paulo G.C. Trabajo de grado presentado por el Ingeniero Yusi Victor Fuenmayor C. como requisito parcial para optar al título de Magíster Scientarium en Gerencia, mención Finanzas.
Ciudad Bolívar, Octubre 2006.
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DEDICATORIA
A Dios todopoderoso
A Didilia mi madre, luz de mi camino
A Omar O., Víctor A. y Victoria V., mis hijos, motor de mis esfuerzos
A Urimir, mi esposa, amor de mi vida.
A Mabel mi hermana en el cielo, espacio vacío de mi ser
A Armando, Moravia y Héctor L. mis hermanos, apoyo de mi desarrollo.
A mis sobrinos.
iii
AGRADECIMIENTO
Agradezco la valiosa colaboración prestada de este trabajo por el Doctor
Anibal La Riva, el Ingeniero Ángel Regulo Paulo Guedez, la Lic. Solcireth León y a
la Sra. Zamira Rodríguez.
A mis compañeros de Postgrado Luis Figueroa, Indira Cavero, Domingo
Quijada y José E. Zurita.
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INDICE GENERAL DEDICATORIA…………………………………………………………. ii AGRADECIMIENTO…………………………………………………… iii INDICE GENERAL…………………………………………………….. iv INDICE DE TABLAS…………………………………………………… vii RESUMEN……………………………………………………………… viii INTRODUCCION……………………………………………………… ix CAPITULO l. EL PROBLEMA 1.1. Planteamiento del Problema………………………………………… 1 1.2. Justificación de la Investigación…………………………………..… 4 1.3. Objetivos General y Específicos……………………………………. 4 1.3.1. Objetivo General…………………………………………………… 4 1.3.2. Objetivos Específicos……………………………………………… 4 CAPITULO II. MARCO TEORICO 2.1 La Ferrominera y la Industria Siderúrgica Mundial………………… 6 2.1.1 Capacidad de producción de acero en el mundo y sus tendencias. 9 2.1.2 Tecnologías de producción de acero............................................... 12 2 2.2 Comportamiento económico de las materias primas para la reducción directa: mineral de hierro, gas natural e hidroelectricidad…… 15 2.2.1 Reservas de mineral de hierro en Venezuela ................................... 16 2.2.4 Capacidad de producción ventas y precios del mineral de hierro en Venezuela ............................................................................................. 17 2.2.5. Gas natural en Venezuela..................................................... ……. 20 2.2.6 Energía eléctrica en Venezuela ... .................................................. 21 2.3 Tecnología de reducción directa tendencias y ventajas..................... 22 2.3.1 La tecnología de reducción directa. .......................................... …. 22 2.3.1.1. Definición..................................................................... ………… 22 2.3.1.2.- Clasificación de los procesos de Reducción Directa.................. 24 2.3.2 PROCESO MIDREX....................................................................... 26 2.3.4 PROCESO H Y L III........................................................................ 28 2.3.5 PROCESO FlOR /FINMET.............................................................. 30 2.3.6 Proceso finmet..................................................................………… 32 2.3.7. Proceso arex.................................................................... ……….. 33 2.4 Comportamiento económico de la producción de hierro de reducción directa.............................................. .'..................................................... 36 2.4.1 Ventajas y desventajas de los prerreducidos................................. 37 2.4.2 Producción mundial de prerreducidos....................................... …. 38
v
2.4.3 Producción de prerreducidos en Venezuela................................... 40 2.4.4 Producción de prerreducidos por proceso...................................... 41 2.5. Valor del dinero en el tiempo............................................................ 42 2.6. Rentabilidad………………………………………………………… 43 2.7. Valor presente neto (VPN)………………………………………… 44 2.8. Tasa interna de retorno (TIR) ……………………………………… 45 2.9. Tasa mínima atractiva de retorno (TMAR)………………………. 47 2.1.0. Análisis de sensibilidad…………………………………………… 48 CAPITULO III. MARCO METODOLOGICO 3.1. Tipo y Diseño de investigación…………………………………… 50 3.2. Identificación de variables………………………………………… 50 3.3. Población…………………………………………………………… 51 3.4. Etapas de la investigación…………………………………………… 51 3.4.1. Revisión bibliográfica y documental……………………………… 51 3.4.2. Adaptación de costos.................................................................... 52 3.4.3. Elaboración del presupuesto de capital......................................... 52 3.4.4. Elaboración de análisis de sensibilidad. ....................................... 52 3.4.5. Elaboración de conclusiones y recomendaciones. ....................... 52 3.5. Materiales y Métodos....... ………………………………………… 53 3.5.1. Materiales………………………………………………………… 53 3.5.2. Métodos………………………………………………………….. 54 3.5.2.1. Determinación de la rentabilidad. .............................................. 53 3.5.2.2. Análisis de sensibilidad unidimensional. . ................................. 53 3.5.2.3. Análisis de sensibilidad multidimencional. ............................... 54 3.6. Técnicas e instrumentos de recolección de la información.. .......... 54 CAPITULO IV. RESULTADOS y ANÁLISIS 4.1 determinación de los componentes del estudio de prefactibilidad financiera. ............................................................ …….. 56 4.1.1. Inversión Requerida...…………………………………………. 56 4.1.2. Estimación de Ingresos...................................................... ……. 56 4.1.3. Determinación de Costo de Capital............................................ 58 4.1.4. Cálculo de la Depreciación.......................................................... 60 4.1.5. Estimación de Costos de Producción........................................... 61 4.1.6. Estado de Resultados y de Flujos Estimados de Efectivo. .......... 64 4 4.2. Rentabilidad del Proyecto. ... ...................................................... 64 4.2.1. Cálculo del valor presente neto.. ................................................. 64 4.2.2. Cálculo de la tasa interna de retorno.......................................... 67 4.2.3. Cálculo del tiempo de recuperación descontado del capital (TRDC). 67 4.2.4. Índice de rentabilidad........................................................... ….. 68
vi
4.2.5. Escenario probable de factibilidad.....:......................................... 68 4.3 ANÁLISIS DE SENSIBILIDAD........................................................ 68 4.3.1 Análisis de de Sensibilidad Multidimensional.............................. 68 CAPITULO V. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES 5.1. Conclusiones……………………………………………………….. 72 5.2. Recomendaciones……………………………………………………. 72 BIBLIOGRAFIA……………………………………………………….. 74
vii
INDICE DE TABLAS 2.1.- Producción de Acero por Regiones (MTM)..............................…... 10 2.2.- Primero Países productores de acero en el Mundo (2001-2004)........ 11 2.3.- Pronóstico de Producción Mundial de Acero Crudo-(millones de Toneladas) (2004-2009)... ………………………………………………… 12 2.4. Participación de los Distintos Procesos de Producción de Acero 1985- 2005(%)......………………………………………………………………… 14 2.5. - Producción Mundial de Acero por Procesos (%)..…………………… 15 2.6. Reservas geológicas de Alto Tenor (MMT)......................................... 17 2.7. Producción y ventas de mineral de hierro 1995-2003 de Ferrominera Orinoco, C.A. ……………………………………………………………… 18 2.8. Principales Países Productores de Mineral de Hierro......................... 19 2.9.- Precios del Mineral de Hierro.............................................................. 19 2.10.- Fletes Marítimos a los Mercados Europeos...................................... 20 2.11.- Potencial Hidroeléctrica del Bajo Caroní.......................................... 22 2.12.- Clasificación de los procesos de reducción directa según la fuente energética utilizada ………………………………………………………… 25 2.13.- Información Técnica de los Principales Procesos de Reducción Directa…………………………………………………………………….. 35 2.14.- Características de los productos de Reducción Directa..................... 35 2.15.- Producción Mundial de Hierro en Reducción Directa......................... 39 2.16.- Producción Mundial de HRD/HBC..................................................... 40 2.17.- Capacidad y Producción de Hierro Reducido en Venezuela.............. 41 2.18.- Producción Mundial Hierro de Reducción Directa por Proceso... ...... 42 2.19.- Proyectos Industriales con Nuevas Tecnologías de Reducción Directa y Reducción Fusión. ..... ... ... ... ...... ... ..... ....... ... ... ... ....... ..... ... ..... .... 42 4.1. Índices de precios al Consumidor (IPC) de los Estados Unidos de América entre 1984 y 2004 Y proyección de la inflación entre 2005 y 2023. 57 4.2. Ingresos estimados durante los 15 años de producción. ................... 58 4.3. Amortización del Capital..................................................................... 60 4.4. Costos estimados entre 2009 y 2023………………………………….. 62 4.5. Estados de resultado y de Flujos de Efectivos Estimados................... 64
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REPUBLICA BOLIVARIANA DE VENEZUELA
UNIVERSIDAD NACIONAL EXPERIMENTAL DE GUAYANA COORDINACION GENERAL DE INVESTIGACION Y POSTGRADO
MAESTRIA EN GERENCIA MENCION FINANZAS
MODELO MATEMATICO - FINANCIERO PARA DECISIONES DE INVERSION EN EL SUBSECTOR DE PRODUCCIÓN DE
BRIQUETAS EN CIUDAD GUAYANA, EN EL ESTADO BOLIVAR, VENEZUELA
Autor: Yusi Victor Fuenmayor C. Tutor: Ing. MSc. Angel R.P. Paulo G.C. Fecha: Octubre, 2006
RESUMEN
La investigación se muestra bajo una estructura metodológica de tipo
correlacional con un diseño documental, que permitió evaluar las variables para
alcanzar el objetivo general que consiste en Diseñar un modelo matemáticofinanciero
para decisiones de inversión en el subsector de producción de briquetas en Ciudad
Guayana, enmarcado dentro de la competitividad del mercado mundial siderúrgico,
para ello se debió determinar los niveles de producción, precios posibles y los costos
relevantes relacionado con la producción, así como determinar la Rentabilidad del
Proyectos en términos de VPN, TIR, TRDC, e IR., de igual manera determinar el
escenario probable de factibilidad, y realizar una simulación de sensibilidad del
proyecto. De esta manera se delimitaron y analizaron ocho variables dependientes
que arrojaron como resultado un alto nivel de probabilidad de representar distintos
escenarios generados alrededor de la inversión para producción de briquetas en
Ciudad Guayana con reactores de 1.500.000,00 TM/años.
Descriptores: Costo de Capital, VPN, Mineral Grueso, Briquetas.
ix
lNTRODUCCIÓN
La historia de la moderna minería del hierro en Venezuela, se remonta al año
1901, cuando se produce la primera exportación de este mineral desde Venezuela, a la
ciudad de Baltimore, en los Estados Unidos de América. El mineral fue explotado en
el yacimiento de Manoa, ubicado en la Sierra de Imataca: la cantidad exportada fue
de 700 toneladas.
En el año 1933 la Bethlehem Steel adquiere los derechos de explotación del
yacimiento de El Pao, sin embargo, no fue si no hasta 1950, cuando una subsidiaria
de esta empresa, la Iron Mines Company inicia el proceso de producción y
exportación.
En 1947, personal técnico de la empresa Oliver Iron Mining Co, subsidiaria de
la U.S. Steel, descubre el yacimiento del Cerro La Parida, conocido posteriormente
como Cerro Bolívar y posteriormente la empresa Orinoco Mining Company inicio su
explotación en 1954.
Estos hechos señalan el inicio de la industria de la ferrominería en el país. El
mineral explotado se exportaba principalmente a las acerías pertenecientes a la
Bethlehem Steel y a la U.S. Steel, ubicado en los EEUU de Norteamérica.
Fue hasta el año 1961, cuando se inicia el consumo de mineral de hierro por la
industria siderúrgica nacional, al iniciar sus operaciones la Siderúrgica del Orinoco
(SIDOR).
Desde el inicio de la explotación de los yacimientos El Pao y Cerro Bolívar,
por las empresas Iron Mines y Orinoco Mining Co, hasta la nacionalización de la
industria, en enero de 1975, se extrajeron 378 millones de toneladas de mineral, se
exportó el 96% y solamente un 4% se destinó al mercado doméstico. Durante el lapso
de control de las explotaciones de mineral de hierro por parte de las transnacionales,
el interés por agregar valor al mineral fue muy limitado y el mineral se exportaba con
un mínimo de procesamiento.
El proceso de nacionalización introdujo un cambio en la orientación de la
industria, las razones para ello las podemos resumir, así:
x
1. El acelerado crecimiento de la demanda de acero en Venezuela, generó
expectativas muy optimistas, las cuales hicieron creer que, a corto plazo, las
exportaciones de mineral se reducirían significativamente, sustituidas por la demanda
nacional.
2. Los incumplimientos contractuales de las empresas que actuaban como
concesionarios antes de la nacionalización, al no adquirir las cantidades de mineral
contratadas, obligaron a diversificar los mercados y adaptarse a las exigencias
químicas y físicas de los nuevos clientes; para ello se debió invertir en ampliar las
pilas de almacenamiento, efectuar explotaciones selectivas en los yacimientos,
ampliar las instalaciones de manejo de mineral, hasta llevarlas hoy a una capacidad
anual de 25 millones de toneladas.
3. Ha existido una tendencia en las ultimas décadas a una disminución de los
precios en términos reales del mineral de hierro; adicionalmente CVG Ferrominera, la
empresa básica en Venezuela, encargada de la tecnología de producción y de la
comercialización del mineral, tiene una seria limitación con el calado del Río
Orinoco, el cual solo permite el tráfico de buques de 60 mil toneladas de promedio de
capacidad, entre aguas altas y bajas, lo cual es una desventaja si se compara con la
capacidad de los puertos de Australia o Brasil, con capacidad para buques
mineraleros de 150 mil a 200 mil toneladas.
Ferrominera ha logrado superar esta limitación instalando una estación de
transferencia de mineral cerca de la costa del estado Sucre, abastecida por dos
buques; permitiéndose la carga de buques hasta de 150 mil toneladas, con los costos
adicionales que implica este sistema (Chavarri, G.1998, p.6).
Para superar las debilidades del mercado en términos de deterioro de los
precios, exigencias de calidad y las limitaciones del calado del canal de navegación
del Río Orinoco, CVG Ferrominera, estableció dos estrategias en su plan de mediano
plazo, ellas son:
Estrategia I. Atender adecuadamente la demanda de mineral de hierro en
términos de calidad, cantidad y oportunidad, garantizando el suministro al mercado
xi
nacional y manteniendo la necesaria participación estratégica en los mercados
internacionales para incrementar su rentabilidad.
Estrategia II. Promover y participar estratégicamente en la industria nacional
de pre reducidos y en otras que agreguen valor al mineral de hierro, para consolidar el
mercado interno y contribuir a mejorar la rentabilidad y la viabilidad del negocio,
aprovechando las ventajas comparativas y competitivas existentes en la región (CVG
Ferrominera, Plan Corporativo 1998 – 2002, p.4).
Es importante señalar que Venezuela con las ventajas comparativas y
competitivas con que dispone para el desarrollo de proyectos de reducción directa;
puede reemplazar la casi totalidad de las exportaciones de mineral de hierro o
productos semiterminados de acero como palanquillas y planchones delgados.
El desarrollo de las miniplantas con acería de horno eléctrico de arco y colada
continua de planchones delgados, ha generado una interesante oportunidad para los
productores de pre reducidos, producto que reemplaza a la chatarra de bajo contenido
de metales residuales, insumo fundamental para la producción de aceros especiales y
planchones delgados.
Del presente análisis se infiere que la zona industrial de Ciudad Guayana
cuenta con importantes posibilidades para la producción de HRD con atributos que le
imprimen ventajas para la exportación entre las cuales podemos identificar:
1. Importantes reservas de mineral de hierro cuantitativa y cualitativamente, a
precios inferiores que los prevalecientes en el mercado mundial.
2. Abastecimiento adecuado de gas natural a muy bajo costo en términos
internacionales.
3. Abundante disponibilidad de energía hidroeléctrica de bajo costo relativo.
4. Posee la ventaja competitiva de recursos humanos formados en todos los niveles
para el manejo de los procesos de la Reducción Directa; manifestándose
significativamente esa ventaja competitiva al desarrollarse dos procesos de Reducción
Directa por empresas de la Región, el proceso FINMET, desarrollado por SIVENSA
y el proceso AREX, desarrollado por SIDOR. Ambos procesos han sido patentados
internacionalmente.
xii
En el primer capítulo de este trabajo se trata el problema de la investigación,
donde se plantea que a pesar de la disponibilidad de insumos fundamentales para la
producción de pre reducidos en la región Guayana y ventaja competitiva de recursos
formados en todos los niveles para el manejo de los procesos de la Reducción
Directa, reviste incertidumbre los efectos de variabilidad que se pudiera derivar del
comportamiento de las variables independientes en sus influencias sobre la
rentabilidad.
El objetivo general, expuesto en el primer capítulo, consistió en el análisis de
la influencia de las variables independientes denominadas nivel de producción, precio
estimado, inflación USA, porcentaje a financiar, costo de gas natural, costo de mano
de obra directa y costo de mineral grueso, como determinante para tomar decisiones
de inversión en el subsector de producción de briquetas en ciudad Guayana.
En el capítulo 2 se cubren los antecedentes históricos de este tipo de
investigación financiera, también se exponen; la capacidad de producción de acero en
el mundo y sus tendencias, el comportamiento de las materias primas para la
reducción directa, la tecnología de reducción directa. Tendencias y ventajas,
comportamiento económico de la producción de hierro de reducción directa, también
se exponen conceptos y técnicas relacionadas con este trabajo.
Mientras que en el capítulo 3, se expone acerca de los métodos empleados
para el logro del objetivo planteado, resaltando la determinación de la rentabilidad
por medio del valor presente neto (VPN), de la tasa interna de retorno (TIR) y el
tiempo de recuperación descontado de capital (TRDC), así como, la elaboración de
análisis de sensibilidad por medio de los métodos unidimensional y
multidimensional; para la determinación de la incidencia de las siete variables
independientes sobre el VPN se empleo el método de análisis de regresión múltiple
por medio de “t de Student”.
