MINADO MASIVO PARA UNA PRODUCCION DE 15k TPD. EN UNIDAD

MINERA CERRO LINDO – MILPO S.A.A.

UMCL: INDICADORES DE SEGURIDAD (TACSA –TACA : 2007 - 2013)

2007 2008 2009 2010 2011 2012 20130.00

10.00

20.00

30.00

40.00

50.00

0.81

3.8

6.35

19.7

24.0825.3

31.4

37.9

52.9

TACA 2007 - 2013

TACSA 2007 - 2013

REF TACA 0.81

REF TACSA 3.8

PROD. *en 100K

TACSA: Índice de frecuencia con y sin descanso medico TACA: Índice de frecuencia con descanso medico

2007 2008 2009 2010 2011 2012 20130.0

200.0

400.0

600.0

800.0

1000.0

1200.0

1400.0

1600.0

1800.0

2000.0

2200.0

2400.0

2600.0

2800.0

3000.0

194.5 154.7

2837.2 2432.8

2686.9

1445.7

144.7SEVERIDAD ≤ 115

UMCL: INDICADORES DE SEGURIDAD (SEVERIDAD : 2007 - 2013)

1.- El deposito de Cerro Lindo pertenece al Grupo Casma del Cretácico (Albiano-Cenoniano), este grupo aflora en la parte Occidental del Perú a lo largo de toda la costa.

2.- El Grupo Casma es una serie volcano sedimentario ocupando una cuenca marginal, este grupo constituye un arco volcánico extensivo.

3.- El deposito se encuentra en la formación volcano sedimentario huranguillo, esta formación se encuentra emplazado en la cuenca cañete

EMPLAZAMIENTO GEOLÓGICO

GRUPO MILPOCon mas de 60 años de actividad, Milpo es un grupo minero orientado al desarrollo y operación de minas productoras de Zinc, Cobre, Plomo y Plata.

Mina Cerro Lindo Ubicada en el distrito de Chavín, Provincia de Chincha – Ica, produce concentrados de Zinc, Cobre y Plomo.

1.- Cerro Lindo se descubre hace décadas (Cía. BTX 1967) por el afloramiento de Minerales no metálicos como baritina.

2.- Desde el año 1982 a 1987 la Compañía Minera Milpo inicia los trabajos geológicos, descubriendose los cuerpos OB1 y OB2.

3.- En 1,999 se ejecutaron 4,525 mts. de galería subterránea y 35,112 mts de perforación diamantina, descubriéndose en su totalidad el OB5.

4.- en el año 2,002 se realizó el estudio de factibilidad teniendo recursos medidos de 34 MT con 5.2% de Zn, 0.8% de Cu, 36.1 g/t de Ag y 0.28 % de Pb y además con un mineral inferido de 10 MT.

Historia

GEOLOGÍA DE CERRO LINDO.Genéticamente el yacimiento de Cerro Lindo es un depósito de sulfuros masivos de naturaleza volcánica, perteneciente al Grupo Casma de edad Cretácico, estas rocas se acumularon dentro de una cuenca durante el proceso de subducción. La secuencia volcánica sedimentaria consiste de lavas y piroclastos félsicos, esta secuencia finalmente es intruida por el batolito de la costa.

El yacimiento geométricamente está orientado al NW, buzando al SW con ángulo de buzamiento promedio de 65ºEn el año 2012 con el apoyo de un consultor (MSc. Marcello Imaña) y la empresa Quantec se realizaron 7 líneas geofísicas, teniendo muy buenas respuestas en los cuerpos encontrados y varias anomalías en las líneas 5 -6 y 7

ANTECEDENTES.1.- El proyecto minero Cerro Lindo pasa a la fase de construcción luego de haber aprobado los estudios de factibilidad técnica/económica.2.- La construcción se inicia en enero 2006 y se concluye el 30 de junio 2007.3.- De inmediato se da inicio a la explotación racional de minerales polimetálicos (Sub Level Stoping).4.- Minado masivo totalmente mecanizado con relleno en pasta).5.- En noviembre 2007 se logra alcanzar la capacidad 5k tpd, 6.- Las reservas Prob/Probables, garantizaban una vida económica de 19 años.

