Informe Final _CASERONES_M-09-013-03_Rev2_23122009.pdf

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CONTENIDO

1 RESUMEN EJECUTIVO 18

1.1 Introducción 18

1.2 Modelo de Recursos Geológicos 21

1.3 Secuencia de Explotación y Pit Final 25

1.3.1 Selección de Secuencia 28

1.3.2 Definición del Pit Final 30

1.4 Parámetros de Diseño 32

1.4.1 Diseño Mina 32

1.4.2 Diseño de Botaderos 33

1.4.3 Diseño de Dump Leaching 34

1.5 Diseño Minero 35

1.5.1 Diseño de Accesos 35

1.5.2 Diseño de Fases 38

1.5.3 Diseño de Botaderos 40

1.5.4 Diseño de Dump Leaching 41

1.6 Tamaño de Operación 45

1.7 Análisis Estratégico Plan de Producc ión 46

1.8 Planes de Producción Finales 48

1.8.1 Ritmos de Explotación 48

1.8.2 Plan de Producción 48

1.8.3 Categoría Recursos Minerales del Plan Minero de Largo Plazo 56

1.8.4 Programa de Conversión de Recursos 59

1.8.5 Plan Minero Corto Plazo 61

1.9 Flota de Equipos 68

1.9.1 Distancias de Transporte 68

1.9.2 Determinación de Equipos 69

1.10 Gastos Mina 72

1.10.1 CAPEX Mina 72

1.10.2 OPEX Mina 75


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1.11 Conclusiones y Recomendaciones 79

2 CONVENCIONES 81

2.1 Nomenclatura 81

2.2 Unidades de Medida 82

3 INFORMACIÓN DE APOYO 85

3.1 Adquisición de la Información 85

3.2 Administ ración de la Información 86

3.2.1 Revisión de la Información 86

3.2.2 Custodia y Almacenamiento de Información 86 3.2.3 Estructura de Trabajo 86

3.2.4 Carpeta del Proyecto 87

3.2.5 Archivos de Trabajo 88

3.2.6 Carpeta de Calidad 88

3.2.7 Información Base 88

3.2.8 Informe Final 89

3.2.9 Informes de Avance 89

3.2.10 Presentaciones. 89

4 CONSIDERACIONES PARA EL DISEÑO MINERO 90

4.1 Ubicación Geográfica 90

4.2 Descripc ión de los Recursos 91

4.2.1 Antecedentes del Modelo de Recursos 91

4.2.2 Rotación del Modelo 92

4.2.3 Variables del Modelo de Recursos 94

4.2.4 Estadística del Modelo de Recursos 97

4.2.5 Cálculo de Zona Mineral para Plan Minero (UGM) 103 4.2.6 Ingreso del Atributo TPH 105

4.2.7 Cubicaciones del Modelo de Recursos 106

4.3 Consideraciones Mineras 116

4.3.1 Método Aplicado 116

4.3.2 Criterios de Optimización y Políticas de COG 116

4.3.3 Recuperación de la Reservas Mineras 117


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4.3.4 Selección de Altura de Banco 117

4.3.5 Tasa de Producción 118

4.4 Plan de Ejecución de proyecto 119

5 LAYOUT Y DISEÑO DEL PIT 123

5.1 Parámetros de Diseño Minero 123

5.1.1 Modelo de Recursos Explotable 123

5.2 Optimización de Pit 127

5.2.1 Parámetros de Entrada 127

5.3 Secuencia de Explotación y Límites del Pit 139 5.3.1 Secuencia 139

5.4 Análisis Marginal de Fases 155

6 LAYOUT Y DISEÑO DE BOTADEROS, DUMP LEACHING 161

6.1 Diseño de Botadero Lastre 161

6.2 Diseño de Dump Leaching 163

6.2.1 Antecedentes 163

6.2.2 Parámetros de Diseño 164

6.2.3 Secuencia de Carguío 166

7 LAYOUT Y DISEÑO PARA DRENAJE MINA 169

8 DISEÑO DE FASES 172

8.1 Parámetros de Diseño Minero 172

8.2 Fases 173

9 ANÁLISIS ESTRATÉGICO 176

9.1 Metodología Utilizada 176

9.2 Parámetros Utilizados para el Análisis Estratégico 179

9.2.1 Parámetros Técnicos-Económicos 179

9.2.2 Inversiones 179

9.3 Plan de Producción Preliminar 181

9.3.1 Consideraciones Operacionales 181

9.3.2 Plan de Producción 183


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10 PLAN DE PRODUCCIÓN LARGO PLAZO 191

10.1 Controladores para el Desarrol lo del Plan de Producción 191 10.1.1 Secuencia Minera 191

10.1.2 Capacidad de Movimiento de Materiales 193

10.1.3 Capacidad de Procesamiento 193

10.1.4 Tipo de Material y Potenciales Destinos 194

10.2 Ritmos de Explotación 197

10.3 Plan Minero Largo Plazo 198

10.3.1 Categoría Recursos Minerales del Plan Minero de Largo Plazo 205

10.3.2 Programa de Conversión de Recursos 208

10.4 Aseguramiento del Plan 210

11 PLAN MINERO CORTO PLAZO 211

12 DETERMINACIÓN DE DE EQUIPOS 234

12.1 Distancia de Transpor te 234

12.2 Determinación de Equipos 235

12.2.1 Procedimiento 235

12.2.2 Índices Operacionales 239 12.2.3 Requerimientos de Equipos 247

13 ACCESOS E INSTALACIONES 257

13.1 Accesos Mina 257

13.1.1 Parámetros de Diseño Caminos 257

13.1.2 Diseño de Caminos 260

13.2 Requerimientos de Instalaciones Adic ionales 278

13.2.1 Plataforma Este 278

13.2.2 Plataforma Norte 280

13.2.3 Áreas de Stocks 281

14 CAPEX MINA Y CONTINGENCIAS 283

14.1 Inversiones en Equipos Mina 283

14.2 Inversiones en Movimiento de Tierra y Otras 287

14.3 Total de Inversiones con Contingencias 287


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15 DETERMINACIÓN DE OPEX MINA 291

16 ANEXOS 301

16.1 ANEXO 1A 301

16.2 ANEXO 1B 302

16.3 ANEXO 2 303

16.4 ANEXO 3 304

16.5 ANEXO 4 305

16.6 ANEXO 5 306

16.7 ANEXO 6 308

16.8 ANEXO 7 309

16.9 ANEXO 8 310

16.10 ANEXO 9 311

16.11 ANEXO 10 312

16.12 Anexo 11 313

FIGURAS

Figura 1.1: Sección 7 RG 25

Figura 1.2: Planta Representativa de los Pits 11, 15 y 21 31

Figura 1.3: Zonas Geotécnicas y Ángulos Interrampas 33

Figura 1.4: Periodo 2010 36


Figura 1.6: Periodo 2012-2013 37



Figura 1.9: Rutas Analizadas por Ingeniería El Alba 37

Figura 1.10: Fases Caserones 39


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Figura 1.11: Pit Final Caserones 39

Figura 1.12: Geometría Final de Botadero 40

Figura 1.13: Esquema General Carga N°2 42

Figura 1.14: Esquema Parámetros de Diseño Módulos Dump Leaching 43

Figura 1.15: Carga N° 1 44




Figura 1.19: Carga N° 5 44 Figura 1.20: Carga N° 6 44




Figura 1.24: Clasificación de Polvorazos 62

Figura 1.25: Esquemas de Explotación 63

Figura 3.1: Estructura de Carpetas 87

Figura 4.1: Ubicación Proyecto Caserones 90

Figura 4.2: Comparación Geometrías Modelo de Recursos 2009 v/s 2007 92

Figura 4.3: Origen del Modelo 93

Figura 4.4: Algoritmo Cálculo Zona Mineral (UGM) 104

Figura 4.5: Distribución TPH Sección 7 RG 106

Figura 4.6: Plantas Comparativas Nivel 3785 para Ley CuT (%) 111

Figura 4.7: Plantas Comparativas Nivel 3785 para Ley Mo (ppm) 112

Figura 4.8: Sección Comparativa 7 RG Zona Mineral 113 Figura 4.9: Sección Comparativa 7 RG Ley de CuT (%) 114

Figura 4.10: Sección Comparativa 7 RG Ley de Mo (%) 115

Figura 5.1: Ángulos Pit Final Interrampa AKL 137

Figura 5.2: Zonas Geotécnicas y Ángulos Interrampas. 138

Figura 5.3: Diagrama de Valorización Optimización Whittle (Concentradora & Dump) 140


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Figura 5.4: Secuencia Optimización Concentradora-Dump 143

Figura 5.5: Diagrama de Valorización Optimización Whittle (Sólo Concentradora) 144

Figura 5.6: Secuencia Optimización Sólo Concentradora 146

Figura 5.7: Topografía Inicial y Pit 15 150

Figura 5.8: Planta Representativa de los Pits 11, 15 y 21 154

Figura 5.9: Fases Alternativa A – Banco 4265 155

Figura 5.10: Fases Alternativa B – Banco 4265 156

Figura 6.1: Geometría Final de Botadero 162

Figura 6.2: Esquema General Carga N°2 164 Figura 6.3: Esquema Parámetros de Diseño Módulos Dump Leaching 165

Figura 6.4: Esquema Principales Accesos al Dump Leach 165

Figura 6.5: Empalme Módulos Dump Leaching 166










Figura 8.1: Zonas Geotécnicas y Ángulos Interrampas 173

Figura 8.2: Fases Caserones 175

Figura 8.3: Pit Final Caserones 175 Figura 9.1: Modelo COMET 177

Figura 10.1: Secuencia Fases Operativas 192

Figura 11.1: Clasificación de Polvorazos 211

Figura 11.2: Esquemas de Explotación 213

Figura 11.3: 1er Trimestre 2012 226


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Figura 11.4: 2do Trimestre 2012 227


Figura 11.6: 4to Trimestre 2012 228


Figura 11.8: 2do Trimestre 2013 229


Figura 11.10: 4to Trimestre 2013 230

Figura 11.11: 1er Semestre 2014 230

Figura 11.12: 2

do

Semestre 2014 231 Figura 11.13: 1er Semestre 2015 231

Figura 11.14: 2do Semestre 2015 232

Figura 11.15: 1er Semestre 2016 232

Figura 11.16: 2do Semestre 2016 233

Figura 13.1: Obras Tempranas Año 2010 261

Figura 13.2: Caminos Año 2011 263

Figura 13.3: Rutas Analizadas por Ingeniería El Alba 265








Figura 13.11: Ubicación Plataforma Este 279 Figura 13.12: Ubicación Plataforma Norte 280