Los resultados obtenidos y el análisis de los mismos, se exponen en el capítulo
4, donde se demuestra que es rentable la implementación de este tipo de plantas, para
esto se parte de una inversión requerida de 285 millones de dólares americanos, se
estimaron los ingresos, se determinó el costo de capital, se calculó la depreciación así
xiii
como los costos unitarios de producción considerando, entre otros, los costos de
materia prima, mano de obra directa, agua, gas, electricidad, fletes y otros insumos,
también se agruparon los costos en fijos y variables para posteriormente elaborar el
estado de resultados y de flujo de efectivo por medio de VPN. TIR. IR y TRDC.
También se realizó en el capítulo 4 un análisis de sensibilidad unidimensional
y otro multidimensional con los cuales se determinaron las incidencias de las
variables señaladas sobre el VPN.
En el capítulo 5, se exponen las conclusiones y recomendaciones, resaltando
que para Plantas de Producción de Briquetas en Ciudad Guayana con un nivel de
producción de 1.500.000,oo TM/años, los costos más relevantes lo representan el de
la pella, el de mineral grueso, el de mano de obra directa, el de gas natural y el de
electricidad, resalta entre las recomendaciones, la propuesta que se deriva de la
investigación expuesta en este trabajo.
CAPITULO I
EL PROBLEMA
1.1. PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA
Los insumos fundamentales para la producción de pre reducidos en la región
Guayana, los constituyen: las reservas de alto y bajo tenor de mineral de hierro y su
bajo costo de explotación; la abundancia de recursos gasíferos próximos a la región,
el potencial y la capacidad de generación hidroeléctrica desarrollada en el río Caroní
en las últimas décadas.
Venezuela dispone de reservas de mineral de hierro usables de
aproximadamente 1440 millones de toneladas, con una duración de 57 años, con una
producción de 25 millones de toneladas por año; pero para eso se requiere la
instalación de una planta de concentración de mineral de hierro de bajo tenor y de
mineral de hierro de alto tenor con alto contenido de sílice; manteniendo precios
competitivos con los prevalecientes en el mercado mundial.
Esta ventaja comparativa contrasta con la baja tasa de crecimiento de la
producción de hierro de reducción directa (HRD) y de acero, respecto a la tasa de
crecimiento sostenido del 2% interanual que ha experimentado el mercado mundial
del acero en los últimos 20 años.
Actualmente se observa un estancamiento del dinamismo tecnológico en el
sector siderúrgico nacional, respecto a los significativos cambios tecnológicos del
sector a nivel mundial, caracterizados por sus costos fijos altos y logrando producir
con menores costos de capital y de operación, el mejor ejemplo de ello lo constituye
el desarrollo de las miniplantas de planchones delgados con calidad similar a los de
tecnología convencional.
Este proceso de cambio tecnológico se ha visto complementado con el
desarrollo de una variedad de procesos para la producción de materiales sustitutos de
2
la chatarra, en particular los productos pre reducidos de hierro; los cuales se han
considerado como una “chatarra sintética”.
La oportunidad para los productores de hierro de reducción directa, se
presenta por las dificultades del mercado de abastecer la creciente demanda de
chatarra de bajo contenido de metales residuales como estaño, cobre, cromo, insumos
fundamentales para la producción de productos planos y aceros especiales.
En el año 1996 se generaron 133 millones de toneladas de chatarra con bajo
contenido de residuales y para el año 2010 se espera que la oferta de chatarra de bajo
contenido de residuales se incremente a 191 millones de toneladas, mientras que la
demanda puede ascender a 355 millones de toneladas aproximadamente.
Este déficit estimado aproximadamente de 164 millones de toneladas de
chatarra, deberá ser suplido por pre reducidos y otros sustitutos (Paine, W. 1998;
p.178).
Otra de las ventajas comparativas las constituye las reservas de gas natural en
Venezuela, las cuales se estiman en 267 billones de pies cúbicos, de los cuales 140
billones son reservas probadas, un 90 por ciento son de gas asociado a la extracción
de petróleo (C.V.G. Ferrominera, 1998, p.54). lo cual permite que su costo de
producción sea relativamente bajo, por que se cargan a los costos de producción del
petróleo, lo cual permite mejorar la competitividad de actividades con consumo
intensivo de gas natural (Carrasquel, R. et al, 1996).
El área industrial de Ciudad Guayana es abastecida por el sistema de
gasoducto Anaco-Puerto Ordaz, con una capacidad actual de 480 millones pies
cúbicos diarios en proceso de ampliación a 900 millones de pies cúbicos diarios, para
satisfacer la demanda futura que generaran los nuevos proyectos. El precio actual del
gas usado en los proyectos de reducción es de 70 centavos de dólar por millón de
BTU, muy por debajo del precio internacional.
En bases a estas consideraciones podemos afirmar que en Venezuela estamos
desaprovechando las posibilidades, que nos ofrecen la disponibilidad de insumos de
alta calidad con precios relativamente menores en relación con el mercado mundial,
para la producción de pre reducidos y acero.
3
Tal situación obliga a las instancias de decisión de los organismos regionales
y nacionales, promotores del desarrollo industrial del país, a contribuir decisivamente
en el desarrollo de una política de investigación tecnológica y de potenciación de los
factores que inciden en la competitividad del sector de pre reducidos y acero de la
Región Guayana.
La tendencia globalizante de la industria del hierro y el acero, manifestada por
las aceleradas fusiones empresariales, está creando una estructura oligopólica,
particularmente en el mercado de exportación de mineral de hierro, en donde las
empresas, CVRD; BHP-B y RIO TINTO controlan el 70%. Lo cual podrá generar
ineficiencias en el mercado en términos de oferta y precios de los productos.
Se puede concluir, que: el crecimiento sostenido del mercado mundial tanto de
HRD como de acero, en un escenario de reestructuración y de fusiones, abre
importantes oportunidades para la participación de los pre reducidos venezolanos,
determinados por las sólidas ventajas competitivas que poseen; suficientes para
enfrentar exitosamente los riesgos asociados y desarrollar encadenamientos que
dinamicen la industria local.
La incorporación de las nuevas tendencias tecnológicas mundiales para la
producción de pre reducidos, con las ventajas competitivas existentes, permitiría por
ejemplo: la instalación de miniplantas de acero con colada de planchones delgados
basados en los pre reducidos, mejorando la participación de Venezuela en los
mercados mundiales del acero y sus productos.
Sin embargo, a pesar de las ventajas comparativas y competitivas existentes
en Venezuela para la producción de briquetas, reviste gran incertidumbre los efectos
de la variabilidad que se pudiera derivar del comportamiento de variables como el
nivel de producción, precio estimado, inflación USA, porcentaje a financiar, costo de
gas natural, costo de mano de obra directa y costo de mineral grueso en sus
influencias sobre la rentabilidad, puesto que se estima que las variables mencionadas
están sujetas a importantes determinantes del mercado de decisiones gubernamentales
y de escenarios económicos nacional e internacionales que pudieran poner en duda la
rentabilidad de fabricación de estos productos.
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¿Existe realmente escenarios de factibilidad para instalar plantas de
producción de briquetas en el estado Bolívar, Venezuela, en el marco de
competitividad actual del mercado mundial y de las tendencias globalizadoras de la
economía mundial?
1.2. JUSTIFICACIÓN DE LA INVESTIGACIÓN
A pesar de las relevantes ventajas comparativas y competitivas con que
contamos se sabe que no siempre pudiese contarse con ellas en términos adecuados al
proyecto pues es conocido por ejemplo, que la producción del gas natural en nuestro
país está asociada a la producción de petróleo, por lo que recortes sucesivos en la
producción petrolera como han estado ocurriendo afecta el suministro de gas natural
hacia Ciudad Guayana.
Así como el caso del gas natural pudiera ocurrir con las otras variables
consideradas entre las cuales, adicional a las ventajas señaladas, se encuentran
variables de mercado que inciden en el negocio de producción de briquetas.
1.3. OBJETIVOS GENERAL Y ESPECÍFICOS
1.3.1. OBJETIVO GENERAL
Diseñar un modelo matemático–financiero para decisiones de inversión en el
subsector de producción de briquetas en Ciudad Guayana, estado Bolívar, Venezuela,
en el marco de competitividad del mercado mundial siderúrgico.
1.3.2. OBJETIVOS ESPECÍFICOS
1. Determinar nivel de producción, los precios posibles y los costos más
relevantes relacionados con la producción de briquetas en Ciudad Guayana.
5
2. Determinar la rentabilidad del proyecto en términos del valor presente neto
(VPN), tasa interna de retorno (TIR), tiempo de recuperación descontado del
capital (TRDC), e índice de rentabilidad (IR).
3. Determinar el escenario probable en el que pudiera producirse la factibilidad
financiera en la producción de briquetas en Ciudad Guayana.
4. Realizar una simulación que permita determinar la sensibilidad del proyecto a
las variables: nivel de producción, precio estimado, inflación de USA,
porcentaje a financiar, costo de pellas, costo de gas natural, costo de mano de
obra directa y costo de mineral grueso.
6
CAPÍTULO II
MARCO TEÓRICO
2.1 LA FERROMINERÍA Y LA INDUSTRIA SIDERÚRGICA MUNDIAL
Los cambios en la estructura de producción del acero han repercutido
directamente en la del mineral de hierro. Dentro de estos cambios ocurridos desde
mediados de la década del 80, la industria minero siderúrgica ha impulsado la
investigación y desarrollo de nuevas tecnologías que han incidido en la demanda de
mineral; entre los cambios más importantes señalados por G. Chavarri (1998, p.8), se
puede citar:
1. Acelerado crecimiento de la producción de acero en los países en vía de
desarrollo y estancamiento de la producción en los países industrializados.
2. Mayor crecimiento de la producción de acero, utilizando Hornos Eléctricos
de Arco.
3. Desarrollo de la industria del hierro de reducción directa (HRD) en los
países con abundantes reservas de gas natural.
4. Globalización del mercado siderúrgico.
5. Incorporación de nuevas tecnologías que permiten reducir los consumos de
energía (coque, electricidad, fuel oil) y de refractarios.
6. Desarrollo de las miniplantas productoras de laminados planos.
En razón de estas tendencias, la industria del mineral de hierro ha tenido que
ajustarse a nuevas exigencias de calidad, en particular el contenido de fósforo, sílice,
alúmina y otras impurezas.
Algunos analistas consideran que en la industria siderúrgica se ha iniciado una
revolución tecnológica, que está reestructurando una industria que es de costos fijos
altos. Ello significa que los nuevos procesos tienen la oportunidad de producir con
menores costos de capital y de operación.
Este proceso ha incluido el desarrollo de las mini plantas de planchones
7
delgados con calidad similar a la tecnología tradicional; así como también la
producción de sustitutos de la chatarra a través de la tecnología de la reducción
directa, siendo el proceso FINMET el último proceso desarrollado; se han instalando
dos plantas FINMET, una en Australia y otra en Puerto Ordaz, cada una de ellas con
una capacidad de producción de 2,2 millones de toneladas métricas de prerreducidos
(Paine, W. 1998, p.13).
En Australia Occidental se está instalando la primera planta industrial con
tecnología HI SMELT, desarrollada por la empresa Río Tinto, esta es una planta de
reducción–fusión usando carbón no coquizable, resultando como producto un arrabio
de alta calidad. Tiene la ventaja adicional que se puede utilizar finos de mineral de
hierro de alto fósforo (Tex Report, 9 septiembre de 2002, p. 20).
A inicios de la década del 60, se comenzaron a instalar las mini plantas, con
una capacidad de cerca de 500 mil toneladas métricas anuales y las cuales consistían
de un Horno Eléctrico de Arco de corriente alterna, un laminador continuo de
palanquillas y una planta de laminación de productos largos (cabillas, alambres, etc.),
las palanquillas se producían con chatarra de bajo costo y eran convertidas en
productos de baja calidad. Estas plantas de bajo costo, pronto se multiplicaron y para
el inicio de la década del 80, ya habían desplazado a las plantas integradas de una
variedad de mercados de productos de baja calidad (Colombari. G. 1996. p.1)
Sin embargo las plantas se sentían seguras de que el mercado de productos de
calidad y de mayor valor agregado no sería penetrado por las miniplantas. Ello probó
no ser verdad cuando la empresa NUCOR abrió en 1989 en Crawfordville, Indiana,
E.U.A., su laminador continuo de planchones delgados, lo cual le abrió las puertas a
las miniplantas al mercado de los productos planos, con una tecnología de menor
costo y relativamente pequeña escala (Colombari, G. 1996, p.2).
De acuerdo con Colombari, G (op. cit), en términos de mineral de hierro, las
tecnologías de la planta siderúrgica integrada (alto horno, planta de coque, acería al
oxígeno, laminadores de productos planos y productos largos) y la miniplanta (horno
eléctrico, colada continua de planchones y/o palanquillas y laminadores) es
completamente diferente ya que en la planta integrada la alimentación del alto horno
8
es mineral de hierro y se reduce y enriquece produciendo el arrabio; en la miniplanta
la alimentación del horno eléctrico es chatarra y prerreducidos, pero no se alimenta
directamente de mineral de hierro.
La diferencia de costo entre una planta convencional y una miniplanta,
localizadas en Estados Unidos, para la producción de bobinas laminadas en frío, se
estima en lo siguiente.
Costo (US$/TM)
Miniplanta 340
Planta Convencional 420
Diferencia 80 (19%)
(Marcus, Peter, et al 2002, p.2).
En los últimos treinta años, las miniplantas han liderizado las mejoras de
productividad y avances tecnológicos en la producción y procesamiento de acero.
Con los avances en colada continua de planchones delgados, metalurgia de cuchara,
agitación neumática del baño y descarburización, las miniplantas han logrado no
solamente mejorar la productividad sino también el tiempo de colada, el que se ha
reducido de 180 minutos a 60 minutos, el consumo energético se ha reducido de 690
a 450 Kwh/TM, y el consumo de electrodos ha pasado de 6,5 kg/TM a 2,2 kg/TM
(AME, Mineral Economics 2003 p. 115).
Según Shultz, R (1999, p.8), es importante señalar que estas nuevas
tecnologías incorporan un mayor grado de control computarizado de la producción, lo
cual ha permitido mejorar el rendimiento de materiales, reducir la generación de
productos de segunda y mejorar el acabado final de los productos.
Shultz, R (op. cit), afirma que este proceso de cambio tecnológico se ha visto
complementado con el desarrollo de una variedad de procesos para la producción de
materiales sustitutos de la chatarra, en particular los productos prerreducidos de
hierro; los cuales se han considerado como una “chatarras sintética".
Ello ha sido necesario debido a que una limitación de las planta de aceración
con Horno Eléctrico de Arco, es que su principal insumo es chatarra, y en el caso de
9
la chatarra de bajo contenido de materiales residuales como cobre, zinc, estaño se
considera que la oferta es inelástica y los incrementos de precio no resultan en un
incremento proporcional de la oferta.
Las plantas de producción de prerreducidos se vienen instalando en áreas con
abundante gas natural, sin embargo existen tecnologías que operan con carbones no
coquizables, pero de poca significación en el mercado hasta ahora (MIDREX, 2000,
p.3)
Las unidades de producción de prerreducidos vienen incrementando su
capacidad, así hoy se ofrecen módulos con capacidad de producción de más de un
millón de toneladas métricas anuales en una sola unidad tal como el megamódulo
(Megamod) de la empresa Midrex con una capacidad de cerca de 1,6 millones de
toneladas métricas anuales (MIDREX, 2000, p.3).
2.1.1 CAPACIDAD DE PRODUCCIÓN DE ACERO EN EL MUNDO Y SUS
TENDENCIAS
En el año 2004 la producción mundial de acero fue de 1.026,0 millones de
toneladas métricas, con un incremento de 6,8 por ciento en relación la producción de
878,4 millones de toneladas métricas producidas en el 2002, debe destacarse que en el
2003, la producción de acero en China alcanzó los 256 millones de toneladas
métricas, en comparación con una producción de 100 millones de toneladas métricas
en 1996 duplicando su producción en solo 9 años (Tex Report, septiembre 2002, 23,
20 p.4.)
Según Tex report 2005 (p.203-205). China se ha convertido en la mayor
fuerza de impulsión de demanda de mineral de hierro y de transporte marítimo del
mercado, actualmente es el primer productor de acero en el mundo. La tabla 2.1
resume la producción de acero por región en el periodo 2000 – 2004.
10
TABLA 2.1
PRODUCCIÓN DE ACERO POR REGIONES (MTM)
REGIÓN 2000 2002 2004
Europa 303,0 305,4 334,7
Norte América 134,0 121,6 131,9
Oceanía 7,9 8,3 8,3
África/ Medio Oriente 17,9 20,7 23,0
Latino América 38,3 40,0 44,3
Asía 320,6 382,4 483,8
Total 821,7 878,4 1.026,0 Fuente: Tex report 2005, Iron Ore Manual 2005; “Crude Steel Production By Processes and Countries” p.203-205
En la tabla 2.1 se observa que mercados importantes como la Unión Europea,
Norte América y Japón, tienen una tendencia a estabilizar su producción, sin mostrar
algún crecimiento significativo, la suma de estos tres mercados es el 40,7% de la
producción mundial.
Los mercados de mayor importancia por su crecimiento y por su dimensión
son los asiáticos integrados por China, India, Japón, Sur Corea y Taiwán con un
elevado crecimiento de la producción (12% en el 2002/2004), un 45,3% de la
producción mundial de acero.
La tabla 2.2 indica los primeros países productores de acero del mundo en los
años 2001 – 2004.