7.- En enero del 2008, se plantea realizar trabajos complementarios en la planta de procesos con la introducción de nuevas maquinarias y equipos para lograr incrementar la producción a 6.6k tpd.2.- Como consecuencia de la crisis financiera del 2008, la empresa toma la decisión de realizar una segunda expansión de producción por etapas (7k, 7.5k, 8k, 8.5k y 10k), 3.- La producción de 10k tpd se logra en agosto del 2011,

RECURSOS Y RESERVAS DE MINERALES 1.- Los recursos de minerales del yacimiento Cerro Lindo son la base fundamental para la realización de las estimaciones de reservas de minerales explotables

Categoría deReserva/Recurso TMS

VM(US$/TM)

Zn(%)

Cu(%)

Ag(Oz/TM)

Pb(%)

Part(%)

Reservas:Probadas +Probables

32,378,225 49.96 2.19 0.77 0.79 0.24 38.57

Recursos: Med + Ind

26,650,216 57.33 2.62 0.84 0.94 0.32 31.74

Recursos Inferidos 24,924,037 51.41 2.62 0.71 0.61 0.22 29.69

Total 83,952,478 52.73 2.45 0.78 0.78 0.26 100.00

2.- El nivel de recursos: (medidos + indicados) es de 31.74%, Este puede ser re categorizado a reservas probadas y probables.3.- Se estima por experiencia en la UMCL, que la mitad de estos recursos puede cambiar de categoría.4.- Para la evaluación del proyecto de estudio a 15k tpd se han considerado los Recursos y Reservas (al 31 dic 2010).

5.- Para simular la vida económica de la UMCL y realizar un Trade Off entre una producción de 10k tpd y otra de 15k tpd se deberá agotar en el tiempo las 63,495,395 tm con sus leyes respectivas.6.- El Trade Off nos indicara con cual escala de producción se debe trabajar 10k tpd o 15k tpd. Para ello tenemos CAPEX, OPEX, horizonte de vida económica; con todo se ha determinado el VAN y TIR.

Categoría de Reserva/Rec

ursoTMS

VM(US$/TM)

Zn(%)

Cu(%)

Ag(Oz/TM)

Pb(%)

Part(%)

Total 63,495,395 52.43 2.40 0.78 0.80 0.26 100

1.- En UMCL hay tres tipos de rocas.2.- Los sulfuros donde está el mineral.3.- Los volcánicos.4.- Los diques (cortan transversalmente a los sulfuros y volcánicos)Los volcánicos aparecen alrededor de los sulfuros formando la roca encajonante, Dentro de la zona mineralizada aparecen enclaves de volcánicos que salen junto al mineral durante la explotación del yacimiento.

GEOMECANICA Y DISEÑO DE MINA

GA OB5

30m

30m

GA 920 GA 940

GA 935 GA 952 GA 965

GA OB5

NV 1850

NV 1820

CAJA TECHOE= 9600 Mpa

0.3ט= σ= 96 MpaRMR: 55

CONTACTOE= 7910 Mpa

0.35ט= σ= 94 MpaRMR: 39

ORE BODYE= 8000 Mpa

0.38ט= σ= 70 MpaRMR: 54

CAJA PISOE= 9850 Mpa

0.38ט= σ= 100 MpaRMR: 62

60- 65º

25m

8-10m

MODELAMIENTO GEOMECANICO

Gráfico de Estabilidad

Potvin, 1998 – 175 casos de estudio

Numero de estabilidad (N)

wr

n a

JJRQDQ

J J SRF

_

mod _ _ _

_

int_ _

_

N numero estabilidad

Q ified tunel quality index

A stress factor

B jo orientation factor

C gravity factor

N Q A B C

r

n a

JRQDQ

J J

RQD : rock quality designación

Jn : numero de sets

Jr : rogusidad de fracturas

Ja : alteración

N : Numero de estabilidad de Mathews

A : factor por esfuerzos inducidos

B : factor por orientación de fracturas

C : factor gravitacional

30m

30m

GA 920

GA 935 GA 952 GA 965NV 1850

NV 1820

Cable bolting

E= 180 Mpa= 0.3טσMpa 1 =Ф30º =

Rellenoen pasta

30m

30m

GA 920

GA 935 GA 952 GA 965NV 1850

NV 1820

Cable bolting

E= 180 Mpa= 0.3טσMpa 1 =Ф30º =

30m

30m

GA 920

GA 935 GA 952 GA 965NV 1850

NV 1820

Cable bolting

30m

30m

GA 920

GA 935 GA 952 GA 965NV 1850

NV 1820

Cable bolting

E= 180 Mpa= 0.3טσMpa 1 =Ф30º =

Rellenoen pasta

SECUENCIA DERELLENO EN PASTA

30m

30m

GA 920

GA 935 GA 952 GA 965 NV 1850

NV 1820

25m

MODELAMIENTO DE ESFUERZOS Y SECUENCIA DE MINADO

METODO DE MINADO SUB LEVEL STOPING EN UMCL(Secuencia De Minado «Ascendente Secuencial» )

