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• Ricardo Avalos

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UMCL: INDICADORES DE SEGURIDAD (TACSA –TACA : 2007 - 2013) TACSA: Índice de frecuencia con y sin descanso medico TACA: Índice de frecuencia con descanso medico 52.9 50.00 TACA 2007 - 2013

37.9

40.00

TACSA 2007 - 2013

31.4

REF TACA 0.81

30.00 24.08

REF TACSA 3.8

25.3

PROD. *en 100K

19.7 17.87

20.00

17.07

17.96 14.67

12.46 10.00

6.35 2.92

3.25

4.49

6.30

5.79

5.35

5.31 1.38

2.38

3.8 0.81

0.00 2007

2008

2009

2010

2011

2012

2013

UMCL: INDICADORES DE SEGURIDAD (SEVERIDAD : 2007 - 2013) 3000.0 2800.0

2686.9

2600.0

2837.2

2432.8

2400.0 2200.0 2000.0 1800.0 1600.0

1445.7

1400.0 1200.0 1000.0 800.0 600.0 400.0 200.0

194.5

154.7

2007

2008

SEVERIDAD ≤ 115

144.7

0.0 2009

2010

2011

2012

2013

EMPLAZAMIENTO GEOLÓGICO

1.- El deposito de Cerro Lindo pertenece al Grupo Casma del Cretácico (AlbianoCenoniano), este grupo aflora en la parte Occidental del Perú a lo largo de toda la costa. 2.- El Grupo Casma es una serie volcano sedimentario ocupando una cuenca marginal, este grupo constituye un arco volcánico extensivo. 3.- El deposito se encuentra en la formación volcano sedimentario huranguillo, esta formación se encuentra emplazado en la cuenca cañete

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

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

Historia 1.- Cerro Lindo se descubre hace décadas (Cía. BTX 1967) por el afloramiento de Minerales no metálicos como baritina. 2.- Desde el año 1982 a 1987 la Compañía Minera Milpo inicia los trabajos geológicos, descubriendose los cuerpos OB1 y OB2. 3.- En 1,999 se ejecutaron 4,525 mts. de galería subterránea y 35,112 mts de perforación diamantina, descubriéndose en su totalidad el OB5. 4.- en el año 2,002 se realizó el estudio de factibilidad teniendo recursos medidos de 34 MT con 5.2% de Zn, 0.8% de Cu, 36.1 g/t de Ag y 0.28 % de Pb y además con un mineral inferido de 10 MT.

GEOLOGÍA DE CERRO LINDO.

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

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

ANTECEDENTES.

1.- El proyecto minero Cerro Lindo pasa a la fase de construcción luego de haber aprobado los estudios de factibilidad técnica/económica. 2.- La construcción se inicia en enero 2006 y se concluye el 30 de junio 2007. 3.- De inmediato se da inicio a la explotación racional de minerales polimetálicos (Sub Level Stoping). 4.- Minado masivo totalmente mecanizado con relleno en pasta). 5.- En noviembre 2007 se logra alcanzar la capacidad 5k tpd, 6.- Las reservas Prob/Probables, garantizaban una vida económica de 19 años.

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

RECURSOS Y RESERVAS DE MINERALES

1.- Los recursos de minerales del yacimiento Cerro Lindo son la base fundamental para la realización de las estimaciones de reservas de minerales explotables 2.- El nivel de recursos: (medidos + indicados) es de 31.74%, Este puede ser re categorizado a reservas probadas y probables. 3.- Se estima por experiencia en la UMCL, que la mitad de estos recursos puede cambiar de categoría. 4.- Para la evaluación del proyecto de estudio a 15k tpd se han considerado los Recursos y Reservas (al 31 dic 2010). Categoría de Reserva/Recurso Reservas: Probadas +Probables Recursos: Med + Ind Recursos Inferidos Total

VM TMS

(US$/T M)

Zn (%)

Cu (%)

Ag (Oz/ TM)

Pb (%)

Part (%)

32,378,225

49.96

2.19

0.77

0.79

0.24

38.5 7

26,650,216

57.33

2.62

0.84

0.94

0.32

31.7 4

24,924,037

51.41

2.62

0.71

0.61

0.22

29.6 9

0.26

100. 00

83,952,478

52.73

2.45

0.78

0.78

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

Categoría de Reserva/Rec urso Total

TMS

63,495,395

VM (US$/T M)

52.43

Zn (%)

2.40

Cu (%) 0.78

Ag (Oz/T M)

0.80

Pb (%)

Part (%)