11
TABLA 2.2 PRIMEROS PAÍSES PRODUCTORES DE ACERO EN EL MUNDO
(2001 -2004) (MT/A)
PAÍS 2004 % 2003 % 2002 % 2001 %
China 272 (25,8) 222,4 (22,9) 182,2 (20,2) 152,3 (17,9%) Japón 112,7 10,7 110,5 11,4 107,7(12,0) 102,9 (12,1) E.U.A. 98,9 9,4 93,7 9,7 91,6 10,2 90,1 (10,6) Rusia 65,6 6,2 61,5 6,3 59,8 6,6 59,0 ( 6,9) Sur Corea 47,5 4,5 46,3 4,8 46,4 5,0 43,9 (5,2) Alemania 46,4 4,4 44,8 4,6 45,0 5,0 44,8 (5,3) Ucrania 38,7 3,7 36,9 3,8 34,1 3,8 33.1 (3,9) Brasil 32,9 3,1 31,1 3,2 29,6 3,3 26,7 (3,1) India 32,6 3,1 31,8 3,3 28,8 3,2 27,3 (3,2) Italia 28,4 2,7 26,8 2,8 26,1 2,9 26,7 (3,1) Venezuela 4,6 (0,4) 3,9 (0,4) 4,2 (05) 3,8 (04) Total 780,3 (74,0) 709,7 (73,2) 655,5 (77,2) 610,6 (75,3) Fuente: Tex Report, 2005, Iron Ore Manual 2005 “Crude Steel Production By Major Countries 2001-2004”. p.202
En la tabla 2.2 se observa que, los primeros 10 países productores de acero,
producen 780,3 MT/año, equivalente a un 74% de la producción mundial, los
primeros 5 producen 596,7 MT/año, el 56,6% de la producción del mundo y los
primeros 3 producen 483,6 el 45,9% de la producción mundial.
En proyecciones efectuadas por la publicación World Steel Dynamics, 2002,
se considera que el potencial de crecimiento de la demanda de acero se concentrará
en el lapso 2002 – 2010 en los siguientes países y regiones.
12
TABLA 2.3
Pronóstico de Producción Mundial de Acero Crudo – (Millones de Toneladas)
(2004 – 2009)
PAISES/REGIONES 2004 2005 2006 2007 2008 2009 Variación 04-09
Abs. %
China 256 271 285 303 324 340 84 32,8
India 219 224 228 230 232 235 16 7,3
Norte América 129 132 138 131 138 140 11 8,5
Japón 112 110 112 113 112 114 2 1,8
Ex -URSS 110 113 115 118 118 121 11 10,0
Resto de Asia y Oceanía 74 76 78 78 77 78 4 5,4
Sur Corea 48 48 51 51 52 54 6 12,5
Centro y Sur América 47 48 50 51 51 52 5 10,6
África y Medio oriente 31 32 33 35 36 36 5 16,1
Fuente: CVG Ferrominera Orinoco 2004 Plan Corporativo 2005-2009, p 4-13
Adicionalmente al espectacular crecimiento que se le proyecta a China para el
período 2002 – 2009, es de interés destacar el potencial de crecimiento que se le
empieza a asignar a la India, con una tasa de crecimiento para el periodo de 7,2% por
año, pero con la desventaja que la producción de acero de la India en el 2003, apenas
fue de 31,8 millones de toneladas métricas.
De acuerdo a las estimaciones efectuadas en la tabla 2.3 el consumo de
productos de acero en China estaría en alrededor de 40 millones de toneladas
métricas anuales. (El consumo de aparentes productos de acero en el 2002 fue de 211
MT).
2.1.2 TECNOLOGÍAS DE PRODUCCIÓN DE ACERO.
AME, Mineral Economics, 2003 (p.83), señala que un cambio de
importancia en décadas recientes en la industria siderúrgica, ha sido el crecimiento de
13
la miniplanta, cuya operación ha estado basada en hornos de arco eléctrico mas que
en la ruta tradicional de uso intensivo de capital, integrada por el arco horno y el
convertidor al oxígeno (BOF). Y, el desarrollo de la colada continua, en la década del
80, del planchón delgado con acería eléctrica, que abrió las posibilidades a la
miniplanta para la producción de productos planos.
Señala además; que la participación de la acería eléctrica se ha incrementado
de alrededor de un 15% en la década del 50 a un estimado de 33,7% en el 2002. A
pesar de las expectativas de crecimiento proyectada para la acería eléctrica, durante el
lapso 1995–2002, la participación porcentual en la producción mundial de acero se ha
mantenido estable entre 32,6% y para el año 1995, 33,7%, para el 2002.
Es importante señalar que en los países con significativas posibilidades de
crecimiento en la producción de acero como China, India y Brasil, la tecnología más
importante para la industria siderúrgica está basada en el alto horno y horno básico al
oxígeno (BOF), lo cual limita un crecimiento significativo de la acería eléctrica en la
producción de acero.
En el año 2002 la participación de la acería eléctrica en la producción de acero
en Norteamérica fue de 51%, en la Unión Europea 41%, en Corea del Sur 45%,
Taiwán 41% y Japón 27%, en el Medio Oriente 82%, en estos países hay una
significativa participación de la acería eléctrica; entre los factores que se consideran
decisivos para el sostenido uso de los hornos eléctricos de arco han sido citado en
(AME, Mineral Economics, 203, p.83)
1. Amplia disponibilidad de energía eléctrica en los países
industrializados.
2. La acería eléctrica tiene flexibilidad en la mezcla de metálicos para su
alimentación, pudiendo usar chatarra, arrabio, hierro fundido,
prerreducidos dependiendo de la calidad de productos que se requieran y
de factores económicos.
3. La acería eléctrica es parte esencial de la revolución tecnológica de la
miniplanta, proveyendo una fuente de productos de acero largos y planos,
con menor intervención al capital y menores costos de operación y a
14
menor escala que las plantas integradas con alto horno y acería al oxigeno.
4. Las significativas mejoras en la productividad del horno eléctrico de arco,
la cual se estima que se incremento un 50% en la década del 90.
5. Incremento del uso de sustitutos de chatarra tal como los prerreducidos
(hierro de reducción directa y hierro “briqueteado” en caliente) en la
producción de acero.
Actualmente todavía la tecnología predominante en la producción de acero es
el Horno Básico al Oxígeno (BOF) sin embargo viene siendo desplazada por la acería
de Horno Eléctrico de Arco (HEA).
La tabla 2.4 nos indica que la acería de Horno Básico al Oxígeno llegó a un
máximo de participación en 1995, con un 60 por ciento de la producción frente a un
33 por ciento de la acería eléctrica de arco; pero las proyecciones al año 2000 y 2005
nos indican que la participación de la acería con Horno Básico al Oxígeno declinará
y su participación en el 2005 se estima que alcanzará al 56 por ciento de la capacidad
de producción. La acería eléctrica continuará el incremento de su participación hasta
alcanzar un 38 y 42 por ciento respectivamente en el año 2000 y 2005.
Tabla No. 2.4
Participación de los Distintos Procesos de Producción de Acero
1985-2005 (%)
Tecnología 1985 1990 1995 2000 2005
Horno Básico al Oxígeno 55 56 60 58 56
Horno Eléctrico de Arco 25 28 33 38 42
Horno de Solera Abierta 20 16 7 4 2
Fuente: CVG Ferrominera, 1997, p. 47
En el período 1998-2005, se están construyendo o planeándose por construir
48 proyectos de acerías, con una capacidad de 82,5 millones de toneladas métricas de
acero, de los cuales el 77,2 por ciento de la capacidad con tecnología Horno Eléctrico
de Arco, y de esas plantas, trece (13), con capacidad de 24,3 millones de
15
toneladas métricas de capacidad (29,4%) incluyen plantas de reducción directa
como sustitutos de la chatarra (C.V.G Ferrominera Orinoco, op. cit., p.20). Ello es
clara indicación del grado de competitividad que está logrando la integración de la
reducción directa con el Horno Eléctrico de Arco.
Varios factores considerados decisivos para el incremento sostenido del uso
de los Hornos Eléctricos de Arco, han sido señalados por Muller, H. et al, (1995, p.3)
I.-Amplia disponibilidad de energía eléctrica en los países industrializados.
II.- Demanda creciente de acero en particular en países de desarrollo.
III.- Menores inversiones en comparación con las plantas integradas que
requieren de altos hornos y plantas de coque.
IV- El desarrollo dramático de la tecnología de Hornos Eléctricos de Arco,
con un considerable mejoramiento del rendimiento, del control del proceso, de la
calidad del producto y menores costos de producción.
V- Incremento del uso de sustitutos de chatarra como los prerreducidos (hierro
de reducción directa y Hierro Briquetado en Caliente) en la producción de acero en
Hornos Eléctricos de Arco, lo que ha hecho posible producir aceros de mejor calidad.
VI- Desarrollo de las miniplantas con colada continua de planchones
delgados, siendo rentables a una moderada escala de producción.
TABLA Nº 2.5.
Producción Mundial de Acero por Procesos. (%)
Proceso 1985 1990 1995 2000 2001 2002 2003 2004 2005 2010
BOF 55,0 56,5 60,3 61,9 62,8 62,8 63,7 64,1 65,3 66,1
EAF 25,5 28,3 32,4 33,6 33,5 33,4 32,9 32,9 32,0 32,8
OHF y Otros 19,5 15,2 7,3 4,5 4,2 3,8 3,4 3,0 2,7 1,1
Fuente: CVG Ferrominera. Plan Corporativo 2005-2009. p. 4-16
2.2 COMPORTAMIENTO ECONÓMICO DE LAS MATERIAS PRIMAS
PARA LA REDUCCIÓN DIRECTA: MINERAL DE HIERRO, GAS
NATURAL E HIDROELECTRICIDAD.
16
Los recursos fundamentales para la instalación de plantas de prerreducidos en
la región Guayana los han constituido conjuntamente; las reservas de alto tenor de
mineral de hierro y su bajo costo de explotación, la abundancia de recursos gasíferos
próximos a la región, el potencial y la capacidad de generación hidroeléctrica
desarrollada en el río Caroní en las últimas décadas.
2.2.1 RESERVAS DE MINERAL DE HIERRO EN VENEZUELA
En la tabla 2.6 se observan que las reservas de mineral de hierro de alto tenor
han sido estimadas en 1.896 millones de toneladas métricas, de las cuales 1.507
millones de toneladas son probadas, reservas que podrían utilizarse en su mayor parte
para el consumo en las plantas de reducción directa de la región y para la exportación.
La duración de las reservas sería de algo mas de 20 años, periodo que se considera
limitado para soportar una expansión de las plantas de prerreducidos o instalación de
nuevas siderúrgicas.
Los desarrollos de las plantas de reducción directa en Venezuela, han
obligado a ser muy restrictivos con el contenido de fósforo y sílice en el mineral de
hierro, ya que al no haber fusión del mineral en los procesos de reducción directa, las
impurezas en lugar de ser eliminadas se concentran. Por ello para facilitar los
programas de expansión de largo plazo de las plantas de reducción directa,
Ferrominera debió desarrollar una planta de concentración de minerales, ello permite
disponer a corto plazo de reservas adicionales de minerales de tenor medio (53,9%
Fe) y alta sílice (19,9%).
Estas reservas de cuarcitas friables se han estimado en 440 millones de
toneladas métricas, de las cuales se obtienen cerca de 300 millones de toneladas
métricas de concentrados de alto tenor, baja sílice y bajo fósforo. Y expandiendo la
duración de las reservas usables por los procesos de reducción directa o mineral de
exportación a 35 años.
Es importante señalar que los minerales de bajo tenor, tienen un contenido de
fósforo bajo, así cuando se concentran los minerales friables o las cuarcitas duras,
17
resultan contenidos de fósforo de 0,05 y 0,035 respectivamente.
La tabla Nº 2.6 nos da los detalles de volúmenes de reservas geológicas y
características químicas de los principales yacimientos de alto tenor, debiéndose
destacar que en estas reservas se aprecia que excepto el yacimiento de San Isidro, los
demás yacimientos tienen contenidos de fósforo, considerados altos para su uso en
unidades de reducción directa. Actualmente se moderan estos contenidos de fósforo
mezclando el mineral de San Isidro con los otros minerales y a mediano plazo se
mezclarán los concentrados de bajo fósforo.
Tabla Nº 2.6
Reservas Geológicas de Alto Tenor (MMT)
Probadas Probables Posibles
Yacimiento Mt % FE Mt % FE Mt % FE
San Isidro 156 65,43 20 65,37 0 0,00
Cerro Bolívar 182 64,44 0 0,00 0 0,00
Los Barrancos 349 64,56 182 64,60 0 0,00
Las Pailas 29 63,39 7 63,49 0 0,00
Altamira 133 63,50 26 63,49 0 0,00
San Joaquín 85 64,52 17 64,57 0 0,00
Otros 574 61,82 123 62,89 14 58,00
Total 1507 63,48 375 63,98 14 58,00
Fuente: CVG Ferrominera Orinoco, Gerencia de Planificación Corporativa 2004,”Propuesta de Transformación para crear futuro en CVG Ferrominera”, p.11 2.2.4 CAPACIDAD DE PRODUCCION-VENTAS y PRECIOS DEL MINERAL
DE HIERRO EN VENEZUELA
La tabla 2.7 nos da los detalles de la producción, en el año 2003, de mineral
de hierro en Venezuela. La cual fue de alrededor de 19,2 millones de toneladas
anuales, de estos un 42,5% se exporta y el 57,5% se consume en el país. Se observa
18
igualmente un aumento en la producción pasando de 18,5 millones de toneladas en el
2002 a 19,2 millones de toneladas en el 2003 lo que representa un incremento de
3,7%.
También se destaca el incremento porcentual de las ventas nacionales, las
cuales se han visto aumentadas por la entrada en producción de las nuevas plantas de
reducción directa de COMSIGUA (a finales de 1998), POSVEN y ORINOCO IRON
en 1999, las cuales consumirán en conjunto algo más de 7 millones de toneladas
métricas por año.
TABLA No. 2.7
Producción y ventas de mineral de hierro 1995-2003 de Ferrominera Orinoco, C. A.
(MMT/AÑO)
1995 2000 2001 2002 2003
Producción 18.9 18,0 16,5 18,5 19,2
Ventas 17,6 17,1 17.3 17,4 17,4
Nacionales 7.0 10,2 9,0 11,3 10,0
Exportación 10.6 6,9 6,7 7,1 7,4
Ventas Nacionales (%)40.0 59,6 52,0 64,9 57,5
Fuente: CVG Ferrominera Orinoco. Propuesta de Transformación para crear futuro en CVG Ferrominera. P. 9 y 10
La tabla 2.8 nos muestra que desde 1995 la producción mundial de mineral de
hierro ha estado concentrada principalmente en Australia, Brasil, China y Canadá-
Estados Unidos con una producción de 686,6; 707,9: 740,3; 801,8 y 904,5 millones
de toneladas métricas, superior a un 60% de la producción mundial. En ese mismo
lapso de tiempo la producción de mineral de hierro en Venezuela alcanzo
aproximadamente a un 2% de la producción mundial.
19
TABLA No. 2.8 Principales Países Productores de Mineral de Hierro
(MMT/AÑO) 1995 2000 2002 2003 2004 Australia 146,2 176,3 187,2 212,8 241,0 Brasil 178,4 208,8 239,4 245,6 270,5 Canadá – E.U.A. 100,1 98,9 82,3 82,4 83,0 India 66,8 76,0 86,4 105,5 120,6 Europa Occ. 31,0 24,5 23,9 23,6 26,1 China 261,9 223,9 231,4 261 310,1 ExURSS 144,0 157,2 158,6 171 181,3 Venezuela 19.0 17,4 20,9 21,7 20,0 Total Mundial 1062,2 1072,9 1118,4 1230,3 1375 Fuente: 1 Tex Report 2005, Iron Ore Manual 2005, “World Iron ore exports By Countries And Regions”; p.212, 213. 2 UNCTAD, 2005, Iron Ore Statistics, “Iron Ore World Production (Mt).p.1-4. Edit: United Nations Ginebra, p. 92. La tabla No. 2.9 nos señala los precios F.O.B. para el mercado japonés y de
los finos y gruesos y de los finos para el mercado europeo y la tabla No. 2.10 nos
indica el costo de los fletes en dólares por tonelada métrica hasta los respectivos
mercados.
TABLA No. 2.9
Precios del Mineral de Hierro ( U $ ⊄ x 1% Fe/Ton)
CIF RÓTTERDAM JAPÓN (FOB/TL)
1995 2000 2002 1995 2000 2002
Finos 36,55 36,50 35,00 18,99 19,43 19,78
Gruesos 26,28
Fuente: C.V.G. Ferrominera Orinoco, 2004, Plan Corporativo 2005-2009, p.114.
20
Es de notar en la tabla N° 2.9 que en el mercado europeo sólo se venden
finos, consumiéndose las pellas y gruesos fundamentalmente en el mercado
doméstico.
Las diferencias de precios de un mismo producto para los diferentes
mercados, se debe a que las ventas para el europeo se hacen CIF y para el mercado
japonés son precios FOB Puerto Ordaz
La tabla N° 2.10 nos muestra mercado los fletes Puerto Ordaz a los
principales mercados europeos, reflejándose en los costos de los fletes del año 2004
el impacto del espectacular crecimiento de la demanda del mineral de hierro por el
mercado Chino, lo cual hizo duplicar el precio promedio marítimos desde de los
fletes en relación al año 2003.
TABLA N° 2.10
Fletes Marítimos a los Mercados Europeos (US$/TM)
2002 2003 2004
Inglaterra 6,54 13,56 25,00
España 4,70 12,99 24,90
Holanda 5,16 12,74 24,25
Bélgica 8,09 10,75 26,50
Italia 7,80 9,20 25,20
Fuente: C.V.G. Ferrominera Orinoco, 2004, Plan Corporativo 2005-2009, p.114.
2.2.5 GAS NATURAL EN VENEZUELA
Carrasquel y Martínez, (1999, p.56), señalan que Venezuela dispone de
abundantes reservas probadas de gas natural, la mayor parte de ellas asociadas al
petróleo lo cual permite que su costo de producción sea relativamente bajo, pues los
costos del mismo se cargan a los costos de producción del petróleo, lo que permite
mejorar la competitividad de actividades con consumo intensivo de gas natural.