Figura 13.13: Stock de Mineral 282

TABLAS


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Tabla 1.1: Comparación Características Generales Modelo de Recursos 21

Tabla 1.2: Variables Modelo de Bloques 2009 21

Tabla 1.3: Cálculo Zona Mineral Plan Minero 22

Tabla 1.4: Cubicación Modelo 2009 (UG) 23

Tabla 1.5: Cubicación Modelo 2009 (UGM) 23

Tabla 1.6: Cubicación Fases PFS Modelo de Recursos 2009 (UGM) 24

Tabla 1.7: Cubicación Fases PFS Modelo de Recursos 2007 24

Tabla 1.8: Costos Whittle 26

Tabla 1.9: Precios 27 Tabla 1.10: Parámetros Geometalúrgicos 27

Tabla 1.11: Máximos NPV 30

Tabla 1.12: Análisis Económico de Pit Final 31

Tabla 1.13: Resumen Distancia y Excavación Exterior Mina 37

Tabla 1.14: Resumen Distancia y Excavación Analizadas por Ingeniería El Alba 37

Tabla 1.15: Cubicación de Fases 38

Tabla 1.16: Cubicaciones Cargas Dump Leaching 45

Tabla 1.17: Plan Minero Largo Plazo Caserones 51

Tabla 1.18: Distribución de Materiales Concentradora 53

Tabla 1.19: Distribución Materiales Enviados a Dump Leaching 54

Tabla 1.20: Estrategia de Leyes de Corte Plan Minero Largo Plazo 55

Tabla 1.21: Distribución de Materiales por Categoría 57

Tabla 1.22: Distribución de Minerales por Categoría 58

Tabla 1.23: Flota Equipos 71

Tabla 1.24: Inversiones Mina 73 Tabla 1.25: Inversiones por Período 74

Tabla 1.26: Costos Mina 76

Tabla 1.27: Costo Mina por Libra de CuF 76

Tabla 4.1: Características Generales Modelo de Recursos 91

Tabla 4.2: Punto de Rotación 91


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Tabla 4.3: Diferencias Modelo de Recursos 2009 94

Tabla 4.4: Variables Modelo de Recursos 2009 94

Tabla 4.5: Topografía 95

Tabla 4.6: Categoría 95

Tabla 4.7: Litología 96

Tabla 4.8: Alteración 96

Tabla 4.9: Zona Mineral 96

Tabla 4.10: Estadística Variable Densidad 97

Tabla 4.11: Estadística Variable Topografía 97 Tabla 4.12: Estadística Variable categoría 98

Tabla 4.13: Estadística Variable Cobre Total 98

Tabla 4.14: Estadística Variable Cobre Secuencial Ácido Sulfúrico 99

Tabla 4.15: Estadística Variable Cobre Secuencial Ácido Cianhídrico 99

Tabla 4.16: Estadística Variable Cobre Secuencial Ácido Cítrico 99

Tabla 4.17: Estadística Variable Molibdeno 100

Tabla 4.18: Estadística Variable Litología 101

Tabla 4.19: Estadística Variable Índice de Bond 101

Tabla 4.20: Estadística Variable SPI 102

Tabla 4.21: Estadística Variable IC 102

Tabla 4.22: Estadística Zona Mineral (UG) 103

Tabla 4.23: Cálculo Zona Mineral Plan Minero 103

Tabla 4.24: Estadística Zona Mineral (UGM) 104

Tabla 4.25: Cubicación Modelo 2009 (UG) 108

Tabla 4.26: Cubicación Modelo 2009 (UGM) 108 Tabla 4.27: Cubicación Modelo 2009 (UG/LITO) 109

Tabla 4.28: Cubicación Modelo 2009 (UGM/LITO) 109

Tabla 4.29: Cubicaciones Fases PFS Modelo de Bloques 2009 (UGM) 110

Tabla 4.30: Cubicaciones Fases PFS Modelo de Bloques 2007 110

Tabla 4.31: Hitos Proyecto Caserones 122


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Tabla 5.1: Cálculo Preliminar de Ley de Corte 124

Tabla 5.2: Recursos Potenciales en Modelo de Bloques > 0.10 %CuT 126

Tabla 5.3: Costos de Proceso 128

Tabla 5.4: Otros Costos 129

Tabla 5.5: Parámetros Geometalúrgicos 130

Tabla 5.6: Costos Whittle 135

Tabla 5.7: Vector de Inversiones Whittle 136

Tabla 5.8: Optimización Concentradora-Dump Pits 1-45 141

Tabla 5.9: Optimización Concentradora-Dump Pits 46-91 142 Tabla 5.10: Optimización Sólo Concentradora 145

Tabla 5.11: Máximos NPV 149

Tabla 5.12: Mejores NPV para cada Análisis 151

Tabla 5.13: Valorización de Cada Pit Seleccionado en cada Análisis 152

Tabla 5.14: Variación NPV Respecto al Mejor 152

Tabla 5.15: Análisis Económico de Pit Final 154

Tabla 5.16: Cubicación Fases Alternativa A 157

Tabla 5.17: Cubicación Fases Alternativa B 157

Tabla 5.18: Resultados Análisis Marginal de Fases 158

Tabla 6.1: Tonelaje Botadero Norte 163

Tabla 6.2: Cubicaciones Cargas Dump Leaching 168

Tabla 7.1: Unidades Hidrogeologicas 170

Tabla 7.2: Escenario de Drenaje 170

Tabla 7.3: Análisis de resultados 171

Tabla 8.1: Cubicación de Fases 174 Tabla 9.1: Inversiones Totales 180

Tabla 9.2: Horas Efectivas de Operación planta 182

Tabla 9.3: Plan de Producción Preliminar (1) 184

Tabla 9.4: Plan de Producción Preliminar (2) 184

Tabla 9.5: Secuencia y Ritmos (ktpd) de Fases (1) 189


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Tabla 9.6: Secuencia y Ritmos (ktpd) de Fases (2) 189

Tabla 10.1: Horas Efectivas Concentradora 193

Tabla 10.2: Plan Estratégico COMET 195

Tabla 10.3: Plan Estratégico COMET (continuación) 196

Tabla 10.4: Plan Minero Largo Plazo Caserones 200

Tabla 10.5: Distribución de Materiales Concentradora 202

Tabla 10.6: Distribución Materiales Enviados a Dump Leaching 203

Tabla 10.7: Estrategia de Leyes de Corte Plan Minero Largo Plazo 204

Tabla 10.8: Distribución de Materiales por Categoría 206 Tabla 10.9: Distribución de Minerales por Categoría 207

Tabla 11.1: Plan Quinquenal de Producción Caserones (2012 – 2016) 217

Tabla 11.2: Movimiento de Materiales por Fase Plan de Corto Plazo 220

Tabla 11.3: Aporte de Mineral por Fase (Planta Concentradora) 222

Tabla 11.4: Aporte de Mineral por Fase (Dump Leach) 224

Tabla 12.1: Disponibilidad Física Equipamiento Minero 238

Tabla 12.2: Equipos Principales y Rendimiento Efectivo Promedio 238

Tabla 12.3: Vida útil Equipos Mineros 239

Tabla 12.4: Desglose de tiempos 239

Tabla 12.5: Fórmula de Cálculo de Equipos 241

Tabla 12.6: Parámetros Transporte 242

Tabla 12.7: Parámetros Carguío – Pala Cable 243

Tabla 12.8: Parámetros Carguío - Pala Hidráulica 244

Tabla 12.9: Parámetros Carguío – Cargador Frontal 245

Tabla 12.10: Parámetros Perforación 246 Tabla 12.11: Demoras Operacionales - Perforadora 247

Tabla 12.12: Flota de Equipos 248

Tabla 12.13: Productividades y Tiempos Perforadora de Producción (I) 249

Tabla 12.14: Productividades y Tiempos Perforadora de Producción (II) 250

Tabla 12.15: Productividades y Tiempos Pala Cable 73 yd3 251


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Tabla 12.16: Productividades y Tiempos Pala Hidráulica 56 yd3 252

Tabla 12.17: Productividades y Tiempos Cargador Frontal 33 yd3 253

Tabla 12.18: Productividades y Tiempos Camión de Extracción 330 tc 254

Tabla 12.19: Productividades y Tiempos Equipos de Apoyo (I) 255

Tabla 12.20: Productividades y Tiempos Equipos de Apoyo(II) 256

Tabla 13.1: Resumen Obras Tempranas Año 2010 261

Tabla 13.2: Cuantificación Caminos Año 2011 263

Tabla 13.3: Caminos Permanentes Año 2011 264

Tabla 13.4: Caminos Temporales Año 2011 264 Tabla 13.5: Resumen Distancia y Excavación Analizadas por Ingeniería El Alba 265




Tabla 13.9: Caminos Temporales Año 2013 269







Tabla 13.16: Resumen Caminos Primer Quinquenio 273



Tabla 13.19: Caminos Temporales Año 2017 275 Tabla 13.20: Cuantificación Caminos Año 2022 276


Tabla 13.22: Resumen Cuantificación de Caminos Años 2010-2027 278

Tabla 13.23: Excavación para Plataforma Este. 279

Tabla 13.24: Excavación para Plataforma Norte 281


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Tabla 13.25: Excavación Acopios de Mineral 281

Tabla 13.26: Resumen de Plataformas y Stock Año 2011 282

Tabla 14.1: Calendario de Adquisiciones de Equipos Mina 284

Tabla 14.2: Valor Equipos Mina 285

Tabla 14.3: CAPEX en Equipos Mina 286

Tabla 14.4: Inversiones en Movimiento de Tierra y Otras 288

Tabla 14.5: CAPEX Total Mina con Contingencias 289

Tabla 14.6: Resumen CAPEX Mina con Contingencias 290

Tabla 15.1: Precios de Insumos y Remuneraciones 292 Tabla 15.2: Principales Consumos y Parámetros 293

