Informe Reservas 2008 - Mina La Coipa

Compañía Minera Mantos de Oro

Reporte Recursos y Reservas

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31 Diciembre 2007


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Mina La Coipa Reporte Recursos y Reservas Atacama, Chile

Kinross Gold Corporation 52nd Floor, Scotia Plaza 40 King Street West Toronto, Ontario M5H 3Y2

Compañía Minera Mantos De Oro Los Carrera 6651 Copiapó, Chile Tel: 056-02-532400 Fax: 056-02-532400

Diciembre 31 2008

Preparado por:

Andrés Guaringa Vásquez.


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Tabla de Contenidos 1.

Resumen Ejecutivo --------------------------------------------------------------------------------------7

2.

Introducción ---------------------------------------------------------------------------------------------- 20

3.

Ubicación y descripción de las propiedades ---------------------------------------------------- 20

4.

Accesibilidad, Clima, Recursos Locales, e Infraestructura ---------------------------------- 22

5.

Historia ---------------------------------------------------------------------------------------------------- 23

6.

Geología -------------------------------------------------------------------------------------------------- 24 6.1.

Geología regional--------------------------------------------------------------------------------- 25

6.2.

Tipos de depósitos ------------------------------------------------------------------------------- 26

6.3.

Mineralización ------------------------------------------------------------------------------------- 27

6.4.

Exploración----------------------------------------------------------------------------------------- 27

7.

Tratamiento de mineral y pruebas metalúrgicas ----------------------------------------------- 31

8.

Estimación recursos y reservas -------------------------------------------------------------------- 44 Parámetros Técnicos / Económicos --------------------------------------------------------- 44

8.1.

9.

8.1.1.

Costos ----------------------------------------------------------------------------------------- 44

8.1.3.

Precios: --------------------------------------------------------------------------------------- 51

8.1.4.

Leyes de Corte ------------------------------------------------------------------------------ 51

8.1.5.

Parámetros de Diseño -------------------------------------------------------------------- 53

8.1.6.

Flota de equipos MDO -------------------------------------------------------------------- 54

8.1.7.

Cambios de diseño------------------------------------------------------------------------- 54

8.1.8.

Geotecnia------------------------------------------------------------------------------------- 54

Estimación de leyes--------------------------------------------------------------------------------- 59 9.1.

10.

Métodos de interpolación-------------------------------------------------------------------- 59

Recursos y Reservas Oficiales Diciembre 2008 -------------------------------------------- 61

10.1.

Recursos Oficiales Diciembre 2008 ------------------------------------------------------ 61


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10.2.

Reservas Oficiales Diciembre 2008 ------------------------------------------------------ 62

10.3.

Stocks Oficiales Diciembre 2008 ---------------------------------------------------------- 63

11.

Reconciliación ---------------------------------------------------------------------------------------- 65

12.

LOM de las reservas y evaluación economica. --------------------------------------------- 71

13.

Medio ambiente-------------------------------------------------------------------------------------- 75

13.1. Agua ------------------------------------------------------------------------------------------------- 75 13.2. Cierre mina----------------------------------------------------------------------------------------- 76 13.3. Certificación ISO 14001------------------------------------------------------------------------- 77 Anexos ---------------------------------------------------------------------------------------------------------- 78 1.

Resúmenes de reservas por rajos -------------------------------------------------------------- 78

2.

Resúmenes de recursos por rajos -------------------------------------------------------------- 81

3.

Resúmenes de reservas por rajos con 100% de Purén ----------------------------------- 85

4.

Resúmenes de recursos por rajos con 100% de Purén ----------------------------------- 86

5.

Evaluación Económica de los Stock------------------------------------------------------------ 87

6.

Función Beneficio ----------------------------------------------------------------------------------- 92

7.

Certificado de persona calificada-------------------------------------------------------------- 113

8.