Las reservas de gas natural en Venezuela se estiman en 267 billones de pies
21
cúbicos, de los cuales 140 billones son reservas probadas y un 90 por ciento son de
gas asociado a la extracción de petróleo (C.V.G Ferrominera, 1998, p.54). Estas
reservas en su mayor parte se encuentran localizadas en los estados Anzoátegui y
Monagas.
Según Carrasquel y Martinez, (op. cit.), el área industrial de Ciudad Guayana
es abastecida por el sistema de gasoducto Anaco - Puerto Ordaz, con una capacidad
actual de 480 millones de pies cúbicos, diario y está siendo ampliado a 900 millones
de pies cúbicos diarios, de tal forma de satisfacer la demanda futura generada por los
nuevos proyectos.
De la misma manera, el precio del gas se fijó inicialmente en el año 1996 en
50 centavos de dólar el millón de BTU, este precio se va ajustando tomando en
cuenta el índice de precios al consumidor de los Estados Unidos de América y el
precio del gas en Canadá. El Ministerio de Energía y Minas conjuntamente con
PDVSA, estudian la posibilidad de mantener el precio del gas en la zona oriental a
costo marginal. El precio al año 2005 del gas usado en los proyectos de reducción
directa es de 70 centavos de dólar por millón de BTU.
2.2.6 ENERGÍA ELÉCTRICA EN VENEZUELA
Carrasquel y Martinez, (op. cit.), el país dispone de un gran potencial de
generación de electricidad, mediante el desarrollo de sus reservas hidroeléctricas y la
instalación de centros de generación térmica de gas natural, fuel oil y eventualmente
orimulsión. Y, que el potencial hidroeléctrico constituye una de las ventajas
comparativas con que cuenta el país. Este potencial se estima en 35.000 MW, de los
cuales el 93 por ciento se encuentra en la región Guayana.
La tabla 2.11 resume el desarrollo del potencial hidroeléctrico del Bajo
Caroní.
22
TABLA No. 2.11 Potencial Hidroeléctrica del Bajo Caroní
MACAGUA I 360 MW MACAGUA II 2.400 MW MACAGUA III 170 MW GURÍ 8.850 MW CARUACHI 2.166 MW TOCOMA 2.160 MW TOTAL BAJO CARONI 16.136 MW
Fuente: CVG EDELCA, marzo 2004, “CIFRAS 2003” p.48
En el Alto Caroní se considera que existe un potencial adicional de 7.250 MW
distribuidos en los sitios de presas de Tayucay (2.450 MW), Aripichi (1.200 MW)
Eutobarima (2.400 MW) y Auraima (1.200 MW). Igualmente, en el Bajo Caroní se
considera que las inversiones por kilowatio instalado son de las más bajas del mundo,
oscilando entre 550 a 820 dólares por kilowatio instalado, en Brasil la represa Utaipui
requirió 1.450 dólares americanos por kilowatio instalado. Y, actualmente el costo de
la electricidad para proyectos de reducción directa es de 1.8 centavos de dólar por
kilowatio hora. (C.V.G EDELCA, 2004; “cifras 2003”. P.48.).
2.3 TECNOLOGÍA DE REDUCCIÓN DIRECTA TENDENCIAS Y
VENTAJAS
2.3.1 LA TECNOLOGÍA DE REDUCCIÓN DIRECTA.
2.3.1.1.- Definición.
Este es un proceso tecnológico empleado para la reducción de los minerales
oxidados de hierro. La reducción directa ha sido definida como “Un proceso en el
23
cual sin modificación del estado físico del mineral de hierro que se trate, se obtiene
un material altamente metalizado llamado hierro esponja por su aspecto poroso,
originado por la remoción del oxígeno, de los óxidos de hierro por el reductor
monóxido de carbono o hidrógeno.” (Tennis, W. 1992, p.4)
La reducción directa convertir de óxido a hierro metálico sin fundir el
material, data aproximadamente de 3.000 años. Los siderurgistas primitivos no
pudieron alcanzar las altas temperaturas que se requieren para obtener hierro metálico
fundido; ellos colocaban el mineral con carbón vegetal en un foso o en un horno; se
encendía el carbón vegetal y el mineral de hierro se reducía aproximadamente a una
temperatura de 800 ºC a una sustancia pastosa de hierro metálico, la cual se
martillaba para extraer la escoria y darle forma al hierro forjado.
Cuando se desarrollaron métodos para alcanzar temperaturas más altas, este
proceso de reducción directa dio paso al alto horno en el siglo XIV. La reducción
directa se continuó estudiando, pero no fue sino hasta mediados del siglo XX, que
llegó a ser técnica y comercialmente viable (Tennis , W. 1992, p. 7)
Señala Tennis, W (op. cit.) que la diferencia fundamental con el proceso
clásico de reducción para obtener arrabio líquido, estriba en que el material obtenido
es sólido, conserva el estado físico; finos, gruesos o pellas tal cual como se cargaron
en el reactor, debido a que las temperaturas de operación de las unidades de reducción
directa están por debajo de la temperatura de fusión del mineral de hierro.
Expresa Tennis, W (op. cit.) que el principio teórico del proceso se basa en la
reducción del oxígeno presente en los minerales de hierro por elementos reductores,
fundamentalmente el carbono y el hidrógeno procedente del gas natural reformado o
de la gasificación del carbón. Y, que las reacciones más conocidas de reducción
directas son las siguientes:
Fe2 03 + 3 CO = 2Fe + 3 C02.
Fe3 04 + 4 CO = 3Fe + 4 C02
Fe2 03 + 3H2 = 2Fe + 3H20
Fe3 04 + 4H2 = 3Fe + 4H20
24
Afirma Tennis, W (op. cit.) que los gases reductores procedentes de los
hidrocarburos se obtienen por fraccionamiento (cracking) de los hidrocarburos, lo
cual se logra con vapor de agua sobrecalentado o con anhídrido carbónico, tal como
se indica en las siguientes reacciones:
CH4 + C02 = C02 + 2H2
CH4 + XH20 = CO + 3H2 + (X –1) H20
Este proceso se efectúa dentro de un equipo llamado reformador y el producto
obtenido se llama gas reformado.
Señala Tennis, W (op. cit) que el producto de la reducción directa,
actualmente se conoce con el nombre de Hierro Directamente Reducido (HDR). Y
puede presentarse en forma de finas partículas, gruesos de mineral o pellas y es
posteriormente transformado en briquetas densas por compactación mecánica,
eliminando la naturaleza porosa del producto reducido y al mismo tiempo
disminuyendo la posibilidad de autoignición del producto por reoxidación.
Los productos reducidos se usan primordialmente como carga metálica en
hornos eléctricos, teniendo también utilización en la operación de acerías al oxígeno,
altos hornos y horno de fundición. (Fior, 1989, p.27)
2.3.1.2.- Clasificación de los procesos de Reducción Directa.
Los procesos de reducción directa se pueden clasificar en función de la fuente
energética (ver tabla N° 2.12)
25
TABLA N° 2.12
Clasificación de los procesos de reducción directa según la fuente energética utilizada
1. Procesos basados en Carbón: Horno Rotatorio
SL/RN
CODIR
FASTMET
2. Procesos basados en Gas Natural: Lecho Fluido.
FINMET
FIOR
53
IRON CARBIDE
3. Procesos basados en Gas Natural: Horno vertical de carga continua.
MIDREX
H y L III
AREX
4. Procesos de Fusión Directa: Horno Vertical de carga continua.
COREX
AISI
DIOS
HISMELT Lecho fluido.
____________________________________________________________________ Fuente: Paine, W. 1998. Steel Strategist. P.345
En Venezuela tenemos operando los siguientes procesos de reducción directa:
MIDREX; H y L I; H y L II; FIOR, AREX y FINMET, es importante señalar que el
proceso H y L I ha sido descontinuado y el proceso FIOR ha sido optimizado
transformándose en la tecnología FINMET. Un resumen de los procesos más
importantes han sido citado en C.V.G Ferrominera Orinoco, 2004, Plan Corporativo
2005-2009, p.5.
26
2.3.2 PROCESO MIDREX
El proceso de reducción directa MIDREX fue desarrollado en el año 1969 por
la compañía Midland Ross, instalándose el primer módulo en Portland, Estados
Unidos, el cual tenía una capacidad de 200 mil toneladas métricas anuales. La
capacidad anual de los módulos fue progresivamente incrementándose a 400 mil
toneladas métricas en 1974; 600 mil toneladas en 1977; 800 mil toneladas en 1979 y
en el periodo 1990-1995 fue desarrollado el megamódulo de un millón de
toneladas de capacidad anual; instalándose el primero en la India. Este megamódulo
puede actualmente producir 1,2 millones de toneladas (OTEPI; 1995, p.23).
Señala OTEPI (op. cit.) que el proceso MIDREX utiliza gas natural como
fuente energética y reductora y gruesos o pellas de mineral de hierro. Los principales
componentes de la planta son: el reformador de gas, el horno de cuba de reducción, y
el sistema de refrigeración del gas. En el horno de reducción el mineral fluye por
gravedad desde el tope, a través de las zonas de precalentamiento, reducción y
enfriamiento del horno; el material producido puede ser compactado por maquinas
briqueteadoras.
OTEPI (op. cit.) sostiene que el gas reductor del proceso, es una combinación
de 95 % de hidrógeno y monóxido de carbono, este gas fluye en contracorriente en
relación con los sólidos que descienden en un rango de temperatura de 760 a 927 °C.
El consumo de energía se estima en 9,8 millones de BTU por tonelada métrica de
hierro prerreducido.
Una descripción sucinta de las principales operaciones del proceso señalada
por OTEPI (op. cit.), son las siguientes:
Generación del Gas Reductor
Fior (1989, p.29) sostiene que el equipo principal de esta sección es el
reformador de gas natural, cuya función es provocar la reacción de reformación de los
hidrocarburos en presencia de un catalizador, para convertirlo en un gas con
27
propiedades reductoras con alto contenido de hidrógeno y monóxido de carbono de
acuerdo con la siguiente fórmula:
CH4 + CO2 2CO
CH4 + H20 3H2 + CO
Complementa FIOR (op. cit.) que este gas reductor se genera dentro del
reformador catalítico usando una mezcla de gas natural y gas de tope recirculados
proveniente del reactor de reducción.
Expresa FIOR (op. cit.) que el agua es regulada dentro del gas reductor
reciclado, mediante control de una temperatura de saturación, de esta manera se
aumenta el contenido de H2 en el gas reductor, mediante las siguientes reacciones:
CH4+H20 3H2+CO
CO +H20 H2+CO2
De acuerdo con FIOR (op. cit.) el mecanismo del proceso de reformación del
gas es el siguiente: El gas natural con una presión de 6 bares se pasa a través de un
separador de líquidos, se precalienta en la sección de convección del reformador hasta
300 ºC y se mezcla con el gas de tope reciclado, el cual ha sido previamente
desulfurado para formar el gas de proceso, el cual se calienta hasta 540 ºC antes de
entrar a los tubos catalizadores del reformador el gas reductor sale a una temperatura
de 850°C.
Reactor de Reducción
Esta área consta de dos secciones principales; un circuito de gas reductor y el
reactor de de reducción. Los componentes que integran el circuito de gas reductor
son: la zona de reducción del reactor, el lavador del gas del tope y el compresor de
recircu1ación del gas de tope (FIOR, op. cit).
28
Los gases de reducción entran a la zona de reducción del reactor a 850 ºC,
remueven el oxígeno del mineral de hierro y salen por el tope a una temperatura de
400 °C. El gas de tope se lava y parte del agua se separa junto con los finos, el agua
removida se recircula hacia un clarificador. El gas enfriado se recicla con un
compresor hacia el reformador y constituyen el gas de proceso que va a ser retomado
(FIOR, op. cit.).
La alimentación del mineral se efectúa por medio de una tolva con presión en
la parte superior muy cercana a la atmosférica, un distribuidor de forma cónica
dosifica uniformemente la carga y posee un sistema de sello, con gas inerte que
impide que el gas de tope salga a la atmósfera.
El mineral fluye por gravedad a la zona de reducción del reactor, en donde es
reducido con gas que viene en contracorriente. El producto pasa a una zona
intermedia en donde se separa cualquier posible aglomerado del material reducido,
posteriormente el material es extraído a la sección de compactación por
briquetización a la temperatura superior a los 600 °C (FlOR, 1989, p.31).
Compactación con Briqueteadoras
De acuerdo con OTEPI (1995, p.2.3), para la compactación en caliente en las
briqueteadoras el material descargado pasa a una cámara con un alimentador de
tomillo el cual dosifica el material. Las briqueteadoras están formadas por un par de
rodillos con moldes que bajo presión conforman las briquetas, las briquetas de forma
de pastillas de jabón, con peso entre 500 a 700 gramos, pasan a un tanque de agua
para enfriamiento y posteriormente se criban para separar los finos.
2.3.4 PROCESO H Y L III
El proceso H y L I fue desarrollado en la década del 50, con un reactor de
lecho fijo que opera con gas natural y con gruesos o pellas de mineral de hierro. A
mediados de la década del 60 se inicia el programa de investigación para desarrollar
29
un proceso de reducción directa de lecho móvil y en 1979 inicia operaciones una
planta de lecho móvil denominada H y L III. Esta planta fue el resultado de modificar
un módulo H y L I, localizado en Monterrey, México.
La capacidad de este módulo fue de 250 mil toneladas métricas anuales de
prerreducidos; en 1983 se escaló a 500 mil toneladas anuales y en 1993 inició
operaciones en la India el primer módulo de 750 mil toneladas anuales. (OTEPI,
1995, op. cit.). Actualmente ya se dispone de un módulo para producir 1,2 millones
de toneladas métricas anuales.
Descripción del proceso
El esquema básico de una planta H y L III comprende dos secciones
operativamente independientes, una para la generación del gas reductor y otra para la
reducción del mineral de hierro. La reformación del gas se realiza en un reformador,
de gas natural con vapor de agua, pasando el gas a través de tubos con catalizadores
con base en níquel. La energía requerida para las reacciones endotérmicas de
reformación pueden obtenerse de cualquier combustible disponible.
La temperatura de los gases de combustión que salen del reformador es del
orden de los 160 ºC. El gas reformado producido, rico en hidrógeno (H2) y monóxido
de carbono (CO) constituyen el repuesto de gas reductor a la sección de reducción
(Quintero, R. y Rodríguez, R; 1996, p 4).
Sostienen Quintero, R y Rodríguez, R (op. cit.) que la sección de reducción
comprende dos circuitos funcionalmente independientes: uno para la reducción del
mineral de hierro (circuito de reducción) y el otro para el enfriamiento y la
carburización del hierro de reducción directa (HRD) producido (circuito de
enfriamiento).
Señalan Quintero, R y Rodríguez, R (op. cit) que la reducción se lleva a cabo
en la parte superior del reactor y el enfriamiento y carburización en la parte inferior
del mismo, que mineral grueso, pellas, y combinación de ambas pueden ser utilizados
como, materia prima en el reactor H y L III, la metalización puede alcanzar hasta un
30
95 por ciento y el contenido de carbono puede alcanzar de 1,5 a 3,0 por ciento,
pudiéndose controlar este contenido.
Afirman Quintero, R y Rodríguez, R (op. cit.) que el proceso H y L III trabaja
con una alta presión de operación (5,5 kg/cm2). Un sistema automático de válvulas
permite la presurización y despresurización de tolvas de entrada y salida, para las
operaciones de carga de minerales y descarga de productos.
Y, también el sistema H y L III opera con un sistema de descarga en caliente y
briqueteado del hierro reducido y se obtiene hierro briqueteado en caliente (HBC). En
este caso se elimina el circuito de enfriamiento y se modifica el sistema de descarga
para alimentar HRD caliente al sistema de briqueteado.
Según Quintero, R y Rodríguez, R (1996, p.5), las plantas H y L III pueden
diseñarse de tal forma que sean semi autosuficientes en energía eléctrica, no
dependiendo de fuentes externas de energía eléctrica.
2.3.5 PROCESO FlOR I FINMET
En 1976 se instaló el primer módulo comercial de la tecnología FIOR con una
capacidad de 400 mil toneladas de briquetas de hierro reducido, localizada en Puerto
Ordaz; su capacidad de diseño sólo fue alcanzada en 1988, tras varias mejoras
tecnológicas, las cuales fueron patentadas por las empresas SIVENSA y
CORPORACIÓN VENEZOLANA DE GUAYANA en 1992.
Posteriormente con la empresa austriaca Voest Alpine optimizan el proceso
FIOR mejorado; desarrollando un nuevo proceso denominado FINMET. En 1994 se
inicia la comercialización del nuevo proceso, contratándose dos plantas de alrededor
de dos millones de toneladas de briquetas cada uno; una planta está localizada en
Puerto Ordaz, propiedad de una sociedad integrada por SIVENSA, BROKEN HILL
PROPIETARY (BHP) y CVG FERROMINERA ORINOCO; la segunda planta está
ubicada en Port Headland, Australia y es propiedad de la empresa BROKEN HILL
PROPIETARY (OTEPI; 1995, p.25).
31
Descripción del Proceso FIOR I FINMET
FIOR (op. cit.) expresa, que FIOR / FINMET es un proceso de reducción de
finos de mineral de hierro para obtener un producto altamente metalizado. Para la
reducción utiliza un medio gaseoso en una serie de reactores que operan en lecho
fluidizado. El proceso está conformado por cuatro secciones principales:
Preparación del Mineral
FIOR (op. cit) sostiene que para la preparación del mineral los finos de
mineral de hierro, provenientes de las pellas de almacenamiento son llevados por
correas transportadoras a una tolva de almacenamiento, desde la cual se abastece en
forma continua a un secador rotatorio a gas, para eliminar su humedad natural, el
mineral seco se transporta a una tolva de almacenamiento. Desde esta tolva se
alimenta un carro elevador, que lleva el mineral hasta el tope de la estructura de los
reactores donde es vaciado en un sistema de tolvas presurizadas de donde se dosifica
a los reactores.