0.26

100

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

MODELAMIENTO GEOMECANICO CAJA TECHO E= 9600 Mpa ‫ =ט‬0.3 σ= 96 Mpa RMR: 55

CONTACTO E= 7910 Mpa ‫ =ט‬0.35 σ= 94 Mpa RMR: 39

CAJA PISO E= 9850 Mpa ‫ =ט‬0.38 σ= 100 Mpa RMR: 62

ORE BODY E= 8000 Mpa ‫ =ט‬0.38 σ= 70 Mpa RMR: 54

30m

25m

GA 935

GA 952

GA OB5

GA 965

NV 1850

30m

GA 920

GA 940

60- 65º

GA OB5

NV 1820

Gráfico de Estabilidad

Potvin, 1998 – 175 casos de estudio

Numero de estabilidad (N)

RQD J r J w Q J n J a SRF

Q 

RQD J r Jn Ja

N   Q  A  B  C N  numero _ estabilidad

Numero estabilidad deindex Mathews  : mod QN ified _de tunel _ quality _ factor_ por esfuerzos AA: stress factor

inducidos

factor por orientación de BB : jo int_ orientation _ factor factor _gravitacional CC : gravity factor

fracturas

RQD : rock quality designación Jn : numero de sets

Jr : rogusidad de fracturas Ja : alteración

MODELAMIENTO DE ESFUERZOS Y SECUENCIA DE MINADO

30m

GA 935

GA 952

GA 965

25m

NV 1850

30m GA 920

NV 1820

E= 180 Mpa ‫ =ט‬0.3 σ= 1 Mpa Ф= 30º

SECUENCIA DE RELLENO EN PASTA

30m Cable bolting NV 1850 GA 935

GA 952

Relleno en pasta

GA 965

30m

GA 920 NV 1820

METODO DE MINADO SUB LEVEL STOPING EN UMCL (Secuencia De Minado «Ascendente Secuencial» ) PERFORACION MALLAS DE PRODUCCION, SIMBA M4C

NIVEL 3

A S C E N D E N T E

SECUENCIAL

NIVEL 1

METODO DE MINADO “SUB LEVEL STOPING” (L) = Longitud de tajo 40 m. (W)= Ancho de tajo 12.5 a 20 mts. (H)= Altura de tajo 30 m. RH= Radio Hidráulico desde 4.76 a 6.7

L

H L

W

1.- Las dimensiones de diseño de un tajo contempla rangos que varían desde 12.5 a 20 mts de ancho, 40 mts de largo y de 30 mts de altura. 2.- Las dimensiones son el resultado de un trabajo Geomecanico de prueba y error de seis años, realizado tomando en consideración el factor de seguridad requerido y al cálculo del radio hidráulico

LEYES %

TONELAJE (t.)

INCREMENTO DE PRODUCCION EN UMCL CON CRECIMIENTO ESCALONADO EN EL 2012

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

tpd

2011 2012 2013 2014 2015 2016 2017 2018 2019 2020 2021 2022 2023

8.784k 11.396k 11.760k 15k 15k 15k 15k 15k 15k 15k 15k 15k 15k

Production

Zn

Cu

Ag

Pb

NSR

( tm ) 3,144,512 3,956,750 4,210,000 5,370,000 5,370,000 5,385,000 5,370,000 5,370,000 5,370,000 5,385,000 5,370,000 5,370,000 3,901,432

(%) 3.15 3.04 2.27 2.20 2.20 2.20 2.40 2.40 2.40 2.40 2.40 2.40 2.42

(%) 0.81 0.74 0.78 0.78 0.73 0.78 1.05 0.86 0.72 0.80 0.75 0.69 0.71

(Oz/t) 0.84 0.93 0.82 0.81 0.80 0.82 0.92 0.86 0.76 0.85 0.87 0.59 0.56

(%) 0.34 0.39 0.23 0.24 0.23 0.24 0.25 0.29 0.26 0.28 0.28 0.21 0.20

(US$/TM) 53.74 58.06 51.03 50.36 48.86 50.65 61.61 55.46 50.35 53.47 51.61 48.70 49.14

OB2

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

Nv 1970 Nv 1940 Nv 1910 Nv 1880 Nv 1850 Nv 1820

BLOCK 421

BLOCK 422

Nv 1800 Nv 1770

Nv 1740 Nv 1710

Nv 1680 Nv 1650

BLOCK 454

BLOCK 455

OB5

BLOCK 460

OB6

SUB LEVEL STOPING • -

DEFINICION: Hundimiento por subniveles Mineral y rocas encajonantes competentes Yacimientos verticales con formas y dimensiones regulares - Angulo de buzamiento > 60º - En nuestro caso sub niveles cada 30 metros, el cuerpo mineralizado se divide en tajos de 30m x 20m x 30m (18000 m³ y / o 81000 TM)