MINERAL FRAGMENTADO

PASTE BACK FILL

NIVEL 2

NIVEL 1

NIVEL 3

PEFORACION DE SLOT, SIMBA M4C ITH

GENERACION CARA LIBRE

EQUIPO RAISE BORER

R34H ø 1.5m

CAMION VOLQUETE 35TN

ACARREO, SCOOP 2900RG 9.5 YD3

PERFORACION MALLAS DE PRODUCCION, SIMBA

M4C

GALERIA DE TRANSPORTECRUCERO DE EXTRACCION

12m

35 m

25 m

18m

TAJO PRIMARIOTAJO

SECUNDARIO

TAJO PRIMARIOTAJO

SECUNDARIO

ASCENDENTE

SECUENCIAL

20m

20m

L

WH

L

METODO DE MINADO “SUB LEVEL STOPING”

1.- Las dimensiones de diseño de un tajo contempla rangos que varían desde 12.5 a 20 mts de ancho, 40 mts de largo y de 30 mts de altura.

(L) = Longitud de tajo 40 m.(W)= Ancho de tajo 12.5 a 20 mts.(H)= Altura de tajo 30 m.RH= Radio Hidráulico desde 4.76 a 6.7

2.- Las dimensiones son el resultado de un trabajo Geomecanico de prueba y error de seis años, realizado tomando en consideración el factor de seguridad requerido y al cálculo del radio hidráulico

INCREMENTO DE PRODUCCION EN UMCL CONCRECIMIENTO ESCALONADO EN EL 2012

TO

NELA

JE

(t.) De 5k a

7.5k

A 10

k

A 15

k

LEY

ES

%

Año tpdProduction

( tm )

Zn

(%)

Cu

(%)

Ag

(Oz/t)

Pb

(%)

NSR

(US$/TM)2011 8.784k 3,144,512 3.15 0.81 0.84 0.34 53.742012 11.396k 3,956,750 3.04 0.74 0.93 0.39 58.062013 11.760k 4,210,000 2.27 0.78 0.82 0.23 51.032014 15k 5,370,000 2.20 0.78 0.81 0.24 50.362015 15k 5,370,000 2.20 0.73 0.80 0.23 48.862016 15k 5,385,000 2.20 0.78 0.82 0.24 50.652017 15k 5,370,000 2.40 1.05 0.92 0.25 61.612018 15k 5,370,000 2.40 0.86 0.86 0.29 55.462019 15k 5,370,000 2.40 0.72 0.76 0.26 50.352020 15k 5,385,000 2.40 0.80 0.85 0.28 53.472021 15k 5,370,000 2.40 0.75 0.87 0.28 51.612022 15k 5,370,000 2.40 0.69 0.59 0.21 48.702023 15k 3,901,432 2.42 0.71 0.56 0.20 49.14

Se ha realizado una simulación de producción considerando las reservas y los recursos disponibles al 31 de diciembre 2010 a los cuales se han reajustado por estrategia empresarial, estos quedan como sigue:

PROGRAMA DE PRODUCCION EN EL LARGO PLAZO (2011-2023)

OB6

Nv 1820

Nv 1850

Nv 1880

Nv 1910

Nv 1940

Nv 1800

Nv 1770

Nv 1740

Nv 1710Nv 1680

Nv 1650

Nv 1970

BLOCK 421 BLOCK 422BLOCK 454 BLOCK 455 BLOCK 460

OB2

OB5

• DEFINICION:- Hundimiento por subniveles- Mineral y rocas encajonantes competentes- Yacimientos verticales con formas y dimensiones

regulares- Angulo de buzamiento > 60º- En nuestro caso sub niveles cada 30 metros, el cuerpo

mineralizado se divide en tajos de 30m x 20m x 30m (18000 m³ y / o 81000 TM)