Generación del Gas Reductor
También señala FIOR (op.cit) que el medio que se utiliza para reducir el
mineral de hierro, se produce en un proceso de reformación catalítica de gas natural,
donde se obtiene un gas con alto contenido de hidrógeno. El reformador es de vapor,
el cual reforma el gas natural con vapor para producir H2 de alta pureza. El gas
reformado es purificado en una unidad de absorción de CO2, con anterioridad a su
mezcla con el gas reciclado.
Debido a que no todo el gas reductor es consumido en los reactores, este es
continuamente reciclado. Fluye dentro de un sistema de circuito cerrado, con
adiciones constantes de nuevo gas proveniente de la planta de hidrógeno (FIOR,
op.cit.).
32
Reducción del Mineral
FIOR (op.cit.) sostiene que la reducción del mineral se lleva a cabo en
reactores de lecho fluidizado dispuestos en serie: En el primer reactor, el cual no es
operado en una atmósfera de gas reductor, los finos de mineral de hierro son
precalentados y restos de humedad y gran parte del azufre son removidos del mineral.
Los finos precalentados fluyen hacia el primer reactor de reducción y
subsecuentemente hacia los otros dos reactores de reducción, donde entran en
contacto con el gas reductor, el cual convierte el óxido de hierro metálico (92% de
metalización) y agrega carbón al producto. La reacción se efectúa con temperaturas
entre 700 y 800 °C.
Briqueteado
Completada la fase de reducción, el hierro metálico caliente es transferido a
las máquinas briqueteadoras de doble rodillo. Las tiras de briquetas se separan en
briquetas individuales y cualquier fino es removido. Las briquetas resultantes tienen
poca tendencia hacia la reoxidación (FlOR, op. cit.).
2.3.6 PROCESO FINMET
El proceso FINMET surge como producto de las mejoras tecnológicas hechas
al proceso FIOR; es un proceso que usa mineral fino y gas natural en un lecho
fluidizado. Consta de cuatro reactores (3 de reducción y 1 de calentamiento); el
mineral fino secado es alimentado al primer reactor para ser calentado, luego fluye
hacia los restantes reactores donde el mineral es mantenido en suspensión en el lecho
fluido por la contracorriente del gas, aumentando el contenido de hierro metálico en
cada etapa debido al contacto con el gas. El mineral alcanza una metalización de 93
% (Faria, E. 1994, p.21).
Asan, A y Whipp, R, (1996, P.52) sostienen que las temperaturas de los
33
reactores están en un rango de 550 °C; el primer reactor a 780 °C y 800 °C en el
último reactor. La presión de los reactores está entre 11 y 13 bares. El contenido de
carbón que se logra en el último reactor puede estar entre 0,5 y 3 por ciento. Los finos
calientes reducidos son transformados al área de briquetización, donde son
convertidos en briquetas con una densidad de algo más de 5 g/cc.
Entre los parámetros operativos que el proceso FINMET ha mejorado del
proceso FIOR, están: El consumo de mineral de hierro en el proceso FIOR era de
1,98 TM de mineral por tonelada de briquetas, en el proceso FINMET se reduce a
1,6; el consumo de gas desciende de 5,0 G. cal de gas por tonelada de briqueta a 3,0
G.cal/TM, las horas hombre por TM de briquetas pasan de 1,25 h/h por TM, a 0,45
h/h por TM; el consumo de electricidad disminuye de 250 Kwh/TM a 150 Kwh/TM,
al mismo tiempo se ha incrementando en alrededor de un 25 % la capacidad de los
equipos del proceso (Hassan, A.;Whipp,R, op.cit.)
Al proceso FINMET se le atribuyen ventajas sobre otros procesos de
reducción directa por utilizar finos de mineral de hierro, los cuales son de menor
costo que los gruesos o pellas de mineral de hierro. La briqueta es de alta calidad por
el mejor contacto gas-sólido y tiene mayor densidad por la mejor aglomeración del
mineral fino reducido.
2.3.7. PROCESO AREX
El proceso AREX fue desarrollado en Venezuela en 1987 por SIDOR, es
similar en lo que respecta al tipo de reactor y la materia prima que utiliza al proceso
MIDREX y H y L III. El proceso AREX, combina el horno de reducción y el
reformador en una sola unidad, la cual cumple simultáneamente las funciones de
reformación y reducción, para lograrlo el mineral reducido caliente que se encuentra
en el reactor sirve de catalizador para reformar el gas natural que alimenta el reactor.
El calor requerido en la reacción endotérmica que se requiere para reformar el
gas, se obtiene de la oxidación parcial del gas natural con aire enriquecido con
oxígeno (Mendoza, C. 1998, p.11).
34
En 1990, Sidor instaló el proceso AREX en uno de sus módulos de reducción
Directa, incrementándose la producción de 55 a 74 toneladas de hierro esponja por
hora y disminuyendo el consumo energético de 2,7 a 2,15 gigacalorías por tonelada
de producto (Alvaray, L. 1992, p.10).
También señala Alvaray, L, (op. cit.) que en 1996 SIDOR invirtió 26
millones de dólares para reconvertir cuatro nódulos continuos de producción de
prerreducidos a tecnología AREX, logrando incrementar la capacidad de producción
de 1,5 millones de toneladas anuales a 2 millones de toneladas anuales, con un
promedio de metalización de 93,2 por ciento.
Este incremento de producción representó un equivalente a que se hubiera
agregado un módulo MIDREX de la serie 400. Actualmente muchas plantas de
reducción directa en el mundo están en gestiones para convertir sus tecnologías al
proceso AREX. En 1998 la empresa H y L SA, de México, propietaria de la
tecnología H y L, manifestó que ha desarrollado un modulo en Monterrey, el cual,
opera sin necesidad de reformador externo, con una tecnología muy similar al AREX.
Sostiene Alvaray, L, (op. cit.) que el proceso AREX, es una unidad
comparativamente pequeña, ya que una planta AREX consta de un horno de cuba, un
precalentador, depuradores y compresores; todos los demás equipos, tales como la
planta generadora de agua, enfriadores, absorbedores, desulfurizadores, catalizadores
o reformadores convencionales no se requieren; por lo que el proceso puede utilizarse
en plantas de pequeña capacidad. La metalización está entre 91 a 93 por ciento y el
contenido de carbono de 1 a 3 por ciento.
El proceso AREX tiene las siguientes ventajas, que han sido citadas en
(SIDOR, Gerencia investigación; AREX-SBD).
1.- En razón de su menor inversión con relación a otros procesos, pueden ser
rentables unidades de menor tamaño.
2.- Menor consumo de gas.
3.- Pueden utilizar combustibles con alto contenido de azufre.
4.- No tiene partes internas en movimiento, disminuyendo costos y tiempos de
mantenimiento.
35
5.- Mayor productividad.
La tecnología AREX ya está siendo utilizada en varios países y empresas
propietarias de otras tecnologías de reducción directa están desarrollando modelos
similares al AREX.
Las Tablas No. 2.13 y 2.14 resumen las características técnicas de los
procesos y las características de los productos.
TABLA No. 2.13
Información Técnica de los Principales Procesos de Reducción Directa
Características MIDREX H Y L III AREX FINMET Fuente metálica Pellas/grueso Pellas/Grueso Pellas/Grueso Finos Tipo de rectores Cuba Cuba Cuba Lecho Fluido Tratamiento del gas Reformado Reformado Auro.Refor Reformado Presión Atmosférica 5 Bars Atmosférica 10 Bars Temperatura Media Media Media Media Energía Gas natural (GJ/TM) 10 10.9 8.7 13 Electricidad (Kwh/TM) 125 85 70 150 Producción Metalización (%) 92 92 93 93 Carbono (%) 1.4 2 1.5 1.5 Costo de capital* 180 190** 150 220 Fuente: Faría, (op. cit.), p. 21 Paine Webber, 1998 “Steel Strategis” p. 172
• Dólares por tonelada de capacidad anual. ** Planta con generador de vapor, autosuficiente en electricidad.
TABLA No. 2.14
Características de los productos de Reducción Directa
MIDREX H y L III FIOR/FINMET Características Hierro
Esponja Briquetas Hierro Esponja Briquetas Briquetas
Hierro Total (%) 90-94 90-94 90-92 91-92 90-93 Hierro metálico (%) 83-89 83-89 81-85 82-85 81-85
Metalización (%) 90-95 92 90-92 91-92 91
36
Carbono (%) 1,0-2,3 1,0-1,3 1,5-3,0 1,2-2,2 0,9-4,0 Densidad (g/cm3) 3,5 5,0-5,5 2,8-3,5 4,8-5,2 5 Tamaño briqueta (umm) - 110x50x30 - 110x60x30 90x60x30
Peso de la briqueta (GMS) - 500-700 - - 500-670
Fuente OTEPI 1995, p.2.10
2.4 COMPORTAMIENTO ECONÓMICO DE LA PRODUCCIÓN DE
HIERRO DE REDUCCIÓN DIRECTA
Según Paine, Webber, (1998, p.178.), en la década del 90 la industria
siderúrgica se vio sometida a una profunda reestructuración tecnológica
manifestándose en primer lugar por el desarrollo de las miniplantas de planchones
delgados con calidad similar a los producidos en las grandes acerías tradicionales;
adicionalmente debemos señalar un segundo aspecto de esta renovación de la
tecnología siderúrgica el cual es la producción de substitutos de la chatarra a través de
las tecnologías de reducción directa.
Un indicador de la magnitud del cambio es que en Estados Unidos en el año
1970, el porcentaje de la producción de acero en miniplanta era de 5 por ciento, en
1998 alcanzó al 40 por ciento y se espera que llegue a un 50 por ciento a inicios de la
década del 2010.
Sostiene Paine, Webber, (op. cit.) que la oportunidad para los productores de
hierro de reducción directa, se presenta por las dificultades del mercado de abastecer
la creciente demanda de chatarra de bajo contenido de metales residuales (estaño,
cobre, cromo, entre otros), insumo fundamental para la producción de productos
planos y aceros especiales.
Se estima que en el año 1996 se generaron 133 millones de toneladas de
chatarra con bajo contenido de residuales, para el año 2010 se espera que la oferta de
chatarra de bajo contenido de residuales se incremente a 191 millones de toneladas,
mientras que la demanda puede ascender a 355 millones de toneladas, este déficit
estimado de 164 millones de toneladas deberá ser suplido por prerreducidos y otros
37
sustitutos de la chatarra.
También señala Paine, Webber, (op. cit.) que las dificultades en lograr un
adecuado suministro de la chatarra de bajo contenido de residuales se ha reflejado en
un incremento de 50 dólares, sufrido por este tipo de chatarra en los últimos 5 años.
2.4.1 VENTAJAS Y DESVENTAJAS DE LOS PRERREDUCIDOS
Las ventajas del uso de los prerreducidos han sido citadas por Tennis, W, (op.
cit.) entre las cuales podemos resumir en las siguientes:
1.- Es un sustituto de la chatarra con bajo contenido de metales residuales.
2.- Menores inversiones que en el alto horno, pudiéndose estimar en 250 dólares por
tonelada de capacidad instalada, frente a los 400 dólares por tonelada que se
requieren para un alto horno y la coquería en una planta grande.
3.- Son unidades rentables a pequeña capacidad (400 a 500 mil toneladas anuales de
prerreducidos).
4.- Incrementa la capacidad de producción de los Hornos Eléctricos de Arco.
5.- Favorece la formación de escoria espumosa, la cual mejora la eliminación de
elementos no ferrosos.
6.- Las briquetas prerreducidas generan poca cantidad de finos, lo cual resulta en un
menor consumo de refractarios.
7.- Composición química uniforme garantizada.
8.- Las briquetas son de fácil transporte y almacenamiento.
9.- Tienen precios competitivos con la chatarra.
10.- Menor impacto sobre el ambiente.
Las desventajas de los prerreducidos citadas por Tennis, W, (op. cit) son las
siguientes:
1.- Los procesos de reducción directa no eliminan las impurezas, ya que las
38
temperaturas de operación son menores a los 1.000 ºC y no hay fusión del material,
ello hace que la eliminación de las impurezas, se efectúe en el horno de aceración, a
un costo de aproximadamente de 5 US$ por cada 1 por ciento de ganga, el cual debe
ser removido por la escoria.
2.-Mayor contenido de ganga.
3.- Las exigencias de calidad de los minerales de hierro a utilizar en los procesos de
reducción directa, restringen las reservas de mineral.
4.- Menor contenido de hierro metálico (91/92% que el arrabio o la chatarra.)
5.- Mayor consumo eléctrico en la fusión .
2.4.2 PRODUCCIÓN MUNDIAL DE PRERREDUCIDOS
En el año 2002, la producción mundial de hierro de reducción directa fue de
45,1 millones de toneladas, siendo los principales productores Venezuela (6,9
millones TM), India (6,6 millones TM), México (4,9 millones TM), e Irán (5,3
millones TM). Durante el periodo 1990-2002 la tasa de crecimiento de la producción
de prerreducidos ha sido de 8,1 por ciento anual.
La tabla No. 2.15 nos indica la producción mundial de prerreducidos por
regiones, siendo en el 2002 América Latina, la región líder con una producción de
15,9 millones de toneladas equivalente, al 35,2 por ciento de la producción mundial,
el Medio Oriente y el Norte de África producen 13 millones de toneladas (28,8%),
seguidos de Asia y Oceanía con 10,5 millones de toneladas (23,3%). (Tex Report
2005, p.151)
Los mayores productores de hierro de reducción directa, son aquellos que
poseen elevadas reservas de gas natural con bajos costos de explotación, ya que las
tecnologías líderes en producción MIDREX, H y L III, y la recientemente
incorporada al mercado FINMET, operan con gas natural, solo un 8 por ciento de la
producción es con reductores a base de carbón.
39
TABLA No. 2.15
Producción Mundial de Hierro de Reducción Directa
(Millones de Toneladas)
Región 1990 1995 2000 2002 2004
América Latina 7,5 11,2 15,9 15,9 18,99
Medio Oriente/Norte de África 3,3 7,8 12,1 13,0 15,25
América del Norte 3,6 5,2 2,7 0,7 1,27
Asia/Oceanía 2,7 7,3 9,2 10,5 13,7
EX URSS 1,7 1,7 1,9 2,9 3,14
África 1,0 1,0 1,5 1,6 1,63
Europa Occidental 0,3 0,4 0,4 0,5 0,61
Total Mundo 17,7 30,7 43,8 45,1 54,6
Fuente: Tex Report, 2005, Iron Ore Manual 2005, “DRI Productions By Regions And Countries”. P.151
Según la tabla N 2.16, en 2004 la producción de prerreducidos en el mundo
alcanzó la cifra de 54.1 millones de toneladas, mientras que para el año 2005, la
producción fue de 56.4 millones de toneladas 4,25% superior al nivel de producción
obtenido en el 2004, aumento que se debió al crecimiento en el consumo de acero,
básicamente en China, y a la escasez de chatarra.
De los datos de la tabla N° 2.16, se deduce que Venezuela ya, tiene un
posicionamiento importante como productor de prerreducidos en el contexto mundial
que en el 2005 la producción de prerreducido alcanzo 8,9 millones de toneladas,
ubicándose como segundo productor mundial de hierro de reducción directa, ya que
la India se situó como el primer productor, al registrar 10,6 millones de toneladas, y
en la tercera posición se ubico Irán con 6,9 millones de toneladas.
40
TABLA Nº 2.16 Producción Mundial de HRD/HBC
(Millones de Toneladas)
PAÍSES 1999 2000 2001 2002 2003 2004 2005
Canadá 0,92 1,13 - 0,18 0,50 1,1 0,6 México 6,24 5,83 3,67 4,90 5,62 6,3 6,0 USA 1,67 1,56 0,12 0,47 0,21 0,2 0,2 Argentina 0,99 1,42 1,28 1,46 1,74 1,8 1,8 Trinidad & Tobago 1,30 1,53 2,31 2,32 2,28 2,2 2,1 Venezuela 5,05 6,69 6,38 6,89 6,90 7,8 8,9 Irán 4,12 4,74 5,00 5,28 5,62 6,4 6,9 Arabia Saudita 2,36 3,09 2,88 3,29 3,29 3,4 3,6 Egipto 1,67 2,10 2,37 2,53 2,87 3,0 2,9 India 5,44 5,59 6,59 7,67 7,1 9,1 10,6 Rusia 1,88 1,92 2,51 2,91 2,91 3,1 3,3 Sur África 1,16 1,53 1,56 1,55 1,54 1,6 1,8 Alemania 0,4 0,5 0,2 0,5 0,6 0,6 0,4 Brasil 0,4 0,4 0,3 0,4 0,4 0,4 0,4 Indonesia 1,7 1,7 1,5 1,4 1,2 1,4 1,4 Malasia 1,0 1,2 1,0 1,1 1,6 1,7 1,4 Australia 0,3 0,3 1,4 1,0 2,0 0,7 0,7 China 0,1 0,1 0,1 0,2 0,3 0,4 0,5 Libia 1,3 1,5 1,6 1,7 1,5 1,6 1,7 Qatar 0,7 0,6 0,7 0,8 0,8 0,8 0,8 Otros 0,86 1,10 0,21 0,54 0,56 TOTAL Fuente: CVG Ferrominera Orinoco. Plan Corporativo 2005-2009. p.4-20
2.4.3 PRODUCCIÓN DE PRERREDUCIDOS EN VENEZUELA
De la tabla Nº 2.16 se deduce que Venezuela ha incrementado la producción
de metálicos para su industria siderúrgica con las tecnologías de reducción directa y
ha puesto marcado énfasis en agregar valor a su producción de mineral de hierro, a
través de la producción de prerreducidos, al incrementar la capacidad de producción
de 5,05MM TM en 1999 a 8,9MM TM en el 2005 aprovechando las importantes
ventajas comparativas y competitivas que le brindan sus recursos naturales, mineral
de hierro, gas natural e hidroelectricidad a costos relativamente bajos y el dominio de
la tecnología de reducción directa que le ha permitido desarrollar y patentar dos
41
procesos de reducción directa, el FINMET y el AREX.