PARAMETROS DEL SUB LEVEL STOPING

PARAMETROS

GENERALES

CERRO LINDO

Angulo de buzamiento

> 60º

65º - 70º

RMR cpo. mineralizado

60

50 - 60

RMR roca caja piso

75

60 - 70

RMR roca caja techo

50

40 - 50

• VENTAJAS

• DESVENTAJAS

• METODO MUY ECONOMICO • ALTA PRODUCTIVIDAD • NINGUN CONSUMO DE MADERA • GRAN SEGURIDAD DURANTE LAS PREPARACIONES • BUENA VENTILACION

• MAYOR PREPARACION EN FUNCION A LOS SUB NIVELES • NO ES SELECTIVO • VOLADURA SECUNDARIA FRECUENTE • GRANDES CAVIDADES VACIAS

ESQUEMA MALLA DE PERFORACION SLOT

SECCION (m) : 20 X 2.5 X 27 MALLA (m) : 1 X 1 PERFORACION: TALADROS PARALELOS

PERFORACION RADIAL

PARAMETROS

SIMBA H -1254

1) Malla positiva (m) Ø de broca (mm) Longitud vertical taladro 2) Malla negativa (m) Ø de broca (mm) Longitud vertical taladro 3) Eficiencia: (mts / hr) (mts/mes ) 4) Costo: ( $ / mts) ( $ / tm )

RAPTOR DH

2x2

2x2

64 (2.5”)

64 (2.5”)

17.5

17.5

2.20 x 2.20

2.20 x 2.20

76 (3”)

76 (3”)

10.5

10.5

26

24

11,600

9,500

4.41

4.6

0.52

0.54

PERFORACION RADIAL

PARAMETROS VOLADURA RADIAL Nùmero de taladros

26

Area de secciòn ( m² )

337

Burden

2

Volumen a disparar ( m³ )

680

Densidad del mineral

4.5

Tonelaje a romper

3,060

Factor de potencia ( Kg / tm )

0.20

Anfo : ( kg )

612

: ( Kg / m )

2.35

Total metros perforados

357

Total metros perforados cargados

260

Costo voladura ( $ / Tm)

0.26

Indice de perforaciòn (Tm /m)

8.56

LIMPIEZA, CARGUIO Y TRANSPORTE

Parametros Modelo

Scoops

Volquetes

Cat - R1600G

Cat - R2900G

MB - 4143K

MB - 3335K

Capacidad (m³)

4,8

7,2

20

15

Capacidad (TM)

10

16

35

25

Rendimiento (TM/hr)

90

150 / 210

70

50

Costo ( $/hr)

88,87

118,25

32

21,5

PRODUCCION DE DESMONTE MINA 1.- Provienen de la ejecución de las diferentes labores de avances en exploraciones, desarrollos y labores de infraestructura, que se desarrollan para darle sostenibilidad a la producción de 15k tpd durante la vida económica de la unidad minera. 2.- El desmonte de mina es depositado en botaderos especialmente preparados y aprobados en el estudio de impacto ambiental (quinquenio (2012-2016) + periodo (2017-2023). 3.- En promedio la producción de desmontes de mina por año es de 940,000 tm.

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

Fecha Utilización

Distancia a Mina (km)

Costo Transporte (US$/TM)

Cap. Diseño (m3)

Cap. Remanente a mayo 2013 (m3)

Ampliación de La Capacidad de Diseño

1.- Botadero Km 57

2007

7.5

2.85

1,500,000

0

250,000

2.- Botadero 100

2012

2.2

0.78

1,800,000

900,000

-

3,300,000

900,000

250,000 ¿Viable? – Falta EIA ¿Viable? – Falta EIA Viable – Falta EIA

Total 3.- Botadero 500

5.5

2.15

500,000

4.- Botadero 200

8.5

3.35

350,000

3.3

1.35

2,200,000

5.- Botadero 900

2016

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

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

CANCHA DE RELAVES SECOS 1.- El filtrado y deposicion de relaves en UMCL es una actividad considerada estratégica, debido al impacto que este puede generar en el entorno de las operaciones (15k=1.4k CC+13.6k relave)

2.- Milpo cuenta con dos canchas para la deposición de relaves secos denominadas Pahuaypite 1 y 2, entre ambos suman una capacidad de 20 MM m3 (usado hasta hoy 3.5 MM m3), la deposición es por andenes, 2H:1V ( 26.54 ° de inclinación) 3.- Se utilizan tres filtros de banda, Payloader, camiones, motoniveladora, tractor de orugas, rodillos (95% Proctor Estándar) y cisternas.