Memorándum Oficial Reservas y Recursos Diciembre 2008 -------------------------- 115


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Índice de Tablas Tabla 1: Resumen de Recursos y Reservas oficiales.............................................................7 Tabla 2: Métodos de Interpolación por depósito. ....................................................................9 Tabla 3: Sondajes utilizados a la fecha en la estimación. ......................................................9 Tabla 4: Parámetros Económicos 2008 utilizados en la estimación. .................................. 10 Tabla 5: Costos Promedio 2008. ........................................................................................... 11 Tabla 6: Recuperaciones promedio 2008. ............................................................................ 11 Tabla 7: Razones estéril mineral y ángulos de diseño 2008. ............................................. 12 Tabla 8: Material stock que califica como reservas.............................................................. 14 Tabla 9: Material stock que califica como recursos.............................................................. 15 Tabla 10: Producción Mineral Mina año 2008. ..................................................................... 15 Tabla 11: Persona calificada (QP). ....................................................................................... 16 Tabla 12: Reconciliación de oro 2007 – 2008. ..................................................................... 17 Tabla 13: Reconciliación de plata 2007 – 2008.................................................................... 18 Tabla 14: Resumen de diferencias........................................................................................ 19 Tabla 15: Balance de Reservas. ........................................................................................... 19 Tabla 16; Ubicación geográfica de los yacimientos. ............................................................ 21 Tabla 17; Extensión de las propiedades de Mantos de Oro................................................ 22 Tabla 18: Sondajes profundo. ............................................................................................... 29 Tabla 19: Sondajes delimitación. .......................................................................................... 30 Tabla 20; Objetivos, hectáreas y propiedad de nuevos proyectos...................................... 31 Tabla 21: Recuperaciones promedio 2008........................................................................... 43 Tabla 22: Producción Mineral Mina año 2008. ..................................................................... 43 Tabla 23: Costos Promedio 2008.......................................................................................... 47 Tabla 24: Comparación Costo Mina...................................................................................... 48 Tabla 25: Comparación costo planta. ................................................................................... 50 Reporte Recursos y Reservas

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Tabla 26: Comparación costo venta. .................................................................................... 51 Tabla 27; Parámetros Económicos 2008 utilizados en la estimación. ................................ 51 Tabla 28: Parámetros de diseño. .......................................................................................... 53 Tabla 29: Flota de equipos MDO. ......................................................................................... 54 Tabla 30: Ángulos de diseños 2008...................................................................................... 58 Tabla 31: Métodos de Interpolación por depósito. ............................................................... 59 Tabla 32: Sondajes utilizados a la fecha en la estimación. ................................................. 60 Tabla 33: Recursos Oficiales Diciembre 2008. .................................................................... 61 Tabla 34: Reservas Oficiales Diciembre 2008. .................................................................... 62 Tabla 35 Material que califica como reservas. ..................................................................... 64 Tabla 36; Material que califica como recursos. .................................................................... 64 Tabla 37; Reconciliación de oro 2007 – 2008. ..................................................................... 66 Tabla 38; Reconciliación de plata 2007 – 2008.................................................................... 66 Tabla 39; Comparación de reservas diciembre 2007 y diciembre 2008. ............................ 67 Tabla 40; Resumen de diferencias Producción y balance de reservas. ............................. 68 Tabla 41; Explicación de diferencias..................................................................................... 69 Tabla 42; Resumen de diferencias........................................................................................ 70 Tabla 43; Estrategia Consumo de reservas y recursos. ...................................................... 71 Tabla 44; Reservas totales. ................................................................................................... 78 Tabla 45; Reservas Probadas. .............................................................................................. 79 Tabla 46; Reservas Probables. ............................................................................................. 80 Tabla 47; Recursos Totales................................................................................................... 81 Tabla 48; Recursos Medidos. ................................................................................................ 82 Tabla 49; Recursos Indicados. .............................................................................................. 83 Tabla 50; Recursos Inferidos................................................................................................. 84 Tabla 51; Reservas Totales 100% Purén. ............................................................................ 85 Reporte Recursos y Reservas

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Tabla 52; Recursos Totales 100% Purén. ............................................................................ 86 Tabla 53: de precios y costos para evaluación de Stock..................................................... 88 Tabla 54: Ubicación, capacidad y evaluación de stock como reserva y recursos.............. 89

Índice de Ilustraciones Ilustración 1; Ubicación Mina la Coipa. ................................................................................. 21 Ilustración 2; Geología regional de la Coipa......................................................................... 25 Ilustración 3; Esquemática de las zonas de mineralización. ............................................... 26 Ilustración 4; Diagrama del tratamiento del mineral en la planta MDO............................... 37 Ilustración 5: Nueva fase Brecha Norte 3 (der) a la derecha v/s diseño antiguo Brecha Norte 2 (izq) ............................................................................................................................ 55 Ilustración 6: Cambio de diseño expansión Purén fase 1. Diseño Reservas 2007 (izq), Diseño Reservas 2008 (der).................................................................................................. 55 Ilustración 7: Cambio de diseño Ladera Farellón. ................................................................ 56 Ilustración 8: Cambio de diseño Coipa Norte. Diseño Reservas 2007 (izq) y Diseño Reservas 2008 (der). ............................................................................................................. 56 Ilustración 9: Diseño de Can Can.......................................................................................... 57