SUB LEVEL STOPING

PARAMETROS GENERALES CERRO LINDO

Angulo de buzamiento > 60º 65º - 70º

RMR cpo. mineralizado 60 50 - 60

RMR roca caja piso 75 60 - 70

RMR roca caja techo 50 40 - 50

PARAMETROS DEL SUB LEVEL STOPING

• VENTAJAS• METODO MUY

ECONOMICO• ALTA PRODUCTIVIDAD • NINGUN CONSUMO DE

MADERA• GRAN SEGURIDAD

DURANTE LAS PREPARACIONES

• BUENA VENTILACION

• DESVENTAJAS• MAYOR PREPARACION

EN FUNCION A LOS SUB NIVELES

• NO ES SELECTIVO• VOLADURA

SECUNDARIA FRECUENTE

• GRANDES CAVIDADES VACIAS

SECCION (m) : 20 X 2.5 X 27

MALLA (m) : 1 X 1

PERFORACION: TALADROS PARALELOS

ESQUEMA MALLA DE PERFORACION SLOT

PARAMETROS SIMBA H -1254 RAPTOR DH

1) Malla positiva (m) 2 x 2 2 x 2

Ø de broca (mm) 64 (2.5”) 64 (2.5”)

Longitud vertical taladro 17.5 17.5

2) Malla negativa (m) 2.20 x 2.20 2.20 x 2.20

Ø de broca (mm) 76 (3”) 76 (3”)

Longitud vertical taladro 10.5 10.5

3) Eficiencia: (mts / hr) 26 24

(mts/mes ) 11,600 9,500

4) Costo: ( $ / mts) 4.41 4.6

( $ / tm ) 0.52 0.54

PERFORACION RADIAL

PERFORACION RADIAL

PARAMETROS VOLADURA RADIAL

Nùmero de taladros 26

Area de secciòn ( m² ) 337

Burden 2

Volumen a disparar ( m³ ) 680

Densidad del mineral 4.5

Tonelaje a romper 3,060

Factor de potencia ( Kg / tm ) 0.20

Anfo : ( kg ) 612

: ( Kg / m ) 2.35

Total metros perforados 357

Total metros perforados cargados 260

Costo voladura ( $ / Tm) 0.26

Indice de perforaciòn (Tm /m) 8.56

LIMPIEZA, CARGUIO Y TRANSPORTE

Parametros Scoops Volquetes

Modelo Cat - R1600G Cat - R2900G MB - 4143K MB - 3335K

Capacidad (m³) 4,8 7,2 20 15

Capacidad (TM) 10 16 35 25

Rendimiento (TM/hr) 90 150 / 210 70 50

Costo ( $/hr) 88,87 118,25 32 21,5

PRODUCCION DE DESMONTE MINA1.- Provienen de la ejecución de las diferentes labores de avances en exploraciones, desarrollos y labores de infraestructura, que se desarrollan para darle sostenibilidad a la producción de 15k tpd durante la vida económica de la unidad minera.2.- El desmonte de mina es depositado en botaderos especialmente preparados y aprobados en el estudio de impacto ambiental (quinquenio (2012-2016) + periodo (2017-2023).3.- En promedio la producción de desmontes de mina por año es de 940,000 tm.

UBICACIÓN Y CAPACIDAD DE BOTADEROS DE DESMONTE MINA – DISTANCIA A INTERIOR MINA

Ubicación FechaUtilización

Distanciaa Mina (km)

Costo Transporte (US$/TM)

Cap.Diseño(m3)

Cap.Remanente

a mayo 2013 (m3)

Ampliaciónde La Capacidad

de Diseño

1.- Botadero Km 57 2007 7.5 2.85 1,500,000 0 250,000

2.- Botadero 100 2012 2.2 0.78 1,800,000 900,000 -

Total 3,300,000 900,000 250,000

3.- Botadero 500 5.5 2.15 500,000 ¿Viable? – Falta EIA

4.- Botadero 200 8.5 3.35 350,000 ¿Viable? – Falta EIA

5.- Botadero 900 2016 3.3 1.35 2,200,000 Viable – Falta EIA

PLANTA DE PROCESOS

1.- La planta de procesos de UMCL, es una operación de concentración de minerales polimetálicos por flotación selectiva.2.- Diseñada para obtener concentrados de Zinc, Plomo y Cobre.3.- Del relave se puede obtener mas adelante Baritina.