Tabla 15.3: Resumen Costo Mina 294

Tabla 15.4: Gastos Mina por Actividad 296

Tabla 15.5: Gastos Mina por Elementos de Gasto 296

Tabla 15.6: Costos Mina Unitarios 297

Tabla 15.7: Costo Mina por Libra de CuF 299

GRÁFICOS

Gráfico 1.1: Milawa Optimización Concentradora-Dump 29

Gráfico 1.2: Milawa Optimización Sólo Concentradora 29

Gráfico 1.3: Estrategia Ley de Corte (%CuT) 47

Gráfico 1.4: Extracción Diaria (ktpd) Mina y Concentradora 47

Gráfico 1.5: Plan Minero Largo Plazo Caserones 52

Gráfico 1.6: Distribución de Minerales por Categoría 58

Gráfico 1.7: Distribución anual de Reservas Post Sondajes de Corto Plazo y Programa

de Sondajes de Conversión de Recursos 61

Gráfico 1.8: Plan Quinquenal de Producción Caserones 67

Gráfico 1.9: Distancias Plan 68

Gráfico 1.10: Distribución de Costos Mina por Actividad 77

Gráfico 1.11: Distribución de Costos Mina por Elemento 77


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Gráfico 1.12: Costo Operación Mina por Tonelada de Material 78

Gráfico 1.13: Costo Operación Mina por Libra de CuF Total 78

Gráfico 5.1: PMCAF Concentradora 132

Gráfico 5.2: PMCAF Lastre 133

Gráfico 5.3: PMCAF Dump Leaching 133

Gráfico 5.4: Milawa Optimización Concentradora-Dump 148

Gráfico 5.5: Milawa Optimización Sólo Concentradora 149

Gráfico 5.6: Mineral y CuF – Fases Alternativa A 159

Gráfico 5.7: Resultado Económico – Fases Alternativa A 159 Gráfico 9.1: Destino Materiales según COG 178

Gráfico 9.2: Movimiento de Materiales Plan Preliminar 185

Gráfico 9.3: Producción de Cobre Fino 185

Gráfico 9.4: Producción de Mo Fino 186

Gráfico 9.5: Estrategia de Ley de Corte (% CuT) 186

Gráfico 9.6: Leyes de envío a Concentradora y Dump 187

Gráfico 9.7: Extracción Diaria (ktpd) Mina y Concentradora 187

Gráfico 9.8: Envío a Concentradora (ktpd) y (hrs) 188

Gráfico 9.9: Toneladas por hora procesadas por la planta (tph) 188

Gráfico 10.1: Plan Minero Largo Plazo Caserones 201

Gráfico 10.2: Distribución de Minerales por Categoría 207

Gráfico 10.3: Distribución anual de Reservas Post Sondajes de Corto Plazo y Programa

de Sondajes de Conversión de Recursos 210

Gráfico 11.1: Plan Quinquenal de Producción Caserones 218

Gráfico 11.2: Movimiento de Materiales por Fase Plan de Corto Plazo 221 Gráfico 11.3: Aporte de Mineral por Fase (Planta Concentradora) 223

Gráfico 11.4: Aporte de Mineral por Fase (Dump Leach) 225

Gráfico 12.1: Distancias Plan 234

Gráfico 15.1: Costo Total Mina 298

Gráfico 15.2: Costo Transporte 299


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1 RESUMEN EJECUTIVO

1.1 Introducción

El presente informe resume el estudio de factibilidad minera realizado por Metálica

Consultores S.A. (Metálica) para el proyecto Caserones de Minera Lumina Copper

Chile S.A. (MLCC).

Esta ingeniería está basada en el desarrollo de un nuevo plan minero, el cual

consideró la utilización de un nuevo modelo de recursos entregado por MLCC

Copper durante el presente año (Modelo Junio 2009).

Los procesos realizados durante esta nueva planificación fueron principalmente los

siguientes:

Revisión del modelo de recursos, tanto la versión preliminar entregada en

mayo como la versión definitiva correspondiente a Junio 2009.

Optimización de Pit y definición de secuencia. Este análisis permitió revisar la

secuencia de explotación que entregará el mejor valor económico para el

proyecto, analizando dos estrategias de valoración de bloques: una

asignándole valor económico sólo a los bloques con potencial de tratamiento

en la concentradora (opción “Sólo Concentradora”) y otra asignándole valor

económico tanto a los bloques con potencial de tratamiento en la

concentradora como en el Dump Leaching (opción “Concentradora más

Dump Leaching”)

De este análisis se concluyó que la mejor estrategia a seguir es la primera,

es decir, la opción sólo concentradora, en la cual los minerales a enviar al

Dump Leach, se extraen como consecuencia de la explotación de los

minerales que serán tratados en este proceso, cumpliendo además con una

ley de corte mínima de 0.10 % CuS.


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permitió cuantificar el movimiento máximo de la mina en 300 ktpd promedio

anual, tasa necesaria para cumplir con el régimen de la concentradora 110

ktpd promedio anual establecidos como meta de producción promedio, en

función de la dureza del mineral.

Plan Minero de Corto Plazo, desarrollado para el primer quinquenio de

explotación de la mina (2012-2016), de acuerdo a los siguientes periodos de

análisis:

o 2012-2013: Trimestral,

o 2014-2016: Semestral.

La planificación en detalle para cada periodo se desarrolló en base a

unidades de explotación equivalentes a tronaduras, de modo de simular el

posicionamiento de los equipos, secuencia de explotación y programa de

envío de los materiales a los diferentes destinos.

El principal propósito de este análisis es respaldar la factibilidad operacional

del plan minero de largo plazo.

Planes de llenado del botadero y Dump Leaching, con las respectivas

mediciones de distancias de transporte.

Definición y cálculos de equipos necesarios para cumplir con las metas de

planificación necesarias para desarrollar el proyecto minero.

Cálculo de CAPEX y OPEX, con información actualizada de precios, costos yrendimientos, lo que servirá para la valorización del proyecto general.


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1.2 Modelo de Recursos Geológicos

El Modelo de Recursos que respalda este estudio (Junio 2009), posee 40.738 m de

sondajes adicionales al modelo 2007, completando un total de 94.000 m utilizados en la

estimación. Además presenta algunas diferencias en cuanto a su geometría respecto

del modelo 2007 utilizado en el estudio de prefactibilidad. En Tabla 1.1 se comparan

ambos modelos, identificándose una mayor profundización del modelo 2009 (Cota

3200) y por ende, un mayor número de bloques (1.8 millones).

Tabla 1.1: Comparación Características Generales Modelo de Recursos

Punto de Rotación 2007 2009X 446,907.7443 446,907.7443Y 6,882,603.1064 6,882,603.1064Z 4,700 4,700

Ángul o Rotación - 38° - 38°N° Bloques (Este) 120 120

N° Bloques (Norte) 150 150N° Bloques (Elevación) 80 100

N° To tal de Bl oques 1,440,000 1,800,000

Tamaño Bloque 2007 2009Dirección X 20 20

Dirección Y 20 20Dirección Z 15 15

Las variables contenidas en el modelo se resumen en la Tabla 1.2.

Tabla 1.2: Variables Modelo de Bloques 2009


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Dentro de todas las variables del modelo se destaca como nuevos inputs estimados, la

densidad, (en la ingeniería anterior se utilizó como constante el valor 2.55 t/m3), Cobresecuencial en Ácido Cítrico, variable utilizada en las ecuaciones de recuperación,

Índice de Bond (IB), SPI (SAG Power Index) y CI (Crusher Index) que corresponden a

ítems relacionados con la dureza de la roca y cuyos valores fueron utilizados para la

estimación de las tph (toneladas por hora de procesamiento en concentradora) por

bloque y finalmente la Zona Mineral (ZM) cuya clasificación ha sido redistribuida de

acuerdo a criterios geometalúrgicos indicados por el cliente. La nomenclatura definida,

de acuerdo a lo anteriormente indicado, para la Zona Mineral contenida originalmenteen el modelo de recursos corresponde a Unidad Geológica (UG), mientras que para la

Zona Mineral recalculada, se definió la Unidad Geometalúrgica (UGM), tal como se

muestra en la Tabla 1.3.

Tabla 1.3: Cálculo Zona Mineral Plan Minero

Zone (UG) Code (UGM)

Leached (LX) LX

Oxide (OX) %CuAS>=%CuCNS OX

Mixed (MX) %CuAS/%CuS >= 30% MX

Secondary Sulfide (SS) %CuAS/%CuS < 30% SS

Primary Sulfide (SP) %CuS/%CuT=50%

%CuCNS>%CuAS

DefinitionDefined as "Leached"

A nivel de recursos totales en la Tabla 1.4 y Tabla 1.5 se muestran las cubicaciones

clasificadas por UG y UGM respectivamente, considerando para ambas unidades las

categorías (Medidos + Indicados + Inferidos).

A modo comparativo en la Tabla 1.6 y Tabla 1.7 se muestran las cubicaciones

efectuadas con las fases diseñadas en el estudio de prefactibilidad, para el Modelo deRecursos 2009 (UGM) y 2007.


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Tabla 1.4: Cubicación Modelo 2009 (UG)

Ley CorteCuT

ktons CuT % MO (ppm) ktons CuT % MO (ppm) ktons CuT % MO (ppm) ktons CuT % MO (ppm) ktons Cu

0.00 776,535 0.06 61 56,537 0.42 90 98,407 0.32 61 648,586 0.36 97 3,628,545 0

0.10 92,970 0.15 83 56,183 0.43 90 98,206 0.32 61 647,860 0.36 97 2,371,435 00.20 13,323 0.26 120 54,480 0.43 91 79,811 0.36 68 616,837 0.37 100 1,236,473 00.30 2,704 0.37 136 43,712 0.48 96 44,217 0.45 82 418,140 0.43 115 380,085 00.40 607 0.49 159 30,618 0.53 101 27,338 0.52 92 222,529 0.51 129 68,283 00.50 181 0.61 137 17,847 0.60 111 13,452 0.59 104 95,382 0.59 141 3,848 00.60 60 0.73 130 8,058 0.66 119 4,784 0.67 133 31,771 0.68 166 717 00.70 30 0.82 113 1,783 0.74 130 1,254 0.76 163 8,264 0.79 211 453 00.80 15 0.86 121 168 0.84 228 242 0.85 244 2,625 0.90 293 265 00.90 0 0.00 0 15 0.91 191 30 0.94 225 836 1.01 376 172 11.00 0 0.00 0 0 0.00 0 0 0.00 0 318 1.13 358 125 1

TOTAL CATEGORIALX OX MX SS

Tabla 1.5: Cubicación Modelo 2009 (UGM)

Ley CorteCuT

ktons CuT % MO (ppm) ktons CuT % MO (ppm) ktons CuT % MO (ppm) ktons CuT % MO (ppm) ktons Cu