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1. Resumen Ejecutivo. El presente documento fue preparado por el QP Andrés Guaringa y entrega el desarrollo y los resultados del reporte de reservas y recursos del ejercicio al 31 de Diciembre 2008 de Compañía Minera Mantos de Oro MDO. Los resultados obtenidos son los siguientes. Las reservas, probadas más probables, calculadas para la Compañía Minera Mantos de Oro al 31 de Diciembre de 2008, son de 17,741 kt de mineral con una ley media de 1.059 gr/t de oro y 59.860 gr/t de plata, lo cual arroja un total de 604.115 kOz de oro contenidas y 34,144.164 kOz de plata contenidas. Los recursos totales, medidos más indicados, calculados al 31 de Diciembre de 2008, son de 40,163 kt con una ley media de 1.107 gr/t de oro y 42.648 gr/t de plata, lo cual arroja un total de 1,429.117 kOz de oro contenidas y 55,070.872 kOz de plata contenidas. Los recursos inferidos, calculados al 31 de Diciembre de 2008, alcanzan a 1,100 kt con un contenido de 20.392 kOz de oro contenidas y 1,850.965 kOz de plata contenidas, dentro de los conos económicos. Respecto a los recursos remanentes (Recursos totales excluyendo las reservas), medidos más indicados, calculados al 31 de Diciembre de 2008, se estiman 22,422 kt, con una ley media de 1.144 gr/t de oro y 29.029 gr/t de plata, lo cual da un total de 825.001 kOz de oro contenidas y 20,926.708 kOz de plata contenidas.

Tabla 1: Resumen de Recursos y Reservas oficiales. Mine:

La Coipa

Resources at $800 Au and $13.00 Ag Reserves at $725 Au and $12.00 Ag

at December 31, 2008 MINERAL RESOURCES Description

Tonnes (000's)

Au Grade Contained Au Contained Au (g/t) Ounces kg

Ag Grade (g/t)

Contained Ag Contained Ag Ounces kg

Measured

28,559

1.093

1,003,746

31,220

42.624

39,138,087

1,217,330

Indicated

11,604

1.140

425,371

13,231

42.707

15,932,786

495,565

Total Measured & Indicated

40,163

1.107

1,429,117

44,450

42.648

55,070,872

1,712,895

1,100

0.576

20,392

634

52.316

1,850,965

57,571

Inferred


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ORE RESERVES Description

Tonnes (000's)

Proven Probable Total Reserves


Ag Grade (g/t)


14,172

1.088

495,808

15,421

54.424

24,797,073

771,275

3,570

0.944

108,308

3,369

81.441

9,347,090

290,727

17,741

1.059

604,115

18,790

59.860

34,144,164

1,062,002

Estimated Average Metallurgical Recovery of Ore Reserve

RecAu

75.92

RecAg

56.31

REMAINING RESOURCE (excluding Reserves) Description

Tonnes (000's)


Ag Grade (g/t)


Measured

14,388

1.098

507,939

15,799

31.002

14,341,013

446,055

Indicated

8,034

1.227

317,063

9,862

25.496

6,585,695

204,838

22,422

1.144

825,001

25,660

29.029

20,926,708

650,893

1,100

0.576

20,392

634

52.316

1,850,965

57,571

Total Measured & Indicated Inferred

Para el cálculo de las reservar y los recursos se tomaron algunos supuestos y condiciones tales como: Tanto para las reservas como para los recursos se toma el 100% del tonelaje de los rajos Coipa Norte (CN), Brecha Norte (BN), Can Can (CC) y Ladera Farellón (LF), para el caso de Purén (PU) se toma solo el 65% del tonelaje, esto ya que solo el 65% corresponde a MDO y el resto 35% corresponde a Codelco. Para el cálculo de las reservas y recursos de los rajos Ladera Farellón y Can Can se utilizan los mismos modelos de bloques del año 2007 ya que no hay actualizaciones de éstos. Para Coipa Norte, Brecha Norte y Purén los modelos de Bloques fueron actualizados durante el año 2008. La actualización de estos modelos consistió en agregar información y ocupar el mismo estudio geoestadístico del último modelamiento de cada uno de los depósitos ocupados el año 2007.