4.- A la Planta de Filtrado ingresa relaves con densidad 2,450 Grs/Lt y solidos de 75/82%. 5.- Luego del filtrado de banda sale con una densidad de 3,050 Grs/Lt, y los solidos de 87.5/90% 6.- La humedad varía entre del 10 al 12.5%.

7.- El control del nivel de agua se realiza mediante piezómetros colocados estratégicamente. 8.- Costo de deposición de relaves 2.12 US$/TM. 9.- Dos vasos de contingencias (162k m3)

RELLENO EN PASTA DE TAJEOS MINADOS se considera que solo el 85% de los espacios vacíos dejados por el minado de los tajeos se rellena con Pasta, el 15% es rellenado con relleno proveniente de las labores de avance, se consideran los siguientes parámetros: A) P.E. mineral Insitu=4.55, B) P.E. Relleno =2.9, C) % Relleno Tajeo con pasta = 85 % y D)) Ratio (Ton Cemento/Ton–Relave) = 3 %

Item

Unidades

2012

2013

2014

2015

2016

1.- Producción

TM

3,956,750

5,370,000

5,370,000

5,370,000

5,385,000

2. - Volumen a Rellenar (85%)

M3

739,173

1,003,186

1,003,186

1,003,186

1,003,186

3.- Tonelaje de Relave a Rellenar

TM

2,143,602

2,909,239

2,909,242

2,909,242

2,909,242

4.- Tonelaje de Cemento

TM

64,308

87,277

87,277

87,277

87,277

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

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

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

Slump = 8 “

UCS = 1 Mpa

NECESIDADES DE AGUA PARA LA MINA, PLANTA DE PROCESOS Y OTROS 1.- Actualmente para una operación de producción (minado mas avances) y tratamiento de minerales de 15k tpd, se necesitan 182 m3/Hr 2.- El agua provenientes de la estación desaladora (proceso de osmosis inversa) ubicado en la costa 3.- El agua desalada tiene un recorrido de 62 km en una línea de tubería de 8” de diámetro. 4.- Se tiene una estación de toma de agua de mar, una planta desaladora y tres estaciones de bombeo, en las cuales se tiene instalado equipos con una potencia instalada de 3,200 kw. 5.- El agua del drenaje de mina, el agua del filtrado de relaves y del filtrado de la planta de relleno en pasta, se vuelven a utilizar. 6.- El costo de desalar el agua de mar y transportarlo hasta la UMCL es de 2.54 US$/M3 (Depreciación y costo operativo)

ESTIMACION DE EQUIPOS PARA UNA PRODUCCION DE 15K tpd En las operaciones de minado de la UMCL, los equipos juegan un papel estratégico en el logro de los objetivos de seguridad y producción, los mismos que a su vez conllevan al logro de costos de operación competitivos. 8

7 7

# EQUIPOS CIA.

6 5

4

4

4

4

4

3

3

3

3

2

2

2

2

2

1

1

1

1

1

1

1

1

1 0 Desatador Escaler Series1

4

Jumbos 281 Jumbo 282 2

3

Jumbo E.H.Axera

Simba H1254

Simba M4C

1

3

1

Simba M4C Scooptram ITH R1600G 2

3

Scooptram R1300G 1

Jumbo Jumbos Scooptram Raise Boring Rompedor de Anfo loader Pipe Line Bombas Camiones de Empernador Empernador Motonivelado Scissor Boltec R2900G Robbin 34RH Bancos Mac Lean Mac Lean Putzmeister 35 tm Bolter 77 boltec ra H-140 7

1

4 ITEM

Jumbo 282

EQUIPOS DE TERCEROS

2

1

1 N° EQUIPOS 1

1

1

4

2

OBSERVACIONES Jumbo de dos brazos

Jumbo Electrohidraulico Axera 05

2

Jumbo de un brazo

Raptor 55 Jumbo Empernador Robolt 5 Mixer Normet SEMMCO

1 1 3

Perforación Tipo Top Hammer Coloca pernos de 7 pies en labores Transporta Shotcrete

Normet SEMMCO ALPHA 20

3

Equipo Lanzador de Shotcrete para

Raise Boring

1

Apertura de Chimeneas cara libre (Slots)

Camiones de 35 tm

30

Transporte de mineral y desmonte

4

EQUIPOS ESTRATEGICOS EN LA UMCL

JUMBO SIMBA M4C

1.- El equipo SIMBA M4C (Top Hammer), perfora taladros largos de hasta 45 metros con broca de 3.5” de diámetro. 2.- Equipo con rayos laser para ubicar las secciones de perforación.