TABLA No. 2.17
Capacidad y Producción de Hierro Reducido en Venezuela
(Millones de TM)
Producción Empresa Capacidad 2002 2003 2005 E Operaciones RDI 0,4 0 0 0 VENPRECAR 0,8 0,56 0,61 812 SIDOR 4,1 3,66 3,67 4.500 Minorca/Qualimetal 1,0 0,84 0,69 867 COMSIGUA 1,2 1,19 1,27 1.107 POSVEN /MATESI 1,5 0 0 1.125 ORINOCO IRON 2,2 0,64 0,66 1.400 TOTAL 11,2 6,89 6,9 9.811 Fuente: CVG Ferrominera Orinoco. Plan Corporativo 2005-2009. p.5-6
La Tabla No. 2.17 nos muestra la capacidad instalada por proceso y la
producción de hierro reducido en Venezuela.
2.4.4 PRODUCCIÓN DE PRERREDUCIDOS POR PROCESO
De acuerdo a la tabla N 2.18 en el año 2003 la producción mundial de hierro
de reducción directa fue de 100,9 millones de toneladas; la distribución de la
producción de acuerdo a las tecnologías fue la siguiente: MIDREX 64,5 MM TM
(63,92 %); H Y L III 18,4 MM TM (18,24%); FIMET 5,2 MM TM (5,5%); H YL I
(1,29%). Las tecnologías predominantes usan gas como reductor y producen 92% por
ciento del total y solo un 8% por ciento usan carbón.
La tabla N° 2.18, resume la producción por tecnología durante el período
1996-2004, en ella se observa que Midrex ha sido líder en el mercado con la mayor
participación de este proceso en la producción mundial de hierro reducido, mientras
que Finmet, un reciente participante en el mercado se ubico por encima de
tecnologías como H y L I.
42
TABLA No. 2.18
Producción Mundial Hierro de Reducción Directa por Procesos
(Millones de Toneladas)
Proceso 1996 1998 2000 2002 2004
MIDREX 63,1 66,7 68,7 66,5 64,5
H y L III 18,9 17,9 18,3 18,4 18,4
H y L I 8,4 5,1 3,1 1,3 1,3
FINMET 0 0 1,6 3,6 5,2
Otros 9,5 10,2 8,3 10,2 10,6
Total Mundo 99,9 99,9 100 100 100.9
Fuente: Text Report, 2005, Iron Ore Manual 2005, “DRI Production By Major Processes”. p.150
La tabla N° 2.19 señala los proyectos industriales más importantes de nuevas
tecnologías utilizadas en reducción directa y reducción fusión.
TABLA No.2.19
Proyectos Industriales con Nuevas Tecnologías de Reducción Directa y
Reducción Fusión
Empresa País Tecnología Capacidad (Kta) Inicio
Rio Tinto, Nulor Australia HI-SMELT 800 2004
Kobe, Cliffs EUA ITMK3 25 2005.
Posco, VAI Corea FINEX 600 2003.
BHP Australia FINMET 2000 2001
2.5. VALOR DEL DINERO EN EL TIEMPO
De acuerdo con Bodie y Merton (2003), este principio se refiere “al hecho de
que el dinero (...) en la mano hoy vale más que la expectativa de recibir el mismo
43
monto en el futuro”. Esto también es expresado por Lahoud (op. cit.), Ross,
Westerfield y Jordan (2004), Jhonson (1978), Block y Hirt (2001).
Lahoud (op. cit.) afirma que las causas que hacen que el valor del dinero en el
tiempo sea menor son la inflación, el riesgo, la escasez del dinero y las asimetrías de
mercado. Polimeni, et al. (1994) señalan que el dinero tiene un menor valor en el
tiempo cuando ha sido recibido en alguna fecha anterior a una tasa de interés.
Gitman y Joehnk (1997) expresan que el valor del dinero en el tiempo
“significa que, siempre y cuando esté presente la oportunidad de obtener
intereses, el valor del dinero se verá determinado por el momento en que se prevea
recibirlo”, y complementan que “debido a que las oportunidades de obtener intereses
sobre fondos siempre están disponibles, cuanto más pronto se reciba el retorno de una
inversión determinada, mejor”.
2.6. RENTABILIDAD
La rentabilidad es definida por Sabino (1991) como el porcentaje de utilidad o
beneficio que rinde un activo durante un período determinado de tiempo.
Según De Garmo y Canada (op. cit.), existen cuatro métodos con los cuales es
posible evaluar la rentabilidad de un proyecto, a saber: Tasa interna de rendimiento
(TIR)1, Tasa explicita de rendimiento sobre la inversión (TER), Valor anual (VA) y
Valor presente (VP).2
Señala Pérez (2004) que: “... al disponerse de una medida de rentabilidad de
un proyecto, esta debe ser capaz de informar sobre la conveniencia o no de llevar a
término un proyecto”. Alexander, Sharpe y Bailey (2003) expresan que los analistas
deben estar conscientes de que el uso de la TIR o el VPN pueden conducir a
decisiones erróneas si se han realizado pronósticos inexactos de flujos de efectivo.
1 En este trabajo se denominará a este método, tasa interna de retorno y se identificará con las mismas siglas, es decir, TIR. 2 En este trabajo se denominará a este método, valor presente neto y se identificará con las siglas VPN.
44
2.7. VALOR PRESENTE NETO (VPN)
También denominado valor actual neto (VAN), según Baca (1995) se define
como el valor monetario que resulta de restar la suma de los flujos descontados a la
inversión inicial. De Garmo y Canada (op. cit.) señalan que se basa en el concepto de
la equivalencia del valor de todos los flujos de efectivo en una fecha base o inicial
conocida como el presente.
Pérez (op. cit.) define al VPN como una medida de la cantidad de valor que se
crea o se agrega en el momento de llevar a cabo una inversión y también señala que
es la diferencia entre el valor de mercado de una inversión y su costo.
Park (1997) expresa que es la comparación actual de todos los flujos de
entradas de efectivo con el valor actual de todos los flujos de salida de efectivo
relacionados con un proyecto de inversión. Esto mismo es expresado por Taylor
(1975), Gentry y O’Neil (1984) y, por Van Horne (1993) quien expone que el valor
presente neto se obtiene mediante:
( )∑= +
=n
tt
t
kVPN A
0 1 (2.1.)
donde: At es el flujo de efectivo para el período t, tanto si se trata de un flujo de
egreso o de ingreso de efectivo neto, y n es el último período en el cual se espera un
flujo de efectivo y, k es la tasa de rendimiento requerida3.
Complementa Van Horne que si la suma de estos flujos de efectivo
descontados es cero o más, se acepta la propuesta; en caso contrario, se rechaza. Este
criterio también es expuesto por Besley y Brigham (2000) y Pérez (op. cit.).
________
3 A esta tasa se la denominará en este trabajo tasa mínima atractiva de retorno y se identificará con las siglas
TMAR.
45
Torries (1998), señala que el VPN es la suma de los valores presentes de todos
los flujos de caja anuales menos la inversión inicial y debe calcularse según la
siguiente ecuación:
( ) 01 1
Ii
VPNn
tttCF −⎥⎦
⎤⎢⎣
⎡
+= ∑
=
(2.2.)
donde: CFt, es el flujo de caja en el año t; I0, es la inversión inicial; i, tasa de
descuento; n, es el número total de años del proyecto.
Wellmer (1989) sostiene que el VPN depende fuertemente de la TMAR
seleccionada y expresa que en muchas empresas existen lineamientos internos para
la selección de esta tasa. Este autor expone como ejemplo que algunas inversiones de
capital de largo plazo pueden partir de la tasa límite manejada por el gobierno, la cual
considera que no existe riesgo o que el riesgo es muy bajo; de tal forma que si esta
tasa gubernamental es, por ejemplo, de 10%, la tasa a emplear por una inversión
minera pudiera ser de 15%, para compensar con ese 5% el riesgo existente.
Larroulet y Mochón (1995) relacionan el VPN con el costo de capital,
mencionando que cuando la pendiente de la curva de demanda de capital es negativa
el VPN se incrementa.
Lahoud (op. cit.) expresa que el significado del VPN es trascendental porque
permite hacer comparaciones claras de una inversión con los flujos de efectivo que
produce y que representa el valor de una inversión en el momento en que se está
valorando.
Brigham y Pappas (1986) aseveran que la técnica del VPN es el único método
teóricamente correcto y que conduce siempre a recomendaciones de selección de
proyectos.
2.8. TASA INTERNA DE RETORNO (TIR)
Señala Baca (op. cit.) que el TIR es la tasa que iguala la suma de los flujos
descontados a la inversión inicial, es decir que hace que el VPN sea igual a 0. En esto
46
coinciden De Garmo y Canada (op. cit.), Gentry y O’Neil (op. cit.), Ross, Westerfield
y Jordan (op. cit.) y Van Horne (op. cit.), este último señala que se representa
mediante la tasa r 4, de la siguiente manera:
( )
010
=+∑
=
n
tt
t
rA (2.3.)
donde: At es el flujo de efectivo para el período t, tanto si se trata de un flujo
de egreso o de ingreso de efectivo neto, y n es el último período en el cual se espera
un flujo de efectivo. Expone Van Horne que el criterio de aceptación consiste en
comprarar la tasa interna de rendimiento5 con la tasa de rendimiento requerida. Si la
primera excede a la segunda, se acepta el proyecto; en caso contrario, se rechaza.
Torries (op. cit.) coincide en la definición de tasa interna de retorno señalada
por los autores citados, y expone que se obtiene mediante:
( ) 01 1
0 ITIR
VPNn
tt
tCF −⎥⎦
⎤⎢⎣
⎡
+== ∑
=
(2.4.)
donde: CFt, es el flujo de caja en el año t; I0, es la inversión inicial; TIR, tasa
interna de retorno; n, es el número total de años del proyecto.
Ortiz (1994) expone que la TIR es el rendimiento de los recursos que
permanecen invertidos en un proyecto. Lahoud (op. cit.) expone que teóricamente la
TIR supone que los rendimientos conseguidos pueden ser reinvertidos, obteniendo la
misma tasa de retorno por esos flujos, lo cual es muy poco probable, adicionalmente
señala que la TIR es un mejor indicador cuando los flujos de la inversión que se
analizan son iguales, lo cual no es típico de un proyecto de inversión.
____________________________________________________________________ 4 r es para lo efectos de este trabajo TIR. 5 Tasa interna de retorno (TIR).
47
2.9. TASA MÍNIMA ATRACTIVA DE RETORNO (TMAR)
Según Park (op. cit.) esta es una tasa de interés con la cual la empresa siempre
puede invertir el dinero en su fondo de inversión. Besley y Brigham (op. cit.) señalan
que es el valor medio de la distribución de probabilidad de los resultados posibles.
Palacios (2004), la define como el costo de oportunidad ponderado que tienen los
distintos inversionistas que participan en el financiamiento del proyecto.
Torries (op. cit.) expresa que es la más baja tasa a la cual la cantidad de dinero
invertido se multiplicará haciendo que la inversión sea aceptable para el inversionista.
Gentry y O’Neil (op. cit.) señalan que la TMAR es cuantitativamente igual al costo
de capital, pero, Van Horne (op. cit.) expone que la TMAR para un proyecto incluye
una prima por riesgo, mientras que Tarquin y Blank (1978) señalan que es una tasa
“razonable” sobre la inversión, adicionan, que debe ser mayor que alguna tasa de
retorno establecida y expresan que esta tasa establecida es por lo general la que se
puede obtener en una entidad bancaria o alguna otra inversión considerada segura,
por lo que la TMAR debe ser mayor que la tasa bancaria ya que todas las otras
inversiones posibles representan riesgos o incertidumbres. Tarquin y Blankin
exponen que la TMAR varía de un proyecto a otro y a través del tiempo por lo
siguiente:
“1. Riesgo del proyecto: Cuanto más se juzgue que hay riesgo para un proyecto
propuesto, más alta será la TMAR y también más alto será el CC6 para el
proyecto.
2. Sensibilidad del área del proyecto: Si la administración está decidida a
diversificar (o invertir) en cierta área, se podrá reducir la TMAR para estimular
la inversión, con la esperanza de recobrar las utilidades perdidas en otras áreas
de inversión…
6 Costo de capital
48
3. Estructura tributaria: Si los impuestos están aumentando debido a un
aumento en las utilidades, (...), se aumentará la TMAR. Un estudio después de
impuestos eliminaría esta razón fluctuación de la TMAR.
4. Métodos de financiación de capital: A medida que se limita el capital, se
aumenta la TMAR y la administración comienza a observar muy de cerca la
vida de servicio del proyecto. A medida que la demanda de capital limitado
excede la oferta, la TMAR aumenta aun más.
5. Tasas usadas por otras firmas: Si las tasas de otras firmas que se usan como
norma aumentan, una compañía puede incrementar su TMAR como respuesta.”
Grinblatt y Titman (2003) exponen que ya que la rentabilidad de las
obligaciones sin riesgos de impago varían a medida que cambia el plazo de
vencimiento de la obligación, entonces, lo correcto sería utilizar TMAR’s que varíen
en función de los plazos de obtención de los distintos flujos de caja.
2.10. ANÁLISIS DE SENSIBILIDAD
Señalan Blank y Tarquin (2000) y Park (op. cit.) que el análisis de
sensibilidad revela cuánto variará el VPN como respuesta a un cambio en una
variable de entrada.
Expresa Park, que al análisis de sensibilidad también se le conoce como
análisis “qué pasaría si...”, por otra parte, Sapag y Sapag (2000) expresan que la
importancia del análisis de sensibilidad radica en el hecho de que los valores de las
variables que se han utilizado para llevar a cabo la evaluación del proyecto pueden
tener desviaciones con efectos de consideración en la medición de los resultados.
También señalan Sapag y Sapag que existe una clasificación dual del análisis
de sensibilidad a la que denominan unidimensional y multidimensional. Mientras que
Blank y Tarquin (op. cit.) exponen que cuando se estudian diversos parámetros, un
estudio de sensibilidad puede resultar bastante complejo y recomiendan que se realice
utilizando un parámetro a la vez mediante un sistema de hoja de cálculo.
49
De Garmo y Canada (op. cit.) sostienen que cuando se puede variar a un
determinado factor en un amplio rango sin que esto ocasione mucho efecto sobre la
decisión de inversión, entonces se dice que la inversión en consideración no es
sensible al factor o variable analizado; también refieren que si un pequeño cambio en
la magnitud de una variable ocasiona que no se invierta, entonces el proyecto que está
siendo analizado es altamente sensible a la variable tratada.
50
CAPÍTULO III
MARCO METODOLÓGICO.
3.1. TIPO Y DISEÑO DE INVESTIGACIÓN.
La investigación, según Tamayo (1993) y, Hernández, Fernández y Baptista
(1991), es de tipo correlacional, donde se muestra la influencia de las variables
independientes: Nivel de producción, precio estimado, inflación en USA, porcentaje a
financiar, costo de pellas, costo de gas natural, costo de mano de obra directa y costo
de mineral grueso, sobre la variable dependiente Valor Presente Neto (VPN).
El diseño de investigación es de tipo documental. La Investigación
Documental se define como: “El estudio de problemas con el propósito de ampliar y
profundizar el conocimiento de su naturaleza, con apoyo, en trabajos previos,
información y datos divulgados por medios impresos, audiovisuales o electrónicos.
(Manual de trabajo de grado de especialización y maestría y tesis doctorales, 2003
UPEL, p.15)
Se planteo como un diseño documental, porque se apoya en información
proveniente de materiales impresos tales como: libros, revistas especializadas,
documentos, compilaciones, entre otros. Con el objeto de obtener información que
puedan agregar valor a la investigación realizada.
3.2. IDENTIFICACIÓN DE VARIABLES.
Variable Definición conceptual Definición operativa
DEP
END
IEN
TE
Valor presente neto
(VPN)
Es el valor presente de todos los flujos de efectivo que se generan de las operaciones anuales, menos la inversión inicial efectuada, todo esto calculado a una tasa mínima atractiva de retorno (TMAR) ajustada a riesgo y suponiendo que tales flujos de efectivo se reinvierten a esta misma tasa.
VPN < 0 VPN = 0 VPN > 0
51
Nivel de Producción Cantidad de toneladas producidas por año. TM/año
Precio Estimado
Precios que se estiman que se obtendrán por el producto US$/TM
Porcentaje a Financiar
Proporción del capital total requerido para la inversión inicial %
Costos de Pellas
Es el equivalente monetario de los consumos de pellas para un periodo de un año US$/año
Costo de Gas Natural
Es el equivalente monetario de los consumos de gas natural para un periodo de un año US$/año
Inflación USA Índice de precios al consumidor para U S A.
Porcentaje de variación del índice.
Costo de Mano de
Obra Directa
Es la cuantificación del valor directamente involucrado en la fabricación de un producto terminado que puede asociarse con este con facilidad y que representa un importante costo de mano de obra en la elaboración de un producto en un año.
US$/año
IND
EPEN
DIE
NTE
S
Costo de mineral grueso
Es el equivalente monetario al costo de mineral de Hierro Grueso US$/año
3.3. POBLACIÓN
La población a investigar estará constituida por los “n” resultados que se
producen de la variación entre, -100 % y 100% alrededor del valor estimado de
cada uno de las variables independientes consideradas.
3.4. ETAPAS DE LA INVESTIGACIÓN
3.4.1. Revisión bibliográfica y documental.
En esta etapa se realizó una pesquisa de información acerca de antecedentes
del tema de la presente investigación, así como del marco teórico referente a los
aspectos financieros que se consideran en este trabajo y en lo atinente a los aspectos
52
técnicos concernientes al aprovechamiento eficiente de las ventajas competitivas, en
la producción, comercialización y utilización de los pre-reducidos venezolanos. Esta
revisión fue prioritariamente bibliográfica y de fuentes de internet.
3.4.2. Adaptación de costos.
La información de costos (de inversión y de producción) obtenida fue
recalculada tomando en cuenta las diferencias de costos que existirán con el recurso
humano, la energía y algunos insumos, a fin de trabajar con base en las propias
ventajas y desventajas competitivas del estado Bolívar.