Para una producción de 15k tpd, se tuvieron que realizar los siguientes trabajos:4.- Se cambio la chancadora primaria de quijadas.5.- Repotenciación del sistema de fajas y sus respectivos soportes estructurales.6.- El sistema de fajas deberán soportar en promedio 1,100 tmh de minerales polimetálicos).7.- Se dispone de dos molinos de bolas METSO (16.5´x 24´) y MARCY (14.5´x 23.5´), las mismas que operan en circuito cerrado.8.- Se instala dos sistemas de clasificación mediante zarandas vibratorias de alta frecuencia,

CANCHA DE RELAVES SECOS1.- El filtrado y deposicion de relaves en UMCL es una actividad considerada estratégica, debido al impacto que este puede generar en el entorno de las operaciones (15k=1.4k CC+13.6k relave)

2.- Milpo cuenta con dos canchas para la deposición de relaves secos denominadas Pahuaypite 1 y 2, entre ambos suman una capacidad de 20 MM m3 (usado hasta hoy 3.5 MM m3), la deposición es por andenes, 2H:1V ( 26.54 ° de inclinación)

3.- Se utilizan tres filtros de banda, Payloader, camiones, motoniveladora, tractor de orugas, rodillos (95% Proctor Estándar) y cisternas.

4.- A la Planta de Filtrado ingresa relaves con densidad 2,450 Grs/Lt y solidos de 75/82%.

5.- Luego del filtrado de banda sale con una densidad de 3,050 Grs/Lt, y los solidos de 87.5/90%

6.- La humedad varía entre del 10 al 12.5%.

7.- El control del nivel de agua se realiza mediante piezómetros colocados estratégicamente.

8.- Costo de deposición de relaves 2.12 US$/TM.

9.- Dos vasos de contingencias (162k m3)

RELLENO EN PASTA DE TAJEOS MINADOS

se considera que solo el 85% de los espacios vacíos dejados por el minado de los tajeos se rellena con Pasta, el 15% es rellenado con relleno proveniente de las labores de avance, se consideran los siguientes parámetros:

Item Unidades 2012 2013 2014 2015 2016

1.- Producción TM 3,956,750 5,370,000 5,370,000 5,370,000 5,385,000

2. - Volumen aRellenar (85%) M3 739,173 1,003,186 1,003,186 1,003,186 1,003,186

3.- Tonelaje deRelave a Rellenar TM 2,143,602 2,909,239 2,909,242 2,909,242 2,909,242

4.- Tonelaje deCemento TM 64,308 87,277 87,277 87,277 87,277

La Resistencia que se logra luego de 3 meses de secado de los tajeos varia desde 0.85 a 1 Mpa, esta resistencia es suficiente para generar paredes autoestables en el minado de los tajeos secundarios

A) P.E. mineral Insitu=4.55, B) P.E. Relleno =2.9, C) % Relleno Tajeo con pasta = 85 % y D)) Ratio (Ton Cemento/Ton–Relave) = 3 %

La aplicación del sublevel stoping en cerro lindo considera la aplicación del relleno en pasta con la finalidad de :• Ayudar en la recuperación de los tajeos secundarios adyacentes • Proporcionar sostenimiento regional y limitar la subsidencia.• Proporcionar un método de depositacion de relaves

RELLENO EN PASTA

La adecuada resistencia del relleno será requerida en los tajeosPara mantener una pared de relleno auto estable en el tajeo Primario, mientras el mineral del tajeo secundario adyacente Es extraído.Considerando el peso del relave total de 28600 N/m3 y una Altura de relleno de 30m, la UCS critica de diseño con un factor de seguridad de 1.5 es de 1 Mpa. (ec. Mitchel)

Slump = 8 “ UCS = 1 Mpa

1.- Actualmente para una operación de producción (minado mas avances) y tratamiento de minerales de 15k tpd, se necesitan 182 m3/Hr

2.- El agua provenientes de la estación desaladora (proceso de osmosis inversa) ubicado en la costa

NECESIDADES DE AGUA PARA LA MINA, PLANTA DE PROCESOS Y OTROS

3.- El agua desalada tiene un recorrido de 62 km en una línea de tubería de 8” de diámetro.