JUMBO SIMBA M4C ITH Para mallas radiales Burden Espaciamiento Para mallas de slot Burden Espaciamiento

=2.8m =2.8m =1.5m =1.5m

1.- El equipo de perforación de taladros radiales con martillo de fondo (neumático). 2.- Martillo Fondo COP-34 – (Diámetro 90 /152 mm) 3.- Compresor primario GA-160 (85 psi)

4.- Booster incorporado que eleva la presión del aire hasta 250 psi 5.- Carrusel para 27 barras. 6.- Longitud de barra de 1.8 mts. 7.- Burden de 2.8 metros.

VENTAJAS Y DESVENTAJAS EN LA PERFORACIÓN CON EL SIMBA M4C ITH

1.- Reduce los metros a perforar en un 50% es decir de 500 m. a 250 m. para un ancho de tajo de 20 m. x 30 m. de altura. 2.- El factor de perforación actual se considera 8.5 TM/m. con el equipo ITH se llega a un promedio de 18 TM/m. 3.- El factor de potencia (kg de anfo /TM) con el ITH es 0.21, con los Simbas 1254 actuales es de 0.21. 4.- Desventaja: riesgo de atascamiento de la columna.

5.- Curva de aprendizaje muy lento.

COSTOS Año

Cash Cost (US$/TM)

Observaciones

2007

24.25

Inicio de Operaciones

2008

20.71

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

2009

14.92

Se posterga la ejecución de trabajos prioritarios en mina

2010

17.57

Ejecución de trabajos para el crecimiento (Opex)

2011

19.39

Ejecución de trabajos para el crecimiento (Opex)

2012

28.51

Realizado: Según clasificación de normas IFRS

2013

31.48

Presupuestado para el 2013 : Según clasificación de normas IFRS

Por Centro de Costo

Unidades

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

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

ene-13

feb-13

mar-13

abr-13

may-13

Acumulado A Mayo 13

Presupuesto A mayo 13

1.- Mina (Minado + Avances)

US$/TM

12.98

14.35

14.64

15.06

13.68

14.14

12.7

2.- Planta Procesos

US$/TM

7.87

7.27

6.75

7.4

6.72

7.2

8.44

3.- Mantenimiento

US$/TM

4.61

4.24

4.76

3.82

5.23

4.54

5.86

4.- Administración

US$/TM

1.25

1.99

1.35

1.4

1.37

1.45

2.46

5.- Responsabilidad Social

US$/TM

0.03

0.07

0.08

0.08

0.08

0.07

0.07

6.- Servicios Técnicos

US$/TM

0.43

0.8

0.65

0.49

0.67

0.6

0.63

7.- Geología

US$/TM

0.73

0.85

0.98

1.12

1.01

0.94

1.26

8.- Medio Ambiente

US$/TM

0.35

0.58

0.36

0.55

0.62

0.49

0.63

Total

US$/TM

28.25

30.15

29.57

29.92

29.38

29.43

32.05

FACTORES CLAVES DE ÉXITO EN UMCL 1. – Seguridad Basado en Conductas. 2. – Ubicación Geográfica. 3. – Tipo de Yacimiento Limpio (VMS). 4. – Reservas de Minerales. 5. – Política de Exploraciones (Nuevos Recursos). 6. – Uso de Tecnologías de Punta. 7. – Tamaño de los Equipos. 8. – Escala de Producción.

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

9. – Crecimiento Modular (de 5K paso a 10K y luego a 15K), manejo del riesgo. 10. – Uso del Agua de Mar. 11. – Recirculación del Agua en la Planta de Procesos. 12. – Vertimiento Cero. 13. – Deposición de Relaves Secos. 14. – Cuidado del Medio Ambiente en Forma Sostenible. 15. – Relaciones Comunitarias. 16. – Incorporación de Personas del entorno al Proceso Productivo. 17. – Capacitación de Personas del entorno para otras industrias (hotelería, textiles, etc.) 18. – Gobierno Corporativo. 19. – Contratos de Largo Plazo. 20. – Promedio de edad de los servidores. 21. – Clima Laboral. 22. – Costos Competitivos.

EXITO

CONCLUSIONES •

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

•

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

•

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

•

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

•

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

•

Limites de la mineralización deben ser regulares.

•

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

•

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

•

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

•

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