0.00 776,535 0.06 61 133,029 0.21 47 769,779 0.11 24 1,027,130 0.27 72 2,502,139 00.10 92,970 0.15 83 69,883 0.36 81 220,119 0.22 48 843,283 0.31 85 2,040,399 00.20 13,323 0.26 120 54,392 0.43 92 84,731 0.35 68 648,782 0.37 99 1,199,694 00.30 2,704 0.37 136 42,971 0.48 97 45,173 0.45 81 419,168 0.43 115 378,840 00.40 607 0.49 159 29,924 0.54 102 28,078 0.52 91 220,170 0.51 129 70,596 00.50 181 0.61 137 17,648 0.60 111 13,666 0.59 103 94,019 0.59 141 5,194 00.60 60 0.73 130 7,982 0.66 120 4,861 0.67 132 31,151 0.68 166 1,336 00.70 30 0.82 113 1,798 0.74 132 1,239 0.76 161 8,079 0.79 212 639 00.80 15 0.86 121 183 0.84 244 227 0.85 232 2,548 0.89 299 343 00.90 0 0.00 0 15 0.91 191 30 0.94 225 789 1.00 391 218 11.00 0 0.00 0 0 0.00 0 0 0.00 0 287 1.11 383 156 1

STOTAL CATEGORI A

LX OX MX SS


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Como tarea posterior, pero dentro del ítem de validación del Modelo de Recursos, se

realizó la carga de la variable tph, valores entregados por el área de procesos deMLCC, la cual corresponde a una simulación CEET desarrollada por SGS. En este

ejercicio se consideraron los bloques codificados con los sólidos generados del diseño

de fases.

A modo referencial en la Figura 1.1 se muestra la distribución de las tph para la sección

7RG.

Figura 1.1: Sección 7 RG

tph

1.3 Secuencia de Explotación y Pit Final

La optimización de pit final fue realizada utilizando el software Whittle Four-X el cual se

basa en la generación de una serie de pits anidados mediante la aplicación del


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algoritmo de Lerchs and Grossmann en base al incremento de los ingresos (Ingresos

Crecientes). Este procedimiento es ampliamente utilizado y aceptado en la industriaminera, en especial de Metales Básicos.

Un resumen con los principales parámetros económicos y geometalúrgicos utilizados

se muestra en las siguientes tablas:

Tabla 1.8: Costos Whittle

Costos Fijos KUS$/aMina 14,073

Moly 755Conc 10,403Lix-SXEW 2,097Staff Empresa 18,000Imptos Locales - IAS 3,000G&A PuertoSondajes de Operación 1,100Total 49,428

Capacidad Concentradora 105.0 ktpd 1.31 US$/t

Costos Whittle Optimizacion

Oxido Mixto Sulf. Sec. Sulf. Prim Lastre

Costos Mina 0.95 0.95 0.95 0.95 0.95Costos Concentradora (*) 4.97 4.97 4.97Costos Dump Leaching 0.40 0.54 0.58 0.72Descuentos Conc. 0.50 0.50 0.50Descuentos Moly 0.88 0.88 0.88SX-EW 0.27 0.27 0.27 0.27

Costos Whittle AnálisisUS$/año Oxido Mixto Sulf. Sec. Sulf. Prim Lastre

Costos Mina US$/t 0.95 0.95 0.95 0.95 0.95Costos Concentradora (**) US$/t 3.66 3.66 3.66Costos Dump Leaching US$/t 0.40 0.54 0.58 0.72Descuentos Conc. US$/lb 0.50 0.50 0.50Descuentos Moly US$/lb 0.88 0.88 0.88SX-EW US$/lb 0.27 0.27 0.27 0.27Fixed Cost kUS$ 49,428

(*) Considera costo de concentradora + costos fijos.(*) El Costo concentradora considera valores medios estimados.(**) Corresponde al costo concentradora puro, sin costo fijo.

US$/lb

US$/tUS$/tUS$/tUS$/lbUS$/lb


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Tabla 1.9: Precios

FS Unidad

Precio Cu 2.0000 US$/lb

Premio Cátodo Grado A 0.0363 US$/lb

Premio Cátodo Grado A No Registrado 0.0340 US$/lb

Premio Cátodo Rechazado 0.0272 US$/lb

Precio Mo 15.0000 US$/lb

Tabla 1.10: Parámetros Geometalúrgicos

Recuperación en Flotación (para el calculo del pit final)

Elemento EcuaciónCu Rec.= (-0.7026 x %CuAC + 96.587) x 0.974

Rec.= (-0.7278 x %CuAC + 93.413) x 0.974Mo 66%

Cu baja ley (0.10


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En la Tabla 1.11 es posible identificar los máximos NPV logrados para cada

optimización.

Tabla 1.11: Máximos NPV

ROCA Fino CONC. Fino Moly Fino SXEW NPV ORE TOTAL

Planta Planta kt kt %CuT MO kt %CuT %CuS t t t kUS$ kt

Conc+Dump Conc+Dump 34 1,533,400 1,064,643 0.34 124 80,179 0.36 0.33 3,220,390 87,161 167,961 1,128,622 1,144,822Conc Conc+Dump 15 1,757,941 1,226,116 0.33 120 84,478 0.35 0.32 3,557,718 97,101 170,721 1,211,286 1,310,594

Optimización Valorización MilawaPIT FINAL

CONCENTRADORA LIXIVIACIÓN

En los gráficos y tabla anterior, claramente se aprecia que la opción de optimización

“Sólo Concentradora” (Pit Final 15) tiene un NPV superior a la opción “Concentradora-

Dump” (aproximadamente un 7 %). Adicionalmente el total de cobre fino y molibdeno

producidos por esta opción son superiores en un 10% y 11% respectivamente

La definición final de qué materiales serán enviados a cada proceso será definida por el

análisis estratégico posterior que se realiza con el software COMET, el cual también

entregará la política de leyes de corte a considerar.

1.3.2 Defin ición del Pit Final

El tonelaje de mineral a procesar que ofrece el Pit 15 es del orden de 1,300 Mt, valor

que indudablemente se vería disminuido al realizar los diseños operacionales del

mismo, con lo cual el real aporte estaría por debajo de lo requerido por el plan minero

según la definición de la ingeniería de prefactibilidad, es decir aproximadamente 1,300

Mt. Por lo tanto, dada esta situación, es que se decide analizar dos alternativas

adicionales al pit final seleccionado:

Alternativa 1. Considera ir al pit 21 de la misma optimización del pit 15, de

manera que dicha geometría permita posteriormente diseñar una fase

adicional, cubriendo así la necesidad complementaria. Este Pit 21 extiende

la explotación hacia el sector Sur del yacimiento, pero su eventual inclusión

resta levemente beneficios al Pit 15.


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Alternativa 2. Considera incorporar recursos inferidos de la parte Norte del

yacimiento, los cuales están respaldados por una optimización paralela

realizada que considera los recursos inferidos en la generación de los pits

anidados. En este caso el secuenciamiento correlativo del pit de interés

corresponde al Pit 11, y su eventual incorporación al Pit 15 agrega

beneficios al plan.

Todo lo indicado anteriormente es mostrado en la taba siguiente (Tabla 1.12)

Tabla 1.12: Análisis Económico de Pit Final

ROCA Fino CONC. Fino Moly Fino SXEW NPV ORE TOTALR ecur so Planta R ecur so Planta kt kt %CuT %CuS %CuAS %CuAC MO kt %CuT %CuS t t t kUS$ kt

M-I Conc M-I-I Conc+Dump 15 1,757,941 1,226,116 0.33 0.19 0.04 0.03 120 84,478 0.35 0.32 3,557,718 97,101 170,721 1,211,286 1,310,594

M-I Conc M-I-I Conc+Dump 21 2,105,856 1,444,132 0.31 0.18 0.04 0.02 114 96,824 0.33 0.30 3,966,775 108,315 181,535 1,200,804 1,540,956

M-I-I Conc M-I-I Conc+Dump 11 2,106,108 1,503,873 0.32 0.17 0.04 0.02 124 94,683 0.33 0.30 4,196,755 122,795 178,812 1,269,381 1,598,556

O ptim ización Va lorizac ión Milawa PITFINAL

CONCENTRADORA LIXIVIACIÓN

Es importante destacar que el Pit 11 de la optimización Medidos más Indicados más

Inferidos (MII) corresponde al máximo NPV de dicha optimización.

Adicionalmente se debe considerar que tanto el Pit 21 como el Pit 11 contienen al Pit

15 definido como pit final base, tal como se muestra en la siguiente figura:

Figura 1.2: Planta Representativa de los Pits 11, 15 y 21


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Ángulos interrampa: según zonas geotécnicas y valores definidos por la

empresa AKL, los que son presentados en la Figura 1.3.

Figura 1.3: Zonas Geotécnicas y Ángu los Interrampas

51º 50º58º

53º

53º

50º

N

Máxima AlturaInterrampa 100 m

Adicionalmente se recomendó no agrupar paquetes de bancos con una altura mayor a

100 m en la zona Noroeste indicada en la figura anterior, y para el resto de las zonas

una altura interrampa máxima de 165 m en la mitad inferior del rajo y 225 m en la mitad

superior.

1.4.2 Diseño de Botaderos

Los parámetros utilizados para el diseño de los botaderos de lastre fueron definidos por

la empresa AKL y los valores utilizados son los siguientes:

Altura Máxima de Vaciado : 150 m


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Berma de Seguridad : 60 m

Densidad del Lastre : 1.8 t/m3

Pendiente de Rampas : 10%

Ancho de Rampas : 35 m

Angulo de talud por módulo : 37º

1.4.3 Diseño de Dump Leaching

Los parámetros de diseño del Dump Leaching son muy similares a los definidos

para el diseño de botaderos, con la gran diferencia que al estar trabajando sobre

terreno encarpetado, se debe generar una capa inicial de material de alrededor de 2

m de espesor, para posteriormente continuar con el vaciado del resto de los

minerales. A continuación se detallan los valores de los parámetros que fueron

utilizados en el diseño.

Altura Máxima de Vaciado : 40 m (indirecto, empujado con bulldozer)

Berma de Seguridad : 40 m (entre pisos)

Densidad del mineral : 1.8 t/m3

Pendiente de Rampas : 10%

Ancho de Rampas : 35 m

Angulo de talud de módulos : 37º

Para la carga N°1 y parte de la carga N° 2 se utilizó una altura máxima de 20

m para generar en forma temprana áreas para lixiviar.