3.4.3. Elaboración del presupuesto de capital.
En esta etapa se clasificaron y organizaron los diferentes costos en los que se
incurrirán para la producción de briquetas en Ciudad Guayana, se calculó la inversión
requerida y se realizaron las consideraciones y estimaciones necesarias para los 10
años de duración del proyecto. También se determino la rentabilidad del proyecto.
3.4.4. Elaboración de análisis de sensibilidad.
En esta etapa se realizaron diferentes análisis de sensibilidad a fin de
determinar las variables que son sensibles para el proyecto. Se emplearon los métodos
de análisis de sensibilidad unidimensional y multidimensional expuestos por Sapag y
Sapag (op. cit.).
3.4.5. Elaboración de conclusiones y recomendaciones.
Con base en los resultados y análisis realizados se elaboró el conjunto de
conclusiones y recomendaciones que se muestran en el capítulo 5 de este trabajo.
53
3.5. MATERIALES Y MÉTODOS
3.5.1. Materiales.
Microcomputador Celeron 2,6 GHz
Microsoft Excel® 2003
Microsoft Internet Explorer® v 6.0
Microsoft Word® 2003
3.5.2. Métodos.
3.5.2.1. Determinación de la rentabilidad: Se llevó a cabo por medio de las técnicas
del valor presente neto (VPN), de la tasa interna de retorno (TIR), tiempo de
recuperación descontado de capital (TRDC) e índice de rentabilidad.
3.5.2.2. Análisis de sensibilidad unidimensional: Se llevó a cabo por medio del
método expuesto por Park (op. cit.) y otros, el que consiste en hacer variar en un
determinado rango a cada una de las variables que se estima podrían hacer sensible al
proyecto en estudio, manteniendo fijas las demás variables independientes de interés
y observando, en cada oportunidad, el resultado sobre la variable independiente.
Posteriormente se elaboro un gráfico de sensibilidad en el que se exponen las
diferentes variaciones a las que se han sometido a las diferentes variables
independientes versus la variable dependiente, se observarán las pendientes de las
diferentes curvas y se determina a cuáles de estas variables es sensible el proyecto.
Acto seguido, se elabora con los resultados de las variaciones de cada variable
independiente, tres escenarios, a saber: optimista, pesimista y probable, siendo el
probable el que se ha calculado con los estimados iniciales del proyecto, el optimista,
será el que se conforme con las variables independientes que ofrecen los mejores
resultados sobre el VPN y, el pesimista será el que se conforme con los valores de las
variables que generan los peores resultados sobre el VPN.
54
Con los escenarios planteados se procede a establecer probabilidades
subjetivas para cada una de las variables independientes de interés, todo esto a fin de
obtener el escenario más probable.
3.5.2.3. Análisis de sensibilidad multidimencional: Para esto se consideraron
variaciones, al mismo tiempo, de las siete variables independientes consideradas y su
influencia sobre el VPN, para esto se hacen variar aleatoriamente las siete variables
en un rango entre -100% y 100% de los valores probables que se determinaron en la
etapa de cálculo de rentabilidad del proyecto.
Con la información que se obtiene de la simulación descrita se realiza un
análisis de regresión y correlación múltiple como lo describen Spiegel (1970),
Mendenhall y Reinmuth (1981), Scheaffer y McClaver (1993), Levin y Rubin (1996),
Pérez (1997), Salama (1998), Sierra (1998), Pardo y Ruíz (2002), entre otros autores.
Tal análisis se realizó con un 95% de confianza e incluyó pruebas de hipótesis con t
de student también de acuerdo a lo señalado por estos autores. Con este análisis se
obtienen los coeficientes que se requieren para conformar una ecuación de regresión
lineal múltiple según el modelo estadístico:
1 20 1 2... nn
Y x x xβ β β β= + + + +
la cual intenta pronosticar el comportamiento de la variable dependiente y con
base en las variables independientes xi.
3.6. TÉCNICAS E INSTRUMENTOS DE RECOLECCIÓN DE LA
INFORMACIÓN
La información y su tipo, juega un papel de vital importancia para cualquier
trabajo de investigación, esta investigación se basa en fuentes secundarias ya que fue
necesario obtener información contenida en libros, revistas especializadas,
publicaciones, compilaciones o a través de otro medio impreso. Según Méndez se
55
refiere a las fuentes secundarias como: “información escrita que ha sido recopilada y
transcrita por personas que han trascrito tal información a través de otras fuentes
escritas o por un participante en un suceso o acontecimiento” (Méndez, C. 1995,
p.152).
Para la recolección de información se hizo necesario aplicar algunas técnicas e
instrumentos, los cuales son los medios para obtener una información confiable que
permita el éxito de la investigación.
En el marco del presente trabajo de investigación se emplearon las siguientes
técnicas e instrumentos de recolección de información:
Recopilación documental; esta técnica consiste en la consulta como un
instrumento o técnica de investigación social cuya finalidad es obtener de textos
bibliográficos y documentos; y se define “datos o información a partir de documentos
escritos, susceptibles de ser utilizados dentro de los propósitos de una investigación
en concreto” (Ander E, 1982, p.213).
Entrevista: a través de esta técnica se recolecto información y se aplico a una
población no homogénea en sus características y una posibilidad de acceso diferente,
con formulación de preguntas dependiendo de la índole del problema que se quiere
estudiar y de los aspectos por formular.
Las variables posibles de identificar son: precios, costos y calidad a las cuales
se les hizo un análisis comparativo entre ellas.
56
CAPÍTULO IV
RESULTADOS Y ANÁLISIS
4.1 DETERMINACIÓN DE LOS COMPONENTES DEL ESTUDIO DE
PREFACTIBILIDAD FINANCIERA.
4.1.1. Inversión Requerida.
Se considera para los efectos de este trabajo una planta con capacidad para
producir hasta 1.500.000 TM de briquetas por año, para lo cual se hará una inversión
inicial de 285 millones de dólares americanos.
4.1.2. Estimación de Ingresos.
Se ha estimado una vida útil de 15 años, se considera este lapso de tiempo con
base en la presunción que en ese tiempo se desarrollarán tecnologías más eficientes
que será necesario adquirir para sostenerse competitivamente en el mercado.
Para la estimación de ingresos se han considerado varias variables que son
determinantes de los mismos. En primer término se ha considerado que al tercer año
la producción de la planta será de 100% de la capacidad instalada es decir, 1.500.000
TM de briquetas por año.
En segundo término, se ha considerado que el precio durante los dos primeros
años de operación será de 171 US$/TM de briqueta, esto con base en las estimaciones
del ciclo del acero elaboradas por World Steel Dynamics, las cuales están proyectadas
hasta el año 2010, a partir de ahí se ha estimado que el precio promedio de briquetas
aumentará con base en el índice de precios al consumidor (IPC) de los Estados
Unidos de Norteamérica, (Ver figura 1 y tabla 1).
La estimación precedente se ha basado en el equilibrio no cooperativo o
equilibrio de Nash expuesto por Samuelson y Nordhaus (1998), el cual se ha
57
considerado que se aplica al mercado mundial de pre-reducidos el que puede ser
catalogado como un oligopolio.
y = -0,0082Ln(x) + 0,0474
-1,00%
0,00%
1,00%
2,00%
3,00%
4,00%
5,00%
6,00%
0 5 10 15 20 25 30 35 40
IPC (1984-2004) Logarítmica (IPC (1984-2004))
Figura N° 1. Índice de Precios al Consumidor (IPC) de los Estados Unidos de América entre 1984 y 2004 y proyección de la inflación hasta 2023. Fuente: IPC (1984-2004), Greater Phoenix Economic Council (GPEC) (2005); IPC (2005-2023), elaboración propia.
Tabla N° 1. Índice de Precios al Consumidor (IPC) de los Estados Unidos de
América entre 1984 y 2004 y proyección de la inflación entre 2005 y 2023
58
1 1984 4,30% 11 1994 2,60% 21 2004 -0,10% 31 2014 1,92%
2 1985 3,60% 12 1995 2,80% 22 2005 2,21% 32 2015 1,90%
3 1986 1,90% 13 1996 3,00% 23 2006 2,17% 33 2016 1,87%
4 1987 3,60% 14 1997 2,30% 24 2007 2,13% 34 2017 1,85%
5 1988 4,10% 15 1998 1,60% 25 2008 2,10% 35 2018 1,82%
6 1989 4,80% 16 1999 2,20% 26 2009 2,07% 36 2019 1,80%
7 1990 5,40% 17 2000 3,40% 27 2010 2,04% 37 2020 1,78%
8 1991 4,20% 18 2001 2,80% 28 2011 2,01% 38 2021 1,76%
9 1992 3,00% 19 2002 1,60% 29 2012 1,98% 39 2022 1,74%
10 1993 3,00% 20 2003 2,30% 30 2013 1,95% 40 2023 1,72% Fuente: IPC (1984-2004), (GPEC, op.cit.); IPC (2005-2023), elaboración propia.
Con todas las consideraciones realizadas se ha calculado que los ingresos
serán los que se muestran en la tabla N° 2.
Tabla N° 2. Ingresos estimados durante los 15 años de producción
2009 256.500.000,00 2014 277.267.151,25 2019 303.867.438,472010 256.500.000,00 2015 282.529.949,51 2020 309.273.383,962011 261.649.474,25 2016 287.821.350,66 2021 314.707.872,002012 266.827.039,63 2017 293.141.395,52 2022 320.170.821,272013 272.032.883,59 2018 298.490.096,19 2023 325.662.131,37
4.1.3. Determinación de Costo de Capital.
Aquí se consideró un financiamiento del 60% del capital de inversión,
tomando en cuenta una tasa basada en la tasa Libor y la calificación de riesgo país
para Venezuela por medio del EMBI+. Para los efectos de este trabajo se tomó una
tasa Libor de 3,53%, según Bloomberg (2005); adicionalmente, se tomó una tasa de
riesgo de 4,53% con base en los 453 puntos básicos reportados como riesgo EMBI
Venezuela, según ONCP (2005), todo lo cual permitió estimar que el costo de capital
para este proyecto sería de 8,06%.
59
( )( ) ⎥
⎥
⎦
⎤
⎢⎢
⎣
⎡
−=
++
111iin
ni
PA
Inversión inicial: 285.000.000,00 US$
Porcentaje a financiar: 60 %
Monto a financiar: 171.000.000,00 US$
Período de gracia: 2 años
Tasa (Libor+EMBI)*: 8,06 %
Tiempo de pago: 9 años
Se ha considerado que el crédito sea cancelado por pagos anuales durante
nueve años, utilizando un período de gracia para los primeros dos años. La
amortización del crédito se muestra en la tabla N° 3, tales cifras fueron obtenidas por
medio de la hoja de cálculo Microsoft Excel la cual emplea funciones basadas en las
siguientes fórmulas:
donde:
A = Pago anual por concepto de crédito.
P = Monto a financiar.
n = Número de períodos de pagos anuales.
i = tasa de interés.
La cantidad A obtenida se descompone anualmente en capital e intereses, para
esto se calculó para el primer año el monto correspondiente a intereses de la
anualidad correspondiente mediante:
%*1 iPI =
donde:
I1 = Intereses correspondientes al primer año.
P = Monto del financiamiento.
i% = Tasa de financiamiento.
60
La cuota parte de la anualidad correspondiente al capital, se obtiene mediante:
InACn −=
donde:
Cn = Cuota parte de la anualidad que corresponde a capital cada año.
In = Cuota parte de la anualidad que corresponde a intereses cada año.
El saldo por pagar cada año se obtiene mediante:
nn CPS −=
donde:
Sn = Saldo anual por pagar
Cn = Cuota parte de la anualidad correspondiente a capital para cada año.
Tabla N° 3. Amortización del capital
AÑO ANUALIDADES CAPITAL INTERESES SALDO
1 13.782.600,00 184.782.600,00
2 14.893.477,56 199.676.077,56
3 -38.430.999,50 22.337.107,65 16.093.891,85 177.338.969,91
4 -38.430.999,50 24.137.478,52 14.293.520,98 153.201.491,39
5 -38.430.999,50 26.082.959,29 12.348.040,21 127.118.532,10
6 -38.430.999,50 28.185.245,81 10.245.753,69 98.933.286,29
7 -38.430.999,50 30.456.976,62 7.974.022,88 68.476.309,67
8 -38.430.999,50 32.911.808,94 5.519.190,56 35.564.500,74
9 -38.430.999,50 35.564.500,74 2.866.498,76 0,00
4.1.4. Cálculo de la Depreciación
61
Se empleó la técnica de depreciación en línea recta, para lo cual se realizaron
los cálculos con Microsoft Excel, con base en:
( )nVSIDn
−=
donde:
Dn = Depreciación anual en el año n
I = Precio de adquisición del(os) a activo(s) a depreciar
VS = Valor de salvamento o de rescate
n = Vida útil estimada
Para los efectos de esta estimación no se contempló valor de salvamento y se
estimó una vida útil de diez años, obteniéndose una depreciación anual de US$
28.500.000.
4.1.5. Estimación de Costos de Producción.
La capacidad del reactor es de 1.500.000 TM de briquetas. Para su producción
se utilizan 1.800.000 TM de pellas y 450.000 TM de mineral grueso, es decir el
reactor se carga con un 80% de pellas y 20% de gruesa de mineral. En términos de
costo por toneladas de briquetas resultaría 1,2 TM de pellas a un precio de US$ 34,5
por toneladas y 0,3 TM de mineral grueso a un precio de 24,4 US$/TM, para un costo
de pellas y mineral grueso de US$ 41,4 y 7,32 US$ respectivamente y un costo total
de mineral y pellas de US$ 48,72 por tonelada de briqueta.
Igualmente se consumen anualmente 2.250.000 m3 de agua, 450.000.000 Nm3
de gas natural y 195.000.000 Kwh de electricidad; que en términos de consumos y
costos por tonelada de briqueta resultaría; 1,5 m3/TM de agua a un costo de 0,106
US$/m3, 300 Nm3/TM de gas natural a un costo de 0,045 US$/Nm3 y 130Kwh/TM de
electricidad a un costo de 0,025 US$/Kwh, para un costo de agua, gas natural y
62
electricidad de US$ 0,16, US$ 13,5 y US$ 3,25 respectivamente y un costo total de
agua, gas natural y electricidad de US$ 16,91 por tonelada de briqueta.
Todos estos costos están calculados para el año 2.005, para efectos del
proyecto se estimó que se incrementen con base al IPC de los Estados Unidos (Ver
tabla N° 4), con la excepción de los costos de las pellas y los gruesos de mineral, los
cuales se estimaron constante durante el período de vida del proyecto, en el entendido
que estos subirán y bajarán pero el promedio será el que se estimó.
Tabla N° 4. Costos estimados entre 2009 y 2023
Costos año
2009 (US$)
Costos año 2010 (US$)
Costos año 2011 (US$)
Costos año 2012 (US$)
Pellas 62.100.000,00 62.100.000,00 62.100.000,00 62.100.000,00Flete de pellas 1.915.851,88 1.954.885,71 1.994.131,85 2.033.592,08Mineral grueso 10.980.000,00 10.980.000,00 10.980.000,00 10.980.000,00Flete de mineral grueso 1.149.511,13 1.172.931,43 1.196.479,11 1.220.155,25Mano de obra directa 11.175.802,66 11.403.500,00 11.632.435,79 11.862.620,46Agua 253.850,37 259.022,36 264.222,47 269.450,95Gas natural 21.553.333,70 21.992.464,29 22.433.983,31 22.877.910,88Electricidad 5.188.765,52 5.294.482,14 5.400.773,76 5.507.645,21Consumibles varios 10.377.531,04 10.588.964,29 10.801.547,52 11.015.290,42Administración y ventas 4.151.012,42 4.235.585,72 4.320.619,01 4.406.116,17Otros 798.271,62 814.535,71 830.888,27 847.330,03Costos de capital 38.430.999,50 38.430.999,50 38.430.999,50 38.430.999,50Total 168.074.929,85 169.227.371,16 170.386.080,59 171.551.110,95
Costos año
2013 (US$)
Costos año 2014 (US$)
Costos año 2015 (US$)
Costos año 2016 (US$)
Pellas 62.100.000,00 62.100.000,00 62.100.000,00 62.100.000,00Flete de pellas 2.073.267,83 2.113.160,21 2.153.270,03 2.193.597,84
63
Mineral grueso 10.980.000,00 10.980.000,00 10.980.000,00 10.980.000,00Flete de mineral grueso 1.243.960,70 1.267.896,12 1.291.962,02 1.316.158,71Mano de obra directa 12.094.062,34 12.326.767,88 12.560.741,83 12.795.987,42Agua 274.707,99 279.993,73 285.308,28 290.651,71Gas natural 23.324.263,07 23.773.052,33 24.224.287,82 24.677.975,74Electricidad 5.615.100,37 5.723.142,23 5.831.772,99 5.940.994,16Consumibles varios 11.230.200,74 11.446.284,46 11.663.545,99 11.881.988,32Administración y ventas 4.492.080,30 4.578.513,78 4.665.418,40 4.752.795,33Otros 863.861,60 880.483,42 897.195,85 913.999,10Costos de capital 38.430.999,50 38.430.999,50 38.430.999,50 Total 172.722.504,42 173.900.293,65 175.084.502,70 137.844.148,33
Costos año
2017 (US$)
Costos año 2018 (US$)
Costos año 2019 (US$)
Costos año 2020 (US$)
Pellas 62.100.000,00 62.100.000,00 62.100.000,00 62.100.000,00Flete de pellas 2.234.143,96 2.274.908,48 2.315.891,29 2.357.092,09Mineral grueso 10.980.000,00 10.980.000,00 10.980.000,00 10.980.000,00Flete de mineral grueso 1.340.486,38 1.364.945,09 1.389.534,77 1.414.255,25Mano de obra directa 13.032.506,45 13.270.299,47 13.509.365,83 13.749.703,84Agua 296.024,08 301.425,37 306.855,60 312.314,70Gas natural 25.134.119,58 25.592.720,40 26.053.776,96 26.517.285,98Electricidad 6.050.806,57 6.161.210,47 6.272.205,56 6.383.791,07Consumibles varios 12.101.613,13 12.322.420,93 12.544.411,13 12.767.582,14Administración y ventas 4.840.645,25 4.928.968,37 5.017.764,45 5.107.032,85Otros 930.893,32 947.878,53 964.954,70 982.121,70Costos de capital Total 139.041.238,72 140.244.777,11 141.454.760,29 142.671.179,62
64
Costos año
2021 (US$)
Costos año 2022 (US$)
Costos año 2023 (US$)
Pellas 62.100.000,00 62.100.000,00 62.100.000,00Flete de pellas 2.398.510,42 2.440.145,67 2.481.997,07Mineral grueso 10.980.000,00 10.980.000,00 10.980.000,00Flete de mineral grueso 1.439.106,25 1.464.087,40 1.489.198,24Mano de obra directa 13.991.310,80 14.234.183,09 14.478.316,24Agua 317.802,63 323.319,30 328.864,61Gas natural 26.983.242,25 27.451.638,81 27.922.467,04Electricidad 6.495.965,73 6.608.727,86 6.722.075,40Consumibles varios 12.991.931,45 13.217.455,72 13.444.150,80Administración y ventas 5.196.772,58 5.286.982,29 5.377.660,32Otros 999.379,34 1.016.727,36 1.034.165,45Costos de capital Total 143.894.021,46 145.123.267,51 146.358.895,17
4.1.6. Estado de Resultados y de Flujos Estimados de Efectivo.
Estos estados se muestran en la tabla N° 5, se consideró en el Estado de
Resultados, un impuesto sobre la renta del 34% tomando en cuenta los artículos 7 y
52 de la Ley de Impuestos Sobre La Renta y el artículo 1 de la Providencia Nº 0045
del SENIAT.