4.- Se tiene una estación de toma de agua de mar, una planta desaladora y tres estaciones de bombeo, en las cuales se tiene instalado equipos con una potencia instalada de 3,200 kw.

5.- El agua del drenaje de mina, el agua del filtrado de relaves y del filtrado de la planta de relleno en pasta, se vuelven a utilizar.

6.- El costo de desalar el agua de mar y transportarlo hasta la UMCL es de 2.54 US$/M3 (Depreciación y costo operativo)

ESTIMACION DE EQUIPOS PARA UNA PRODUCCION DE 15K tpd

Desa-tador Es-

caler

Jum-bos 281

Jumbo 282

Jumbo E.H.Ax

era

Simba H-

1254

Simba M4C

Simba M4C ITH

Scoop-tram

R1600G

Scoop-tram

R1300G

Scoop-tram

R2900G

Raise Boring Robbin 34RH

Rompedor de

Ban-cos

Scis-sor

Boltec

Anfo loader

Mac Lean

Pipe Line Mac Lean

Jumbo Em-per-

nador Bolter

77

Jum-bos Em-per-

nador boltec

Bom-bas

Putzmeister

Mo-tonive-ladora H-140

Camiones de 35 tm

Se-ries1

4 2 3 1 3 1 2 3 1 7 1 4 2 1 1 1 1 4 2 4

0.5

1.5

2.5

3.5

4.5

5.5

6.5

7.5

4

2

3

1

3

1

2

3

1

7

1

4

2

1 1 1 1

4

2

4

# EQ

UIP

OS

CIA

.

ITEM N° EQUIPOS OBSERVACIONESJumbo 282 1 Jumbo de dos brazos

Jumbo Electrohidraulico Axera 05 2 Jumbo de un brazo

Raptor 55 1 Perforación Tipo Top HammerJumbo Empernador Robolt 5 1 Coloca pernos de 7 pies en laboresMixer Normet SEMMCO 3 Transporta Shotcrete

Normet SEMMCO ALPHA 20 3 Equipo Lanzador de Shotcrete para

Raise Boring 1 Apertura de Chimeneas cara libre (Slots)

Camiones de 35 tm 30 Transporte de mineral y desmonte

En las operaciones de minado de la UMCL, los equipos juegan un papel estratégico en el logro de los objetivos de seguridad y producción, los mismos que a su vez conllevan al logro de costos de operación competitivos.

EQUIPOS DE TERCEROS

EQUIPOS ESTRATEGICOS EN LA UMCL

1.- El equipo SIMBA M4C (Top Hammer), perfora taladros largos de hasta 45 metros con broca de 3.5” de diámetro.

2.- Equipo con rayos laser para ubicar las secciones de perforación.

RAISE BORING ROBBINS R34H

Equipo muy versátil, se emplea en la apertura de chimeneas “SLOTS” de los diferentes tajeos que deben entrar en producción (diámetros de 4 y 5 pies), tiene barras de 1.2 metros de longitud, normalmente perfora chimeneas de 30 metros de altitud, pero puede realizar agujeros de hasta 80 metros de longitud

JUMBO SIMBA M4C

1.- El equipo de perforación de taladros radiales con martillo de fondo (neumático).

2.- Martillo Fondo COP-34 – (Diámetro 90 /152 mm)

3.- Compresor primario GA-160 (85 psi)

Para mallas radialesBurden =2.8mEspaciamiento =2.8mPara mallas de slotBurden =1.5mEspaciamiento =1.5m

JUMBO SIMBA M4C ITH

4.- Booster incorporado que eleva la presión del aire hasta 250 psi

5.- Carrusel para 27 barras.

6.- Longitud de barra de 1.8 mts.

7.- Burden de 2.8 metros.

VENTAJAS Y DESVENTAJAS EN LA PERFORACIÓN CON EL SIMBA M4C ITH

1.- Reduce los metros a perforar en un 50% es decir de 500 m. a 250 m. para un ancho de tajo de 20 m. x 30 m. de altura.

2.- El factor de perforación actual se considera 8.5 TM/m. con el equipo ITH se llega a un promedio de 18 TM/m.

3.- El factor de potencia (kg de anfo /TM) con el ITH es 0.21, con los Simbas 1254 actuales es de 0.21.