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Estos criterios fueron entregados y validados por la empresa Aker Solutions a través de

su subcontratista Vector Chile Ltda.

1.5 Diseño Minero

1.5.1 Diseño de Accesos

El diseño de accesos comprende la red de caminos, plataformas y stock desarrollados

al exterior del rajo, los cuales permitirán llevar a cabo la explotación minera. Los

parámetros de diseño usados son ancho de camino de 35m, talud de corte de 63° con

una berma de desacople de 6m cada 20m en altura, talud de relleno de 37° y pendiente

máxima de ±10%. Los diseños de los accesos están avalados por la empresa AKL.

Los accesos se dividieron en 3 tipos de acuerdo al periodo en que deben ser

construidos, estos son: Obras Tempranas, Caminos Iniciales y Accesos 1er

Quinquenio.

Obras Tempranas: comprende los accesos que se iniciarán el año 2010 y

que conectan las áreas del Chancador, Taller y base del Dump Leach. El

trazado se expone en Figura 1.4 y su cuantificación se indica en la Tabla

1.13.

Caminos Iniciales: Corresponden a las rutas que deben realizarse el año

2011 y que darán paso a la explotación minera. Los accesos de este

periodo corresponde a un 47% del total de caminos requeridos hasta el fin

del primer quinquenio y a un 51% del total de excavación de caminos endicho periodo. Se incluye en ese año la construcción de 2 plataformas

operacionales para estacionamiento de camiones, comedores e

infraestructura necesaria, uno de ellos en el sector Norte de la mina y el

otro en el sector Este de la misma. También se definieron 2 stock

operacionales para acopiar el mineral que se extraerá los dos primeros

años del plan, desde donde se remanejará el mineral una vez que el


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chancador esté funcionando. Las rutas, plataformas y stock se observan

en la Figura 1.5.

Cabe señalar que MLCC encomendó a la empresa de ingeniería El Alba optimizar los

diseños de accesos del año 2011 con la finalidad de reducir los volúmenes de materialde corte obtenidos en el diseño realizado por Metálica para ese mismo año. Como

resultado se logró una reducción de aproximadamente un 40% del material de corte, en

la Figura 1.9 se muestra los caminos comprometidos en este análisis y en la Tabla 1.14

los nuevos volúmenes de corte y relleno obtenidos por Ingeniería El Alba.

Accesos 1er Quinquenio: Son los caminos que se realizarán entre los años 2012

al 2016 y se extienden por un total de 12.9 km, destacándose los años 2013 y

2014 con un 48% y 30% de ese total, respectivamente. Las rutas del quinquenio

se pueden observar en la Figura 1.6, Figura 1.7 y Figura 1.8. La cuantificación

de la distancia y volúmenes de excavación se encuentran en la Tabla 1.13.

Figura 1.4: Periodo 2010

Rutas 2010Rutas 2010


Rutas 2011

PlataformaNorte Plataforma

Este

Stock 01

Stock 02

Rutas 2011


Este

Rutas 2011Rutas 2011


Este

Stock 01

Stock 02


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Figura 1.6: Periodo 2012-2013

Rutas 2012

Rutas 2013

Rutas 2012

Rutas 2013

Rutas 2012

Rutas 2013


Rutas 2014Rutas 2014Rutas 2014


Rutas 2015Rutas 2015Rutas 2015

Tabla 1.13: Resumen Distancia yExcavación Exterior Mina

Distancia

(m) Corte (m3) Relleno (m3) Total (m3)

2010 Obras Tempranas 3, 018 1, 315, 595 122 ,559 1, 43 8,1 54

Caminos 1 4, 37 1 7, 38 5, 83 6 1 08 ,1 69 7 ,49 4, 00 5

Plataformas 0 820,559 0 820,559

Stock 0 1,138,034 0 1,138,034

1 4,3 71 9, 34 4, 43 0 1 08 ,1 69 9 ,45 2,5 99

2012 Rutas 2012 730 171,516 3,967 175,483

2013 Rutas 2013 6, 218 2, 889, 926 32, 858 2, 92 2,7 84

2014 Rutas 2014 3,912 1,830,713 5,167 1,835,880

2015 Rutas 2015 2,041 834,040 54,277 888,317

2016 Rutas 2016 0 0 0 0

30,290 16,386,220 326,997 16,713,217

Resumen Accesos Metálica Año 2010‐2016

Periodo

2011

Total

Sub Total 2011

Excavación

Figura 1.9: Rutas Analizadas por IngenieríaEl Alba

Rutas 2011 Anali zadas

PlataformaNorte

PlataformaEste

Stock 01

Stock 02

Rutas 2011 Anali zadasRutas 2011 Anali zadasRutas 2011 Anali zadas

PlataformaNorte

PlataformaEste

Stock 01

Stock 02

Tabla 1.14: Resumen Distancia yExcavación Analizadas por Ingeniería El

Alba

Distancias Corte Relleno Total

Caminos 11,214 3 ,062,811 2 ,787,080 5 ,849,890

Plataformas 0 958,730 2 958,732

Stock 0 727,471 0 727,471

11,214 4 ,749 ,011 2 ,787 ,082 7 ,536 ,093

Ecavacion

Optimizacion Año 2011 ‐ Ingeniería El Alba

Periodo

2011

Sub Total 2011


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Cada una de las fases diseñadas están avaladas por un análisis de estabilidad

realizado por la empresa AKL consultores geotécnicos.

1.5.3 Diseño de Botaderos

Considerando los parámetros de diseño anteriormente detallados, se definió un

botadero con una capacidad de almacenamiento de 750 Mt, con un 9% más de

capacidad de lo necesario según el plan minero definido, lo que permitiría recibir

materiales en una potencial futura expansión de la mina. La distribución de los estériles

se realizó en cuatro pisos con una altura de 150 m cada uno. En la Figura 1.12 semuestra la geometría final del botadero.

Figura 1.12: Geometría Final de Botadero

4490

4340

4190

4040

N

Al igual que en el diseño de las fases, el botadero diseñado fue evaluado

geotécnicamente por AKL con el respectivo análisis de estabilidad, el cual se efectuó


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mediante equilibrio límite. Los resultados de dicha evaluación indican que se cumple

con los criterios de estabilidad establecidos. AKL valida además la secuencia dellenado propuesta para el botadero.

1.5.4 Diseño de Dump Leaching

De acuerdo a la cantidad de material que será enviado al Dump Leaching,

correspondiente a 295 Mt aproximadamente, se diseñaron diferentes módulos

localizados en el sector Este de la mina, completándose 8 niveles distribuidos en

escalones de 20 y 40 m de altura, los cuales siguen un avance en la dirección Noresteque comienza en la cota 4000 aproximadamente y culmina en la cota 4419. Los

accesos principales se encuentran en el sector Oeste del Dump Leaching y

posteriormente se utilizan también caminos internos construidos conjuntamente con el

modulo propiamente tal.

En la Figura 1.13 se ilustra, a modo de ejemplo, la carga N°2, donde se puede apreciar

los accesos principales, algunos accesos interiores temporales, las geometrías de cada

uno de los módulos, y las áreas disponibles para lixiviar.


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Figura 1.13: Esquema General Carga N°2

Acceso Nivel 4000

Acceso Nivel 4219

Acces o Nivel 4100

Acceso Nivel 4379

Carga N°2

Nivel 1, Escalón 4.2b20 m

Áreas Dis poni bles par a Riego

Acces o Interi or a Módu los

Acceso Nivel 4000

Acceso Nivel 4219

Acces o Nivel 4100

Acceso Nivel 4379

Carga N°2

Nivel 1, Escalón 4.2b20 m

Áreas Dis poni bles par a Riego

Acces o Interi or a Módu los

Para el diseño de los módulos se ha considerado, para el caso de las primeras 3

plataformas denominadas Bancos de Estabilidad, una altura de 20 metros, con un

ángulo de talud natural del Mineral de 37°, mientras que para cada uno de los módulosque componen los diferentes niveles, una altura de 40 m con un ángulo de talud de 37°.

Los accesos interiores y exteriores poseen un ancho de 35 m. Los parámetros de

diseño y análisis de estabilidad fueron realizados por la empresa Vector Chile Ltda.


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Figura 1.14: Esquema Parámetros de Diseño Módulos Dump Leaching

Bancos de Estabilidad Nivel 1

20 m

40 m

1

2

3 1

2

337°

37°

Bancos de Estabilidad Nivel 1

20 m

40 m

1

2

3 1

2

337°

37°

Finalmente la secuencia de carga considera la construcción de los módulos en una

primera instancia de 20 m, con el objetivo de obtener en el menor tiempo posible, áreasdisponibles para lixiviar (700.000 m2), normalizándose a 40 m posteriormente, una vez

obtenidas las áreas necesarias para riego.

De la Figura 1.15 a la Figura 1.23 se encuentran representadas las fotos finales de

cada una de las cargas del Dump Leaching y en la Tabla 1.16, el resumen de las

cubicaciones de dichas cargas.


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Figura 1.21: Carga N° 7

Volumen: 18,209,588 m3; Tonelaje 32,777 kt





Tabla 1.16: Cubicaciones Cargas DumpLeaching

1 8,718,622 15,694 8,718,622 15,6942 11,300,411 20,341 20,019,034 36,0343 19,836,339 35,705 39,855,373 71,7404 32,545,835 58,583 72,401,209 130,3225 32,935,243 59,283 105,336,452 189,606

6 28,448,140 51,207 133,784,592 240,8127 18,209,588 32,777 151,994,180 273,5908 7,130,861 12,836 159,125,041 286,4259 5,132,250 9,238 164,257,291 295,663

Carga

VolumenEscalones

(m3)

TonelajeEscalones

(kt)

Tonelaje Acumulado

(kt)

Volumen Acumulado

(m3)

1.6 Tamaño de Operación

Las tasas de producción utilizadas fueron obtenidas de variados análisis realizados

tanto en la etapa de prefactibilidad como estudios posteriores que llevaron a establecer

ritmos máximos tanto para la mina como para las plantas de procesamiento.

Para el área de procesos fueron analizadas diferentes alternativas durante la

prefactibilidad, pasando por sólo lixiviación, luego sólo concentradora para finalmente

llegar a la conclusión que una mezcla de concentradora-lixiviación era lo más atractivo

en términos económicos.