Métodos de interpolación. La Tabla 2 se muestra los distintos métodos de interpolación utilizados en cada uno de los depósitos.


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Tabla 2: Métodos de Interpolación por depósito.

Depósito:

Interpolación: (1).- Oro y Plata, Kriging de Indicadores.

Ladera Farellón LF

(2).- Cobre, Kriging Ordinario. (3).- Mercurio, Inverso de la distancia al cuadrado.

Can Can CC

Coipa Norte CN

Brecha Norte BN

Purén PU

(1).- Oro y Plata, Kriging de Indicadores. (1).- Oro y Plata, Kriging Ordinario. (2).- RecAg, Consumo NaCN y Cal, Inverso de la distancia al cuadrado. (1).- Oro y Plata, Kriging Ordinario. (2).- Cobre, Kriging Ordinario (1).- Oro, Plata, Cobre y Zinc, Kriging Ordinario. (2).- RecAu, RecAg, Consumo Cal y Cianuro, Inverso de la distancia al cuadrado.

Los modelos de bloques de cada depósito fueron calculados con las base de datos aportados por las campañas de sondajes que muestra la tabla 3.

Tabla 3: Sondajes utilizados a la fecha en la estimación. Modelo Rec/Res Dic 2008 Sondaje Tipo RC Coipa Norte DDH RC Brecha Norte DDH RC Ladera Farellón DDH RC Can Can DDH RC Purén DDH RC Total DDH RC y DDH Mina


Total (mts) 83,152 6,308 74,431 13,713 13,388 267 53,124 2,610 224,095 22,898 246,993

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Para las reservas de los rajos Can Can y Purén Fase 3, se mantienen los diseños de Pit Final utilizados el año 2007, para el caso de la expansión de fase 1 de Purén se diseñó un nuevo rajo para lograr extraer el fondo y solucionar problema geomecánico, la fase 2 de Purén desaparece al evaluar económicamente arroja un VAN negativo, Coipa Norte se diseña Pit Final considerando solución a inestabilidad geomecánica, para Ladera Farellón se corrieron conos considerando los nuevos precios y costos y el resultado arrojo un cono económico menor al considerado el año pasado, por último para Brecha Norte se corrieron conos con nuevos precios, costos y modelo de bloques y en este caso flota nueva expansión la cual es evaluada económicamente y arroja un VAN positivo. Todos los diseños utilizados para las reservas son operativos, en estos se incluyen las rampas de acceso los desarrollos necesarios para la explotación de dichos depósitos. El cálculo de los recursos se realizó corriendo un cono económico, usando los mismos criterios geotécnicos de las reservas, solo se cambian los precios de los metales y los costos calculados para los recursos. Los recursos totales será el mineral contenido dentro este cono resultante, este cono no tiene un diseño operativo, por lo que no se incluyen rampas de accesos ni desarrollos. Para el cálculo de las reservas y recursos se usaron los precios de metales recomendados por Kinross Gold Corporation, según la tabla 4.

Tabla 4: Parámetros Económicos 2008 utilizados en la estimación.

Precio del oro ($/oz) Precio de la plata ($/oz) Tipo de cambio (En relación al US$) Precio de Petroleo (USD/bbl WTI)

Recursos

Reservas

800 13 515 90

725 12 515 100

Se calcularon costos operacionales por cada uno de los rajos considerando las diferencias de distancias, diferencias en parámetros de procesos, parámetros de consumos. Los costos resultantes se resumen en la tabla 5.