4.- Desventaja: riesgo de atascamiento de la columna.

5.- Curva de aprendizaje muy lento.

COSTOSAño Cash Cost

(US$/TM) Observaciones

2007 24.25 Inicio de Operaciones

2008 20.71 Crisis de precio de metales, se reduce el uso de cemento

2009 14.92 Se posterga la ejecución de trabajos prioritarios en mina

2010 17.57 Ejecución de trabajos para el crecimiento (Opex)

2011 19.39 Ejecución de trabajos para el crecimiento (Opex)

2012 28.51 Realizado: Según clasificación de normas IFRS

2013 31.48 Presupuestado para el 2013 : Según clasificaciónde normas IFRS

1.- Los costos del año 2012 han sido 28.51 US$/TM – uno de los mas bajos del sector Minero Subterráneo.

Por Centro de Costo Unidades ene-13 feb-13 mar-13 abr-13 may-13 Acumulado A Mayo 13

Presupuesto A mayo 13

1.- Mina (Minado + Avances) US$/TM 12.98 14.35 14.64 15.06 13.68 14.14 12.7

2.- Planta Procesos US$/TM 7.87 7.27 6.75 7.4 6.72 7.2 8.44

3.- Mantenimiento US$/TM 4.61 4.24 4.76 3.82 5.23 4.54 5.86

4.- Administración US$/TM 1.25 1.99 1.35 1.4 1.37 1.45 2.46

5.- Responsabilidad Social US$/TM 0.03 0.07 0.08 0.08 0.08 0.07 0.07

6.- Servicios Técnicos US$/TM 0.43 0.8 0.65 0.49 0.67 0.6 0.63

7.- Geología US$/TM 0.73 0.85 0.98 1.12 1.01 0.94 1.26

8.- Medio Ambiente US$/TM 0.35 0.58 0.36 0.55 0.62 0.49 0.63

Total US$/TM 28.25 30.15 29.57 29.92 29.38 29.43 32.05

2.- En la siguiente tabla se muestra los costos unitarios mensuales incurridos a mayo 2013 versus lo presupuestado a mayo 2013

FACTORES CLAVES DE ÉXITO EN UMCL

Yacimiento de Mineral MarginalZn = 2.85%Cu = 0.75%Pb = 0.28%Ag = 0.86 Oz/t

1. – Seguridad Basado en Conductas.

2. – Ubicación Geográfica.

3. – Tipo de Yacimiento Limpio (VMS).

4. – Reservas de Minerales.

5. – Política de Exploraciones (Nuevos Recursos).

6. – Uso de Tecnologías de Punta.

7. – Tamaño de los Equipos.

8. – Escala de Producción.

9. – Crecimiento Modular (de 5K paso a 10K y luego a 15K), manejo del riesgo.

10. – Uso del Agua de Mar.

11. – Recirculación del Agua en la Planta de Procesos.

12. – Vertimiento Cero.

13. – Deposición de Relaves Secos.

14. – Cuidado del Medio Ambiente en Forma Sostenible.

15. – Relaciones Comunitarias.

16. – Incorporación de Personas del entorno al Proceso Productivo.

17. – Capacitación de Personas del entorno para otras industrias (hotelería, textiles, etc.)

18. – Gobierno Corporativo.

19. – Contratos de Largo Plazo.

20. – Promedio de edad de los servidores.

21. – Clima Laboral.

22. – Costos Competitivos.

EXITO

CONCLUSIONES

• Sub level stoping: Método de minado de alta productividad , seguro, aplicable siempre que las características geomecánicas y geológicas lo permitan.

• Los trabajos de Geomecanica deben ser preventivos, conocer la litología y estructuras del block a minar en forma anticipada al dimensionamiento.

• Roca circundante debe ser competente y generar estabilidad de las cajas.

• Control de la carga explosiva operante en la voladura de los taladros largos.

• Buzamiento del yacimiento debe exceder al ángulo de reposo del mineral.

• Limites de la mineralización deben ser regulares.

• Presencia de grandes cavidades vacías entre niveles exige un adecuado control de seguridad.

• Utilización del relleno en pasta en forma oportuna permite un manejo optimo de la estabilidad del macizo rocoso.

• El Cash Cost a agosto 2013 es 28.96 US$/TM ( minado y avances = 13.70 US$/TM)

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