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En forma adicional, se realizaron estudios que consideraron parámetros de durezas

como Bond Index, Crushing Index y SAG Index los cuales permitieron concluir lacantidad de horas efectivas a procesar y de esta manera limitar el proceso de

conminución, considerando una tasa máxima de producción de 110 ktpd promedio

anual para el proceso de concentración.

Dado que la línea de producción vía Dump Leaching es de carácter secundario, la tasa

de envío de minerales a este proceso es sólo consecuencia de la explotación enfocada

en la concentradora, existiendo sólo como restricción la capacidad de producción de

SX-EW, la cual depende por un lado de la disponibilidad de áreas para lixiviar y por otro

del tamaño de la planta de SX-EW.

Con lo anterior y con la ayuda del software de análisis estratégico COMET fue posible

determinar la tasa de producción requerida de la mina con el fin de lograr la meta de

producción en la concentradora, en conjunto con las restricciones operativas que

impone la geometría de la mina. Este análisis entregó como resultado un movimiento

máximo del orden de las 300 ktpd promedio anual, lo que en términos comparativos se

encuentra cercano a la media de otras operaciones de clase mundial con similares

características.

1.7 Análisis Estratégico Plan de Producción

Para el desarrollo del programa de producción de largo plazo en detalle, se realizó

previamente un plan preliminar mediante el software COMET, el cual permite generar

un plan de producción con un enfoque principalmente económico, integrando las

variables económicas con las capacidades de la planta y toneladas a procesar por hora

(tph). Mediante este software se determinaron las principales tendencias, respetando

las horas disponibles de la planta, el máximo movimiento total mina y el tonelaje de

alimentación a la planta, generando con ello un plan minero con una estrategia de

leyes de corte económica. Algunos resultados de este proceso se presentan en el


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Gráfico 1.3 y el Gráfico 1.4 , los cuales fueron considerados para el desarrollo del plan

de producción final operativizado.

Gráfico 1.3: Estrategia Ley de Corte (%CuT)

0.45%

0.30%

0.24%0.24%

0.20%

0.12%0.13%

0.15%

0.12%

0.12%

0.15%

0.10%0. 11%

0.15%

0.16%0.19%

0.21%

0.20%0.19%

0.22%

0.27%

0.33%0.33%

0.29%

0.36%

0.29%

0.11%

0.23%

0.00%

0.05%

0.10%

0.15%

0.20%

0.25%

0.30%

0.35%

0.40%

0.45%

0.50%

2012 2014 2016 2018 2020 2022 2024 2026 2028 2030 2032 2034 2036 2038 2040

Periodo (año)

%

Ley de Corte (% CuT)

Gráfico 1.4: Extracción Diaria (ktpd) Mina y Concentradora

0

20,000

40,000

60,000

80,000

100,000

120,000

2012 2014 2016 2018 2020 2022 2024 2026 2028 2030 2032 2034 2036 2038 2040

Periodo (año)

k t

a Concentradora (kt) Movimiento Total (kt)


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1.8 Planes de Producción Finales

1.8.1 Ritmos de Explotación

Para determinar los ritmos máximos de producción en cada uno de los bancos de las

fases, se realizó un análisis matemático, basado en las dimensiones éstos (ancho,

largo y tonelaje), de modo de identificar el número máximo de equipos de carguío en

cada banco. Se consideró un desfase longitudinal de 300 m. entre equipos.

Los equipos de carguío empleados en este análisis, con sus respectivas capacidades

nominales se detallan a continuación:

Pala de Cables (73 yd3): 85.000 (tpd)

Pala hidráulica (56 yd3): 65.000 (tpd)

Cargador frontal (33 yd3): 25.000 (tpd)

Los anchos mínimos requeridos para cargar un polvorazo de producción, por losdiferentes equipos de carguío son:

Pala de Cables (73 yd3): 60 (m)

Pala hidráulica (56 yd3): 55 (m)

Cargador frontal (33 yd3): 35 (m)

Además, el ancho de un polvorazo de control, el cual define la línea de programa delbanco, se estimó en 35 m.

1.8.2 Plan de Producción

El plan minero Largo Plazo (PMLP) fue realizado en base a la información obtenida de

los planes estratégicos COMET.


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Se ha definido la utilización de Stock sólo al inicio de la explotación que servirán para

almacenar los primeros minerales que sean explotados como resultado del prestrippingy que estarán a la espera de que la carpeta del Dump Leaching esté completamente

instalada o que la planta Concentradora esté en funcionamiento. Lo anterior está

avalado por las altas leyes que presentan estos materiales en el plan COMET y que

tanto por el valor económico como por el ambiental (aguas ácidas) no permitirían su

envío a botaderos.

Los periodos de planificación fueron establecidos en forma anual, partiendo el 2012

hasta finales del 2040.

En el 2012 se consideraron sólo 315 días operativos, ya que aparte de los 15 días

descontados a los 365 por indisponibilidad climática, se le han sumado 35 días

adicionales por primer invierno de operación y puesta en marcha.

El plan parte con Prestripping de aproximadamente 6 Mt que se extiende hasta

mediados del 2012, con un movimiento mina de 48 ktpd. En este periodo además son

enviados directamente a Dump Leaching 873 kt, lo cual supone que en ese año estaráhabilitada la carpeta de lixiviación. Durante el segundo semestre del 2012 el

movimiento mina asciende a 11 Mt, de los cuales 3,215 kt son enviados directamente a

Dump Leaching y 145 kt al stockpile del concentrador. El 2013 aumenta el movimiento

mina a 131 ktpd, enviando a Dump Leaching 17,736 kt y 1,584 a stock. En septiembre

este mismo año inicia las operaciones la planta concentradora, enviando un total de

5,436 kt, tonelaje que incluye lo acumulado en el stock.

Ya para el 2014 se puede decir que la mina entra en régimen moviendo un total de

95,873 kt (274 ktpd promedio anual), copando la capacidad de la planta y enviando a

Dump Leaching los materiales que se originan con la explotación. Paulatinamente el

ritmo de la mina comienza a aumentar llegando a un valor máximo en torno de las 300

ktpd desde el 2015 al 2017, para luego disminuir a las 274 ktpd por tres periodos

consecutivos. Luego entre el 2021 y 2035, la mina alcanza un ritmo medio cercano a


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las 200 ktpd, comenzando a decaer progresivamente hacia el final de su explotación a

valores cercanos a las 115 ktpd.

Respecto a la alimentación a la concentradora, el plan considera un ramp up desde 45

ktpd para el segundo semestre del 2013, 94 ktpd en el 2014, 100 ktpd en el 2015, 105

ktpd en el 2016, para moverse luego entre las 107 y 110 ktpd durante el resto de vida

de la mina. Se debe recordar que la planta concentradora no sólo estará limitada por

tonelaje sino también por las horas efectivas máximas de las cuales dispone,

estableciendo con ello que minerales más duros demorarán más en ser procesados,

por lo que el tonelaje en ese momento no será una limitante sino que las horas

efectivas. Por el contrario, si el material es más blando, la limitante será la capacidad

máxima de la planta, que es de 110 ktpd promedio anual.

Las leyes de corte aplicadas al plan de producción están basadas en el cálculo

realizado en el análisis estratégico del programa COMET y en síntesis son bastante

ajustadas a este último, teniendo variaciones cuando las restricciones operativas lo

hacen necesario. Tal es el caso en los primeros periodos donde se aplicó una ley de

corte superior para acopiar algunos materiales que, por su calidad, deberán esperar a

que la planta concentradora esté en marcha para ser incorporados al proceso. Para el

caso del Dump Leaching, la estrategia utilizada fue considerar para este proceso todos

los óxidos y los minerales que económicamente no son tratados en la Concentradora y

que además posean una ley de cobre soluble (CuS) mayor o igual a 0.10%.

El plan de largo plazo final se resume en la Tabla 1.17 a la Tabla 1.19 y Gráfico 1.5. A

su vez, el programa de leyes de corte utilizado se muestra en la Tabla 1.20.


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Tabla 1.17: Plan Minero Largo Plazo Caserones


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Gráfico 1.5: Plan Minero Largo Plazo Caserones

Plan Minero Largo Plazo FS - Proyecto Caserones (August 2009)

0

50

100

150

200

250

300

350

Mina (ktpd) 59 131 274 294 301 302 274 271 273 233 200 200 200 200 200 200 200 200 200 200 205 205 205

Conc.(ktpd) 0 45 94 100 105 107 109 107 107 106 107 105 108 107 106 108 107 107 109 110 105 109 110

Dump (ktpd) 12 51 46 27 78 113 53 80 84 67 32 47 27 20 21 14 12 12 10 8 13 10 2

CuF Total (ktpa) 0 63 193 164 183 184 178 176 172 177 149 140 127 138 123 111 138 108 117 113 103 93 76

PP P01 P02 P03 P04 P05 P06 P07 P08 P09 P10 P11 P12 P13 P14 P15 P16 P17 P18 P19 P20 P21 P22


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Tabla 1.19: Distribución Materiales Enviados a Dump Leaching

kt %CuT %CuS kt %CuT %CuS kt %CuT %CuS kt %CuT %CuS

2012 3,471 0.54 0.50 617 0.59 0.52

2013 12,776 0.49 0.46 3,817 0.46 0.40 1,144 0.41 0.36

2014 9,257 0.47 0.43 2,949 0.32 0.29 3,946 0.37 0.33

2015 5,521 0.45 0.41 4,063 0.26 0.23 23 0.17 0.14

2016 2,808 0.36 0.33 1,931 0.28 0.25 17,209 0.32 0.25 5,387 0.34 0.13

2017 62 0.42 0.39 9,105 0.31 0.26 25,201 0.30 0.25 5,260 0.32 0.11

2018 47 0.45 0.41 2,275 0.39 0.35 11,665 0.26 0.20 4,542 0.29 0.11

2019 292 0.26 0.21 2,363 0.24 0.20 22,032 0.26 0.19 3,163 0.28 0.12

2020 4,735 0.41 0.37 1,233 0.36 0.31 15,925 0.26 0.19 7,594 0.29 0.11

2021 927 0.42 0.37 1,041 0.37 0.32 13,002 0.26 0.18 8,317 0.28 0.11

2022 354 0.40 0.34 3,784 0.34 0.29 4,518 0.24 0.17 2,612 0.24 0.10

2023 1,476 0.32 0.28 4,297 0.32 0.27 8,856 0.21 0.16 1,681 0.25 0.09

2024 20 0.21 0.16 2,028 0.21 0.15 6,500 0.22 0.17 822 0.21 0.10

2025 43 0.51 0.40 1,252 0.20 0.13 3,809 0.22 0.15 1,774 0.23 0.10

2026 917 0.29 0.23 1,470 0.21 0.15 3,579 0.20 0.14 1,421 0.19 0.09

2027 2,562 0.39 0.35 965 0.23 0.16 1,107 0.18 0.12 372 0.19 0.09

2028 193 0.36 0.33 1,693 0.21 0.19 2,189 0.18 0.13 2029 784 0.21 0.14 3,359 0.16 0.11 38 0.17 0.08

