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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 1.5: Periodo 2011 36
Figura 1.6: Periodo 2012-2013 37
Figura 1.7: Periodo 2014 37
Figura 1.8: Periodo 2015 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 1.16: Carga N° 2 44
Figura 1.17: Carga N° 3 44
Figura 1.18: Carga N° 4 44
Figura 1.19: Carga N° 5 44 Figura 1.20: Carga N° 6 44
Figura 1.21: Carga N° 7 45
Figura 1.22: Carga N° 8 45
Figura 1.23: Carga N° 9 45
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 6.6: Carga N° 1 167
Figura 6.7: Carga N° 2 167
Figura 6.8: Carga N° 3 167
Figura 6.9: Carga N° 4 167
Figura 6.10: Carga N° 5 167
Figura 6.11: Carga N° 6 167
Figura 6.12: Carga N° 7 168
Figura 6.13: Carga N° 8 168
Figura 6.14: Carga N° 9 168
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 11.5: 3er Trimestre 2012 227
Figura 11.6: 4to Trimestre 2012 228
Figura 11.7: 1er Trimestre 2013 228
Figura 11.8: 2do Trimestre 2013 229
Figura 11.9: 3er 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 13.4: Caminos Año 2012 266
Figura 13.5: Caminos Año 2013 268
Figura 13.6: Caminos Año 2014 270
Figura 13.7: Caminos Año 2015 272
Figura 13.8: Caminos Año 2017 274
Figura 13.9: Caminos Año 2022 276
Figura 13.10: Caminos Año 2027 277
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 13.6: Cuantificación Caminos Año 2012 266
Tabla 13.7: Cuantificación Caminos Año 2013 268
Tabla 13.8: Caminos Permanentes Año 2013 269
Tabla 13.9: Caminos Temporales Año 2013 269
Tabla 13.10: Cuantificación Caminos Año 2014 270
Tabla 13.11: Caminos Permanentes Año 2014 271
Tabla 13.12: Caminos Temporales Año 2014 271
Tabla 13.13: Cuantificación Caminos Año 2015 272
Tabla 13.14: Caminos Permanentes Año 2015 272
Tabla 13.15: Caminos Temporales Año 2015 273
Tabla 13.16: Resumen Caminos Primer Quinquenio 273
Tabla 13.17: Cuantificación Caminos Año 2017 274
Tabla 13.18: Caminos Permanentes Año 2017 275
Tabla 13.19: Caminos Temporales Año 2017 275 Tabla 13.20: Cuantificación Caminos Año 2022 276
Tabla 13.21: Cuantificación Caminos Año 2027 277
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
Figura 1.5: Periodo 2011
Rutas 2011
PlataformaNorte Plataforma
Este
Stock 01
Stock 02
Rutas 2011
PlataformaNorte Plataforma
Este
Rutas 2011Rutas 2011
PlataformaNorte Plataforma
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
Figura 1.7: Periodo 2014
Rutas 2014Rutas 2014Rutas 2014
Figura 1.8: Periodo 2015
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
Figura 1.22: Carga N° 8
Volumen: 7,130,861 m3; Tonelaje 12,836 kt
Figura 1.23: Carga N° 9
Volumen: 5,132,250 m3; Tonelaje 9,238 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