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Tabla 5: Costos Promedio 2008. Costos Promedio Año 2008 Reservas Mina Mineral Mina Esteril Planta G&A Venta de Oro Venta de Plata Costos Ventas/Ton.Prod. Fee Riesgo Fee de Capital Planta Fee Administración

Unidad us$/tonnes us$/tonnes us$/tonnes us$/tonnes us$/oz us$/oz us$/tonnes us$/oz us$/oz us$/oz

CN 2.25 1.55 10.09 2.90 0.353 0.281

Mina Mineral Mina Esteril Planta G&A Venta de Oro Venta de Plata Costos Ventas/Ton.Prod. Fee Riesgo Fee de Capital Planta Fee Administración


CN 2.35 1.60 10.09 2.90 0.353 0.281

BN 2.17 1.46 9.71 2.90 0.353 0.281

CC 1.85 1.41 9.71 2.90 0.353 0.281

LF 1.53 1.87 9.71 2.90 0.353 0.281

PU1 3.11 1.73 17.19 2.89 0.353 0.281

PU2 3.11 1.73 13.31 2.89 0.353 0.281

PU3 3.11 1.73 15.10 2.89 0.353 0.281

2.68

2.68

2.68

PU1 3.11 1.73 17.19 2.89 0.353 0.281

PU2 3.11 1.73 13.31 2.89 0.353 0.281

PU3 3.11 1.73 15.10 2.89 0.353 0.281

2.68

2.68

2.68

Stock 1.86 10.09 2.90 0.353 0.281

Stock PU 2.69 0 19.97 2.89 0.353 0.281

2.68

Costos Promedio Año 2008 Recursos BN 2.26 1.50 9.71 2.90 0.353 0.281

CC 1.93 1.46 9.71 2.90 0.353 0.281

LF 1.58 1.95 9.71 2.90 0.353 0.281

Stock 1.94

Stock PU 2.69

10.09 2.90 0.353 0.281

19.97 2.89 0.353 0.281

2.68

Las recuperaciones metalúrgicas promedio por rajo se muestran en la tabla 6. Las recuperaciones mostradas son el resultado de castigar en 1.5 % los promedios ponderados entregados por el modelo de bloques, este castigo se debe al efecto de la eficiencia de lavado de la planta.

Tabla 6: Recuperaciones promedio 2008.

Recovery (%)

Coipa Norte Can Can Ladera Farellón Brecha Norte Stockpiles Purén Teterita

Reservas Au Ag 80.24 60.37 76.97 38.21 85.98 72.26 58.61 62.96 75.76 64.52 61.69 52.49 -

Recursos Au Ag 80.11 57.82 76.88 39.73 82.33 70.18 60.92 64.28 67.66 59.92 72.03 49.97 59.75

Las Razones de Estéril Mineral y los ángulos de diseños se presentan en la tabla 7.


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Tabla 7: Razones estéril mineral y ángulos de diseño 2008.

Ladera Farellón Coipa Norte Brecha Norte Purén F1 Purén F2 Purén F3 Can Can

Mineral Ktonnes 2,518.05 5,029.51 2628.65 407.42 1,009.24 2,393.83

Razón Esteril Esteril Mineral Ktonnes North 9,170.03 3.64 51 6,640.86 1.32 39 10599.91 4.03 41 7,629.91 18.73 45 45 12,592.02 12.48 47 19,889.09 8.31

South 40 32 46 41 47 43

Pit Wall Stopes East West Overall slope 54 52 41 42 44 33 47 45 48 45 47 45 43

Leyes de Corte: Las nuevas leyes de corte están

definidas en base a una función de

BENEFICIO. Todas las reservas y los recursos han sido calculados para un beneficio mínimo de 0.0 US$/t. El beneficio económico se manifiesta a través de la diferencia en los costos de explotación en cada rajo respectivo. Para las reservas, este beneficio es calculado con los precios de Au 725 US$/Oz y Ag 12.0 US$/Oz, en tanto para los recursos el beneficio se calcula con los precios de Au 800 US$/Oz y Ag 13.0 US$/Oz.. Para el presente cálculo de las reservas y recursos se ha modificado la función beneficio, para hacer este cambio se tomó en cuenta la recomendación de nuestra última auditoría SWRPA y la asesoría solicitada a NCL (Empresa con alta experiencia en evaluaciones mineras en Chile), se anexa estudio de NCL. Hasta el año pasado se utilizaba la función beneficio considerando el costo mina, política conservadora de administraciones anteriores, creemos que en las condiciones actuales de nuestra vida como proyecto es correcto cambiar la función. El no considerar el costo mina en la función beneficio, el resultado es que adiciona minerales marginales a las reservas. El desarrollo es el siguiente:

⎛ PAg − CVtaAg ⎛ P − C vtaAu ⎞ Ingreso = ⎜ Au ⎟ * L Au * REC Au + ⎜⎜ ⎝ 31.10346 ⎠ ⎝ 31.10346