2030 1,389 0.30 0.26 526 0.19 0.12 1,648 0.16 0.10

2031 1,851 0.33 0.28 500 0.18 0.15 489 0.16 0.12

2032 4,316 0.29 0.26 157 0.17 0.13 98 0.14 0.10

2033 3,535 0.18 0.16

2034 874 0.24 0.17

2035 1,265 0.17 0.14 108 0.14 0.12

2036 730 0.17 0.12

2037

2038

2039

2040

59,422 0.40 0.37 46,957 0.31 0.26 146,298 0.26 0.20 42,984 0.28 0.11TOTAL

PERIODOSA DUMP

OXIDOS MIXTOS SECUNDARIOS PRIMARIOS


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Tabla 1.20: Estrategia de Leyes de Corte Plan Minero Largo Plazo

MIXTOS SULFUROS MIXTOS SULFUROS

CUT-OFF CUT-OFF CUT-OFF CUT-OFF

2012

2013 0.45 0.45 0.50 0.50

2014 0.40 0.24 0.39 0.40

2015 0.29 0.11 0.34 0.11

2016 0.35 0.29 0.36 0.36

2017 0.66 0.36 0.65 0.36

2018 0.29 0.29 0.70 0.32

2019 0.58 0.33 0.50 0.32

2020 0.33 0.33 0.50 0.32

2021 0.27 0.27 0.50 0.322022 0.54 0.22 0.50 0.28

2023 0.49 0.30 0.50 0.28

2024 0.27 0.19 0.28 0.25

2025 0.47 0.24 0.28 0.25

2026 0.20 0.20 0.30 0.22

2027 0.40 0.21 0.40 0.20

2028 0.31 0.24 0.40 0.25

2029 0.26 0.19 0.30 0.18

2030 0.22 0.20 0.30 0.20

2031 0.41 0.16 0.30 0.20

2032 0.18 0.15 0.20 0.15

2033 0.29 0.10 0.10 0.10

2034 0.38 0.12 0.10 0.10

2035 0.20 0.13 0.15 0.102036 0.11 0.10 0.15 0.10

2037 0.17 0.15 0.15 0.10

2038 0.12 0.15 0.15 0.10

2039 0.12 0.12 0.15 0.13

2040 0.12 0.12 0.15 0.13

LEYES DE CORTE

COMET

LEYES DE CORTE PLAN

MINERO LARGO PLAZOPERIODOS

En relación al Dump Leaching, el plan dispone de una capacidad de aproximadamente

300 m para apilamiento de este material, condición que prácticamente no restringe a

esta alternativa de proceso, ya que todo el material que es extraído como consecuencia

de la explotación de sulfuros, y que sea económicamente rentable procesarlo bajo estamodalidad, será apilado en el área de Dump Leaching, para luego ser regado de

acuerdo a la capacidad de SX-EW.

El plan presenta un total de 2,032 Mt de material a mover, el cuál será explotado en 29

años calendarios, con un total de 1,047 Mt enviadas a la Concentradora con una ley

promedio de 0.34% CuT y 0.19% de CuS, con una ley media de Molibdeno de 126


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ppm, produciendo un total de 3,148 Kt de Cobre Recuperado por la Concentradora y 87

Kt de Molibdeno. Paralelamente la línea de lixiviación procesará 296 Mt en DumpLeach con una ley promedio de 0.30% de CUT y 0.23% de CuS.

El Plan de Largo contiene un total de 1,342,930 kt de minerales distribuidos en

1,047,268 kt en la Concentradora con leyes de 0.34% CuT, 0.19% CuS, y 126 ppm de

Molibdeno, mientras que en el Dump Leaching son enviadas 295,662 kt de mineral con

leyes de 0.28% CuT y 0.11% CuS.

1.8.3 Categoría Recursos Minerales del Plan Minero de Largo Plazo

La distribución de minerales del plan minero de acuerdo a las categorías, se muestra

en la Tabla 1.21 y corresponden a un 30.1% probados y 56.3% probables, lo que da un

total de 86.4% del total de reservas demostradas, considerando sólo un 13.6% de

recursos inferidos en el plan minero, distribuidos tanto en Concentradora como Dump

Leaching (ver Tabla 1.22 y Gráfico 1.6).


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Tabla 1.21: Distribución de Materiales por Categoría


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Tabla 1.22: Distribución de Minerales por Categoría

t %CUT %CuS Mo t %CUT %CuS Mo t %CUT %CuS Mo

288,746,723 0.41 0.27 135 604,172,838 0.33 0.18 117 154,348,710 0.26 0.08 142 1

115,341,759 0.35 0.28 103 152,293,121 0.28 0.20 88 28,026,601 0.22 0.16 69

404,088,482 0.39 0.27 126 756,465,958 0.32 0.19 111 182,375,311 0.26 0.09 131 1

MEDIDO INDICADO INFERIDO

Concentradora

Dump Leaching

Total 30% 14%56%

Gráfico 1.6: Distribución de Minerales por Categoría

Distribución Minerales Plan Largo Plazo

0%

10%

20%

30%

40%

50%

60%

70%

80%

90%

100%

2 0 1 2

2 0 1 3

2 0 1 4

2 0 1 5

2 0 1 6

2 0 1 7

2 0 1 8

2 0 1 9

2 0 2 0

2 0 2 1

2 0 2 2

2 0 2 3

2 0 2 4

2 0 2 5

2 0 2 6

2 0 2 7

2 0 2 8

2 0 2 9

2 0 3 0

2 0 3 1

2 0 3 2

2 0 3 3

2 0 3 4

2 0 3 5

2 0 3 6

2 0 3 7

2 0 3 8

2 0 3 9

2 0

Medidos Indicados Inferidos


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Los antecedentes mencionados, permiten concuir que los recursos inferidos tienen una

alta probabilidad de convertirse a categorías de Indicados o Medidos con lacomparación de las campañas de sondajes planificadas.

Con el objeto de alcanzar un mejor reconocimiento de los sectores definidos como

inferidos y convertirlos en indicados o medidos, se diseñó un nuevo programa de

sondajes de exploración orientado principalmente a las zonas profundas y los bordes

del rajo del año 2040. Este nuevo programa contempla la preforación de 48 nuevos

sondajes de exploración, correspondiente a 17,805 m.

El ejercicio de proyección de la trazis de sustentabilidad, considera la siguiente

información:

Campaña de exploración disponible al 2009.

Sondajes de corto plazo para los 4 primeros años

Campaña de sondajes propuesta para conversión de recursos(48 sondajes)

La matriz de sustentabilidad proyectada para el año 2012 se presenta en el Gráfico 1.7.

La incorporación de la nueva campaña de exploración y el corto plazo generan un a

disminución de los recursos inferidos, los cuales reducen su porcentaje global de

material inferido hasta en 1.3% del total de mineral clasificado. Por el contrario, el nivel

de reconocimiento aumenta redistribuyendo los porcentajes de mineral medido (46.3%)

e indicado (52.4%).


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Gráfico 1.7: Distribución anual de Reservas Post Sondajes de Corto Plazo y Programa deSondajes de Conversión de Recursos

MATRIZ DE SUSTENTABILIDAD PLAN MINERO FACTIBIL IDADSITUACIÓN POST SONDAJES CORTO PLAZO (46.009 m) Y CONVERSIÓN DE RECURSOS INFERIDOS (17.805 m)

1.8.5 Plan Minero Corto Plazo

Con el propósito de validar la factibilidad del cumplimiento del programa de producción

de Largo Plazo, se desarrolló un plan minero detallado a nivel de corto plazo, el cual

presenta las diferentes alternativas operacionales que permitan asegurar la producción

durante los primeros cinco años de vida de la mina. Para ello, se subdividió cada banco

de las fases en macro-polvorazos, lo que permite posicionar en forma coordinada cada

unidad de carguío, otorgando además una mayor selectividad al manejo de los

materiales, tanto en calidad como en cantidad. Dichos polvorazos se clasifican en (verFigura 1.24):

Polvorazo de Rampa (1);

Polvorazo de Producción (2, 3, 4);


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Polvorazo de Extremos (5, 6), y

Polvorazo de Cierre o Control de Pared (7, 8).

Figura 1.24: Clasificación de Polvorazos

En general, en las faenas mineras, el tonelaje de los polvorazos de producción fluctúa

entre 300 y 600 kt. En tal perspectiva, Metálica definió para este análisis un tonelaje

estimado de 470 kt, lo que implica aproximadamente una tronadura semanal para cada

equipo de carguío.

En cuanto a los polvorazos de cierre, su tonelaje depende en gran medida de la

longitud a tronar, ya que el ancho ha sido definido en 35 m. Así, para una longitud de

200 metros, el tonelaje asociado alcanza aproximadamente 272 kt.

En la Figura 1.25 se ilustra la secuencia de explotación de un banco completo, en la

cual se aprecian los conceptos expuestos anteriormente.


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Figura 1.25: Esquemas de Explotación

Polvorazo de Rampa Auxiliar Polvorazo de Apertura de Banco

Polvorazo de Producción Polvorazo de Producción

Polvorazo de Producción Polvorazo de Producción


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Polvorazo de Cierre de Banco Polvorazo de Rampa de Diseño

Polvorazo de Rampa Auxiliar Polvorazo de Producción

Polvorazo de Cierre de Banco Geometría Final Banco Explotado


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La secuencia antes descrita se repite a lo largo de la explotación de la mina,

variando de acuerdo al número de rampas diseñadas, así como en los bancossuperiores en los cuales al no haber rampas diseñadas, se hace necesario extraer

los materiales mediante rampas provisorias.

En lo referente al plan minero propiamente tal, éste se confeccionó siguiendo los

mismos lineamientos del largo plazo, en cuanto a leyes de corte y con movimientos

de materiales bastante cercanos a éste. Además, se procuró que la topografía al

final del año 2016, fuese aproximadamente la misma que se generaba con el plan

de largo plazo, situación que valida además el programa de producción a partir del

año 2017.