4.2. RENTABILIDAD DEL PROYECTO.
4.2.1. Cálculo del valor presente neto.
Para la determinación de la rentabilidad por este método es necesario
establecer una Tasa Mínima Atractiva de Retorno (TMAR) que para los efectos de
65
este proyecto se estimó igual al costo de capital, es decir, 8,06%, aunado a la
suposición de la no existencia de alguna otra oportunidad de mayor rendimiento.
Con base en los flujos de efectivo señalados y en la TMAR establecida se
define la ecuación con la cual se puede obtener el VPN:
Tabla N° 5. Estados de Resultado y de Flujos de Efectivos Estimados
AÑOS 2006 2007 2008 2009 Estado de resultados: A Ingresos estimados: 256.500.000,00B Costos 168.074.929,85C Depreciación: 28.500.000,00D Ganancia gravable: 59.925.070,15E Impuesto sobre la renta ( 34% ) 20.374.523,85F Ganancia neta: 39.550.546,30Estado de flujo de efectivo: A Ganancia neta: 39.550.546,30B Depreciación: 28.500.000,00C Inversión: 285.000.000,00 D Flujo de efectivo neto: -285.000.000,00 0,00 0,00 68.050.546,30 AÑOS 2010 2011 2012 2013 Estado de resultados: A Ingresos estimados: 256.500.000,00 261.649.474,25 266.827.039,63 272.032.883,59B Costos 169.227.371,16 170.386.080,59 171.551.110,95 172.722.504,42C Depreciación: 28.500.000,00 28.500.000,00 28.500.000,00 28.500.000,00D Ganancia gravable: 58.772.628,84 62.763.393,66 66.775.928,68 70.810.379,17E Impuesto sobre la renta ( 34% ) 19.982.693,81 21.339.553,85 22.703.815,75 24.075.528,92F Ganancia neta: 38.789.935,04 41.423.839,82 44.072.112,93 46.734.850,25Estado de flujo de efectivo: A Ganancia neta: 38.789.935,04 41.423.839,82 44.072.112,93 46.734.850,25B Depreciación: 28.500.000,00 28.500.000,00 28.500.000,00 28.500.000,00C Inversión: D Flujo de efectivo neto: 67.289.935,04 69.923.839,82 72.572.112,93 75.234.850,25 AÑOS 2014 2015 2016 2017 Estado de resultados: A Ingresos estimados: 277.267.151,25 282.529.949,51 287.821.350,66 293.141.395,52B Costos 173.900.293,65 175.084.502,70 137.844.148,33 139.041.238,72C Depreciación: 28.500.000,00 28.500.000,00 28.500.000,00 28.500.000,00D Ganancia gravable: 74.866.857,60 78.945.446,82 121.477.202,33 125.600.156,80
66
E Impuesto sobre la renta ( 34% ) 25.454.731,58 26.841.451,92 41.302.248,79 42.704.053,31F Ganancia neta: 49.412.126,02 52.103.994,90 80.174.953,54 82.896.103,49Estado de flujo de efectivo: A Ganancia neta: 49.412.126,02 52.103.994,90 80.174.953,54 82.896.103,49B Depreciación: 28.500.000,00 28.500.000,00 28.500.000,00 28.500.000,00C Inversión: D Flujo de efectivo neto: 77.912.126,02 80.603.994,90 108.674.953,54 111.396.103,49
AÑOS 2018 2019 2020 2021 Estado de resultados: A Ingresos estimados: 298.490.096,19 303.867.438,47 309.273.383,96 314.707.872,00B Costos 140.244.777,11 141.454.760,29 142.671.179,62 143.894.021,46C Depreciación: 28.500.000,00 D Ganancia gravable: 129.745.319,08 162.412.678,18 166.602.204,34 170.813.850,54E Impuesto sobre la renta ( 34% ) 44.113.408,49 55.220.310,58 56.644.749,48 58.076.709,18F Ganancia neta: 85.631.910,59 107.192.367,60 109.957.454,86 112.737.141,35Estado de flujo de efectivo: A Ganancia neta: 85.631.910,59 107.192.367,60 109.957.454,86 112.737.141,35B Depreciación: 28.500.000,00 0,00 0,00 0,00C Inversión: D Flujo de efectivo neto: 114.131.910,59 107.192.367,60 109.957.454,86 112.737.141,35 AÑOS 2022 2023 Estado de resultados: A Ingresos estimados: 320.170.821,27 325.662.131,37B Costos 145.123.267,51 146.358.895,17C Depreciación: D Ganancia gravable: 175.047.553,77 179.303.236,21E Impuesto sobre la renta ( 34% ) 59.516.168,28 60.963.100,31F Ganancia neta: 115.531.385,49 118.340.135,90Estado de flujo de efectivo: A Ganancia neta: 115.531.385,49 118.340.135,90B Depreciación: 0,00 0,00C Inversión: D Flujo de efectivo neto: 115.531.385,49 118.340.135,90
VPN=( ) ( ) ( ) ( ) ( )5
54
43
32
21
1
11111 TMARTMARTMARTMARTMARFFFFF
++
++
++
++
+
67
( ) ( ) ( ) ( ) ( )1010
99
88
77
66
11111 TMARTMARTMARTMARTMARFFFFF
++
++
++
++
++ +
( ) ( ) ( ) ( ) ( )1515
1414
1313
1212
1111
11111 TMARTMARTMARTMARTMARFFFFF
++
++
++
++
++ +
Io
el VPN se obtuvo por medio de la función VAN del Microsoft Excel®, siendo
de US$ 329.696.473,72.
4.2.2. Cálculo de la tasa interna de retorno.
Para obtener la TIR se plantea la siguiente ecuación:
( ) ( ) ( ) ( ) ( )+
++
++
++
++
++−= 5
54
43
32
21
10 11111
0TIRTIRTIRTIRTIR
I FFFFF
( ) ( ) ( ) ( ) ( )1010
99
88
77
66
11111 TIRTIRTIRTIRTIRFFFFF+
++
++
++
++
+ +
( ) ( ) ( ) ( ) ( )1515
1414
1313
1212
1111
11111 TIRTIRTIRTIRTIRFFFFF+
++
++
++
++
+
la TIR obtenida es de 18,70%; se obtuvo mediante la función TIR de la hoja
de cálculo Microsoft Excel®.
4.2.3. Cálculo del tiempo de recuperación descontado del capital (TRDC).
Este tiempo se obtiene para este proyecto en particular mediante la siguiente
ecuación:
68
( )
( ) ⎟⎟⎟⎟⎟
⎠
⎞
⎜⎜⎜⎜⎜
⎝
⎛
⎟⎟⎠
⎞⎜⎜⎝
⎛+
⎟⎠
⎞⎜⎝
⎛+
−+=
99
80
1
18
TMARF
TMARFI
TRDC
la aplicación de esta ecuación generó un tiempo de recuperación descontado
del capital de 8,08 años.
4.2.4. Índice de rentabilidad.
Se obtuvo por medio de la hoja de cálculo Microsoft Excel® con base en la
siguiente fórmula:
R
( )ITMARF
nn
n
IR0
15
1 1∑+=
=
el índice obtenido fue de 2,25
4.2.5. Escenario probable de factibilidad
Con base en el VPN, TIR, TRDC e IR se prevé que la inversión en plantas de
producción de briquetas en el estado Bolívar será rentable ya que se satisfacen las
expectativas planteadas y se obtienen, adicionalmente, US$ 329.696.473,72 en
términos de dinero actual, por otra parte, la tasa interna de retorno de 18,70% es
adecuada para este subsector de producción a nivel mundial, por lo que el nivel de
producción, el precio estimado, los costos estimados y las demás variables expuestas
en este trabajo representan el escenario probable de inversión factible.
69
4.3 ANÁLISIS DE SENSIBILIDAD.
4.3.1 Análisis de de Sensibilidad Multidimensional.
Se realizó por medio de una simulación de 15.000 iteraciones haciendo variar,
en forma aleatoria, entre -30% y 30% a las ocho variables independientes a partir de
sus valores probables y generando el VPN en cada iteración.
La simulación se llevó a cabo por medio de una macro de Microsoft Excel®,
que fue realizada para este trabajo y para la cual se requirió realizar modificaciones
con Microsoft Visual BASIC®.
El resultado de la ejecución de la macro fue una matriz de nueve columnas por
15.000 filas, siendo ocho de las columnas correspondientes a cada una de las
variables independientes y la novena columna contiene los 15.000 VPN’s obtenidos.
Con los datos de la matriz se realizó un análisis de regresión múltiple con un
95% de confiabilidad por medio de la herramienta de Microsoft Excel® denominada
“Análisis de datos” También se realizó con la misma herramienta, un análisis de
correlación. El análisis de regresión múltiple generó la siguiente información:
Estadísticas de la regresión
Coeficiente de correlación múltiple 0,9917 Coeficiente de determinación R2 0,98350 R2 ajustado 0,98349 Error típico 27.265.183,13 Observaciones 15.000,00
ANÁLISIS DE VARIANZA
Grados de libertad
Suma de cuadrados
Promedio de los
cuadradosF
Valor crítico de F
Regresión 8 6,64x10208,3042x1019111.707,03 0
70
Residuos 14991 1,11x10197,4339x1014 Total 14999 6,75x1020
Coeficientes Error típico Estadísticot Probabilidad Inferior 95% Superior 95%
C -551.660.929,45 2.927.772,50 -188,4234 0,00% -557.399.721,29 -545.922.137,60X1 563,50 2,40 234,6289 0,00% 558,79 568,21X2 3.451.285,17 3.824,20 902,4849 0,00% 3.443.789,26 3.458.781,07X3 -332.623.604,98 67.877.825,69 -4,9003 0,00% -465.672.437,19 -199.574.772,77X4 -166.257.690,32 2.421.823,57 -68,6498 0,00% -171.004.760,44 -161.510.620,20X5 -4,56 0,02 -204,2184 0,00% -4,60 -4,51X6 -5,12 0,06 -80,0773 0,00% -5,25 -5,00X7 -4,85 0,12 -39,3891 0,00% -5,09 -4,61X8 -4,46 0,13 -35,6126 0,00% -4,70 -4,21
El resultado de este análisis permite construir el modelo matemático lineal que
relaciona a las ocho variables independientes con el VPN:
VPN = -5,52x108 + 563,50 X1 + 3,45 x106 X2 - 3,32x108 X3 - 1,66x108 X4 –
– 4,56 X5 – 5,12 X6 – 4,85 X7 – 4,46 X8
donde:
X1: Nivel de producción (TM/año) X2: Precio estimado (US$/TM) X3: Inflación USA (%) X4: Porcentaje a financiar (%) X5: Costo de pellas (US$/año) X6: Costo de gas natural (US$/año) X7: Costo de mano de obra directa (US$/año) X8: Costo de mineral grueso (US$/año)
En el modelo matemático lineal expuesto las variables independientes
explican los valores del VPN en un 98,35% con un nivel de confianza del 95%.
El modelo expuesto permite ver que si el valor de las ocho variables
independientes se ubicara en cero el VPN sería de US$ -5,52x108; adicionalmente,
por cada incremento de una tonelada métrica por año el VPN aumentaría en US$
71
563,5; también se tiene que por cada dólar por tonelada métrica que se incremente en
el precio, el VPN aumentará en US$ 3,45 x106; por otra parte, un incremento de un
uno por ciento en la inflación de los Estados Unidos de Norteamérica generará un
decremento del VPN de US$ 3,32x108; por cada punto porcentual de incremento en
el porcentaje a financiar se producirá un decremento del VPN de US$ 1,66x108;
asimismo, por cada dólar por año que se incrementen el costo de pellas, el de gas
natural, el de mano de obra directa y el de mineral grueso se generarán decrementos
del VPN en US$ 4,56, US$ 5,12, US$ 4,85 y US$ 4,46, respectivamente.
Con base en la matriz de correlaciones que se obtuvo por medio de la
herramienta “Análisis de datos” de la hoja de cálculo EXCEL, se percibe la elevada
correlación positiva existente entre el VPN y el precio estimado, así como la baja
correlación positiva existente entre el nivel de producción y el VPN y la
insignificante correlación existente entre el VPN y las otras seis variables
independientes.
De la misma manera, destaca la mediana correlación positiva existente entre el
nivel de producción y los costos de pellas, de gas natural, de mano de obra directa y
de mineral grueso. Resaltan también las bajas correlaciones positivas que existen
mutuamente entre las cuatro variables de costos. Las demás correlaciones son
insignificantes en unos casos e inexistentes en otros como se aprecia en la matriz de
correlación siguiente:
MATRIZ DE CORRELACIÓN
VPN X1 X2 X3 X4 X5 X6 X7 X8 VPN 1 X1 0,16 1 X2 0,95 0,00 1 X3 0,05 0,01 0,07 1 X4 -0,07 0,01 0,01 0,00 1 X5 -0,09 0,52 0,01 0,00 0,00 1 X6 0,02 0,52 -0,01 0,06 0,00 0,27 1 X7 0,04 0,55 0,01 0,05 0,00 0,27 0,27 1 X8 0,05 0,55 0,00 0,00 0,02 0,27 0,25 0,26 1
72
Estas correlaciones permiten a los tomadores de decisiones prestar atención a las
variables que resultan más significativas para el negocio.
Para los tomadores de decisiones el nivel de precios deberá monitorearse
constantemente pues la rentabilidad, en términos del VPN, es altamente dependiente
de este; en segundo término pero con mucha menor importancia, los tomadores de
decisiones deberán atender el nivel de producción.
Las medianas correlaciones positivas existentes entre el nivel producción y los costos
considerados en el modelo resultan una verificación de la lógica pues los costos son
variables y por lo tanto están directamente relacionados con la producción.
.
73
CAPÍTULO V
CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES
5.1 CONCLUSIONES
El modelo matemático-financiero expuesto explica los valores del VPN en un
98,35%, con un nivel de confianza de 95%, por lo que se concluye que el modelo
propuesto en este trabajo cuenta con una altísima probabilidad de representar los
distintos escenarios que pudieran generarse alrededor de la inversión para producción
de briquetas en Ciudad Guayana con reactores de 1.500.000,00 TM/años.
El precio promedio de briquetas entre los años 2009 y 2023 se estima en 195
US$/TM con base en el ciclo del acero y las condiciones del mercado en el período,
las cuales, se estima estarán regidas por el equilibrio competitivo de Nash.
Para plantas de producción de briquetas en Ciudad Guayana con un nivel de
producción de 1.500.000,00 TM/años, los costos más relevantes lo representan el de
las pellas, el de mineral grueso, el de mano de obra directa, el de gas natural y el de
electricidad. Resaltando los costos de las pellas y el del gas natural.
A una tasa mínima atractiva de retorno (TMAR) de 8,06% el valor presente
neto (VPN) de las inversiones que se realicen para la producción de briquetas en
Ciudad Guayana, con nivel de producción de 1.500.000,00 TM/años, será de
alrededor de 330 millones de dólares americanos.
La tasa interna de retorno (TIR) generada por este tipo de inversiones es de
18%; esperándose un tiempo de recuperación descontado del capital (TRDC) de
aproximadamente 8 años; obteniéndose un índice de rentabilidad (IR) de 2,25. Todas
estas medidas de rentabilidad permiten concluir que las inversiones en reactores, del
nivel de producción señalado, para la producción de briquetas en Ciudad Guayana
son rentables.
La variable precio estimado es la de mayor correlación positiva con respecto
al valor presente neto. Por lo que se puede concluir que la rentabilidad de este tipo de
74
inversiones está directa y fuertemente relacionada a las variaciones en el precio de
venta de las briquetas.
5.2 RECOMENDACIONES
En razón de las fluctuaciones marcadas de los precios de los insumos
principales para la producción de prerreducidos de hierro como son: el gas natural, las
pellas y el mineral de hierro grueso, el modelo propuesto debe ser periódicamente
actualizado.
Debe preverse que la oferta del gas para nuevos proyectos pueda tener
significativos incrementos en los precios.
Deben acelerarse los planes de expansión de producción de pellas para poder
soportar optimizaciones de la producción actual de pellas y las futuras ampliaciones.
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