⎞ ⎟ *L Ag *REC Ag ⎟ ⎠

REC Au & REC Ag = Recuperación de Oro y de Plata

L Au & L Ag =Ley de Oro y de Plata (gr/ton)


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PAu & P Ag = Precio de Oro y de Plata (usd/oz troy) C vtaAu &C vtaAg = Costo de venta de oro y de plata (usd/oz troy)

(

Costo = C m min eral − C m esteril + C proceso + C g & a + C sustK C mmin eral

)

= Costo de mover 1 ton de mineral a Chancado primario (usd/ton procesada)

C mesteril = Costo de mover 1 ton de material al botadero (usd/ton movida) C proceso

= Costo de procesar 1 ton de mineral en planta de beneficio (usd/ton procesada)

C g & a = Costo de administrar 1 ton de mineral (usd/ton procesada)

C sustK = Costo de repuestos de capital

de mina y de planta (usd/ ton procesada) Este costo

se incluyó dentro del costo mina y de proceso respectivamente.

Beneficio = Ingreso − Costo

Stockpiles: Desde los comienzos de la explotación de los depósitos pertenecientes a la Compañía Minera Mantos de Oro, se han depositado materiales en diferentes sectores de la propiedad, estos material fueron clasificados según una ley de corte anual, ya sea operacional o crítica, según corresponda, de los cuales se obtuvieron los materiales denominados stock mineral, Adicionalmente a esto también se acopiaron materiales que se encontraban bajo la ley de corte critica y fueron clasificados en dos categoría como stocks baja ley y stocks marginales, durante los últimos año se han acopiado minerales denominados stock de remanejos, estos son minerales con beneficio sobre cero, pero que no son directamente alimentados a planta por una necesidad operacional ya sea por que deben ser mezclados para mejorar su procesamiento en planta, generalmente por problemas de filtrado, o por que se debe priorizar el desarrollo de la mina, en definitiva tenemos 4 tipos de materiales acopiados, los stock de mineral, los stock baja ley, los stock marginales y el stock de remanejo.


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A lo anterior se deben agregar 1,000,000 toneladas aproximadas de un material acopiado desde Purén que el año pasado fue clasificado como estéril, ya que era considerado intratable por nuestra planta debido a problemas de filtrado, a este material se le hicieron diferente pruebas para optimizar su procesamiento dentro de estas se probaron diferentes mezclas con materiales de Coipa Norte y/o de otros stocks además, se hicieron pruebas con planta clasificadora, la cual tiene como objeto separar el material mas grueso para ser enviado a planta ya que este tendría mejor comportamiento en filtrado que el material mas fino, de esta forma podríamos recuperar de este material acopiado un 30% aproximado, dato conseguido en las pruebas con planta clasificadora. A estos materiales se les realizo un estudio técnico económica con el fin de analizar la factibilidad de ser categorizados dentro de reservas o recursos, para esto se definieron costos operacionales y factibilidad de extracción, el resultado de este ejercicio se muestra en las tablas Tabla 8, Tabla 9. En informe de “Estudio de Stockpiles de Marginales y Baja Ley” se muestra el respaldo de los datos de leyes y recuperaciones metalúrgicas obtenidos el 2008, para esta caracterización se utilizó campaña de sondajes realizada en botaderos de materiales marginales y baja ley, con los datos obtenidos en este estudio se pudo hacer evaluación económica del proceso de estos materiales y el resultado fue la inclusión de mas de 2,640,895 de toneladas de mineral a las reservas desde estos materiales de baja ley. Tabla 8: Material stock que califica como reservas.

FASE Stocks CN STK-SP18 Stocks LF STK-SP-B Remanejo CN STK CHCN STK CHOB-2 STK-CHCN-1 STK-CHCN-3 STK-CHCN-13 STK-CHCN-14 STK CHLM STK CHLB Stocks PU STK-PU-03 (*) Stocks MAR MAR-2 TOTAL

RAJO

RESERVAS 2008 Remane. Au Ag [ton] [g/t] [g/t]

RecAu [%]

RecAg [%]

OzAu Recup. [Oz]

OzAg Recup. [Oz]