Como se indica en el párrafo precedente, los movimientos de materiales totales son

bastante cercanos a los reportados en el plan de largo plazo, sin embargo, existen

pequeñas diferencias en cuanto a los destinos de estos. Esto se debe a que al

realizar el programa de producción de largo plazo, se trabaja con cubicaciones que

comprenden un banco completo, a diferencia de lo ejecutado en el plan quinquenal,

en el que al cubicar polvorazos, la ponderación de las leyes es distinta, pudiendo

alterar el destino final de estos de acuerdo a las leyes de corte definidas para cada

periodo. Estas diferencias se marcan principalmente en el Lastre y Dump Leaching,

las que en conjunto no superan de todos modos un 0.50 % del movimiento total.

El detalle de la planificación de corto plazo realizada es el siguiente:

Año 2012 y 2013: Trimestral;

Año 2014, 2015 y 2016. Semestral.

El Gráfico 1.8 muestra el resumen del movimiento de materiales del plan quinquenal

de producción, con el detalle de los materiales enviados a cada uno de los destinos

definidos.


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Como se indicaba en los párrafos anteriores, el objetivo principal de este ejercicio

de planificación de corto plazo era validar la viabilidad de ejecutar el programa deproducción de largo plazo generado para el primer quinquenio de explotación de la

mina. De acuerdo a los resultados obtenidos, esto se cumple a cabalidad, pues al

realizar una comparación en ambos planes las diferencias encontradas alcanzan

apenas 1.587 kt de movimiento total para dicho periodo (menor a 1% del total).


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Gráfico 1.8: Plan Quinquenal de Producción Caserones

1er Trim.

2012

2do Trim.

2012

3er Trim.

2012

4to Trim.

2012

1er Trim.

2013

2do Trim.

2013

3er Trim.

2013

4to Trim.

2013

1er Sem.

2014

2do Sem.

2014

1er S

201

Lastre (ktpd) 40 48 45 48 46 62 74 70 116 120 15

a Stock (ktpd) 0 0 0 1 9 9 0 0 0 0 0

Dump (ktpd) 4 8 21 21 57 43 53 41 53 50 44

Conc. ktpd 0 0 0 0 0 0 6 53 99 98 10

Total (ktpd) 43 56 67 70 112 115 134 165 269 268 29

%CuT a Concentradora 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.60 0.65 0.55 0.58 0.5

0

50

100

150

200

250

300

350

Plan Quinquenal Caserones (2012 ‐ 2016)


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1.9.2 Determinación de Equipos

Consecuente con la definición de estudios anteriores, los camiones considerados para

este cálculo corresponden a unidades de 330 tc, los que presentan ventajas

comparativas respecto de unidades de menor capacidad, tanto por su productividad

como en su “performance” en los perfiles mina, principalmente bajando cargado.

Además presentan ventajas respecto de su costo de capital.

Con respecto a las características de los equipos de carguío y para el adecuado match

pala – camión, se han considerado palas de cable de 73 yd3 y una pala hidráulica de56 yd3 de capacidad. Junto con estos equipos, se considera la utilización de

cargadores frontales de 33 yd3.

En relación a los equipos de perforación, se han considerado perforadoras para un

rango de diámetros de perforación desde 9 5/8” a 16” con un pulldown de hasta

141,000 libras.

Adicionalmente a los equipos principales, se incluyen los equipos de movimiento de

tierras y servicios.

Con respecto a los criterios de determinación de equipos, se han utilizado los

conceptos estándares para su cálculo según los indicadores de Disponibilidad,

Utilización, Factor Operacional y Rendimiento. A partir de estos conceptos, se

determinaron los requerimientos de equipos para cumplir con las necesidades del plan

en cuanto al movimiento de materiales, metros a perforar y horas de operación.

Es necesario comentar que en esta ingeniería y en particular para la determinación de

camiones de extracción, se evaluó una alternativa considerando el servicio de terceros

en transporte en los años de máxima exigencia (años 2016 y 2017), lo que permitiría

reducir las adquisiciones versus el gasto adicional por el servicio de terceros. Los

resultados de OPEX y CAPEX, permiten concluir que la alternativa de servicio está


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prácticamente en la indiferencia económica y la decisión final dependerá del mérito

económico y de otros aspectos de tipo operacional o estratégico.

Dado que en el año 2016 se proyecta un importante incremento de la flota de

transporte, será necesario desarrollar con mayor profundidad un análisis sobre la mejor

configuración de la flota de transporte y que considere la integración de variables

económicas, operacionales y estratégicas.

La flota total de equipos mina determinados para el plan se presenta en la Tabla 1.23.


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Tabla 1.23: Flota Equipos

2012 2013 2014 2015 2016 2017 2018 2019 2020 2021 2022 2023 2024 2025 2026 2027 2028 2029 2030

MOVIMIENTO MINA (kth/d) 45 134 279 300 307 308 279 276 278 238 204 204 204 204 204 204 204 204 204

DISTANCIA PROMEDIO TRANSPORTE (km) 3.7 4.3 3.6 3.3 4.3 4.0 4.0 3.6 4.0 3.4 4.3 4.6 4.3 4.4 5.1 4.1 4.5 3.8 3.7

TRANSPORTE

CAMIONES 330 tc 12 12 23 23 28 28 28 28 28 28 28 20 20 20 22 22 22 22 22

CARGUÍO

PALA 73 yd3 1 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2PALA HIDRÁULICA 56 yd3 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1

CARGADOR FRONTAL 33 yd3 1 1 2 3 3 3 3 3 3 3 2 2 1 1 1 1 1 1 1

PERFORACIÓN

PERFORACION PRODUCCION 1 2 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 2 2 2 2 2

PERFORADORA PRECORTE 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1

APOYO

TRACTOR SOBRE ORUGAS 3 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4

TRACTOR SOBRE NEUMATICOS 2 3 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4

TRACTOR SOBRE NEUMATICOS - Tigger

MOTONIVELADORA 2 2 3 3 4 4 4 4 4 4 4 3 3 3 3 3 3 3 3

CAMION REGADOR 2 2 2 2 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3 3

RETROEXCAVADORA 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1

VATIOTRON 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1

CAMA BAJA 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1

CARGADOR FRONTAL DE APOYO 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1

ENROLLA CABLE 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1

CAMIÓN GRUA 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1

CAMION SALERO 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2

CAMIÓN ESTANQUE DISTRIBUIDOR SALMUERA 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1SNOWCAT 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1

BARRE NIEVES 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1

Item Año


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1.10 Gastos Mina

En este capítulo se expone el cálculo de gastos mina, tanto de inversión (CAPEX)

como de operación (OPEX).

1.10.1 CAPEX Mina

Las inversiones necesarias para la operación son estimadas principalmente en base al

modelo de determinación de flota de equipos, al requerimiento de repuestos y

accesorios principales para el comienzo de su operación y al movimiento de materiales

asociado a las obras tempranas del plan.

El detalle de las inversiones en equipos de transporte e incluyendo contingencias 7.5 %

para los equipos mina, 12% para los movimientos de materiales y 10% en las otras

inversiones, se presenta en la Tabla siguiente.

Los valores de equipos corresponden a las entregas para el año 2012, de acuerdo a la

metodología de evaluación de MLCC no se incorporan crecimiento ni escalamiento de

precios


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Tabla 1.24: Inversiones Mina

CAPEX Mina Valor - KUS$

Equipos Mina 432,392

Armado de Equ ipos 7,490

Accesos 91,258

Plataformas 7,335

Prestripping 17,987

TIC 6,819

Monitoreo Geotécnia 1,850

Desarme Túnel 952

Drenaje Mina 3,094

Repuestos Capitalizables 12,979

Operación Invierno 277

Total 582,433Contingencias 49,765

Total con Contingencias 632,198

Total al 2013 259,237

Total actualizado al 2009 361,995


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Tabla 1.25: Inversiones por Período

CAPEX -KUS$ 2010 2011 2012 2013 2014 2015 2016 2017 2018 2019 2020 2021

Equipos Mina 0 0 96,676 35,765 92,469 6,190 25,727 0 0 0 0

Armado de Equipos 0 0 1,906 356 1,510 107 550 0 0 0 0

Accesos 6,807 31,803 7,865 21,586 15,402 7,796 0 0 0 0 0

Plataformas 0 7,335 0 0 0 0 0 0 0 0 0

Prestripping 0 0 17,987 0 0 0 0 0 0 0 0

TIC 0 0 2,536 236 415 369 104 0 304 0 0 30

Monitoreo Geotécnia 0 0 150 0 0 150 0 100 150 0 0 15

Desarme Túnel 0 415 0 537 0 0 0 0 0 0 0

Drenaje Mina 0 0 533 0 0 0 0 0 0 0 2,561

Repuestos Capitalizables 0 0 2,645 1,567 341 90 114 0 0 0 0

Operación Invierno 0 0 277 0 0 0 0 0 0 0 0

Total 6,807 39,553 130,575 60,048 110,136 14,701 26,496 100 454 0 2,561 45

Contingencias 817 4,738 11,158 5,542 9,010 1,471 2,006 10 45 0 256 4

Total con Contingencias 7,623 44,291 141,732 65,590 119,146 16,173 28,502 110 499 0 2,817 49

CAPEX -KUS$ 2026 2027 2028 2029 2030 2031 2032 2033 2034 2035 2036 2037

Equipos Mina 61,147 6,738 745 0 6,190 29,876 9,407 6,036 3,653 4,905 0

Armado de Equipos 1,278 115 107 0 107 295 197 107 33 57 0Accesos 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0

Plataformas 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0

Prestripping 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0

TIC 195 405 17 0 369 101 30 390 0 274 0

Monitoreo Geotécnia 0 250 0 0 150 0 100 150 0 0 150 10

Desarme Túnel 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0

Drenaje Mina 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0

Repuestos Capitalizables 296 0 0 0 90 0 2,327 1,567 0 0 0

Operación Invierno 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0

Total 62,916 7,508 869 0 6,906 30,272 12,061 8,250 3,686 5,236 150 10

Contingencias 4,763 582 68 0 536 2,280 971 674 277 401 15 1

Total con Contingencias 67,679 8,090 937 0 7,442 32,552 13,032 8,925 3,963 5,637 165 11

Total 632,198Total al 2013 259,237

Total actualiza

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