CN

177.889

0.61

40.92

78.77

59.65

2,748

139,600

LF

40.150

0.85

41.77

70.32

68.67

772

37,026

LF LF CN CN CN CN CN CN

3.283 46.400 96.201 77.834 81.603 286.174 54.068 22.747

1.23 0.51 0.52 1.79 1.96 0.80 0.70 0.49

55.84 26.00 41.61 59.29 66.97 43.85 32.56 37.26

76.37 71.70 73.44 80.76 78.65 71.74 72.61 78.13

62.91 64.70 60.17 65.25 58.44 64.78 52.20 63.94

99 546 1,181 3,618 4,044 5,280 884 280

3,708 25,095 77,437 96,810 102,680 261,355 29,545 17,423

PU

227.500

1.12 236.96

53.45

57.66

4,379

999,360

LF

2640.895 3,754.74

0.64 0.73

80.95 76.91

72.84 65.50

43,988 67,818

1,774,363 3,564,403


28.69 45.08

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STK-PU-03 en informe del año 2007 fue considerado totalmente como estéril ya que no se podía procesar por nuestra planta por sus bajas tasas de filtrado, con nuevas pruebas de mezclas y planta clasificadora se podrán recuperar 350,000 toneladas de mineral.

Tabla 9: Material stock que califica como recursos.

FASE

RECURSOS 2008 Remane. Au Ag [Kton] [g/t] [g/t]

RAJO

Stocks LF STK-SP1 Stocks MAR MAR-1 TOTAL

RecAu [%]

RecAg [%]

OzAu Recup. [Oz]

OzAg Recup. [Oz]

LF

82.87

0.73

54.80

72.40

72.00

1,408

105,123

LF

4,307.01 4,389.88

0.56 0.56

33.49 33.89

59.24 59.56

55.00 55.52

45,938 47,346

2,550,611 2,655,734

Producción: Durante el año 2008 se procesaron minerales provenientes de Coipa Norte, una pequeña cantidad de Purén y materiales de baja ley estoqueados años anteriores, una cantidad considerable de estos materiales de baja ley no estaban considerados como recursos ni como reservas, sin embargo, fueron procesados aprovechando los altos precios de los metales. La tabla 10 muestra el material procesado y los finos de oro y plata procesados.

Tabla 10: Producción Mineral Mina año 2008. Kton CN PU Total Mina Remanejo CN Remanejo PU Stocks Largo Plazo Marginales Total Stock

Interior mina

Total

Au gr/ton

938 7 945 881 323 287 2,530 4,021

4,966

1.76 1.58 1.76 1.74 1.36 0.48 0.58 0.89

1.06

Ag gr/ton 58.16 262.82 59.61 53.16 278.24 69.28 34.57 60.69

60.49

RecAu % 78.87 79.17 78.87 78.40 69.88 74.99 74.06 75.44

76.53

RecAg % 59.03 69.50 59.35 59.92 66.01 63.03 68.43 65.47

64.32

Fino Au Rec Oz Kg

Oz

Fino Ag Rec Kg

41,896 270 42,166 38,583

1,303,110 8,391 1,311,501 1,200,067

1,035,670 39,491 1,075,161 901,964

32,212,955 1,228,303 33,441,258 28,054,224

3,331 35,117 86,893

103,617 1,092,249 2,702,664

403,267 1,924,147 5,136,443

12,543,018 59,847,711 159,761,348

129,058

4,014,165

6,211,603

193,202,606

Esta considerado solo el 65% de Purén.


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Persona Calificada (QP) La persona calificada que preparo este informe es Andrés Guaringa Vásquez y es Ingeniero Senior del Departamento de Ingeniería de Planificación de Largo Plazo de la Gerencia de Mina de la Compañía Minera Mantos de Oro, la información de forma resumida se presenta en la tabla 11.

Tabla 11: Persona calificada (QP).

Nombre de la persona calificada

Andrés Guaringa Vasquez

Persona calificada para recursos y o reservas

Recursos y Reservas

Título de la persona calificada

Ingeniero Senior de Reservas y Recursos.

Grado obtenido

1988 Ingeniero Civil en Minas

Miembro de

The AusIMM

Años de experiencia totales

20

Es relevante la experiencia para el deposito

Yes


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Reconciliación: A continuación en las tablas 12 y 13 se muestran las diferencias de las reservas del año 2007 con respecto al año 2008. Tabla 12: Reconciliación de oro 2007 – 2008. Property: Date: QP:

Classification Proven Probable Stockpile Subtotal Measured Indicated Subtotal Inferred Other Subtotal TOTAL

MDO - La Coipa 14-01-2008 Andres Guaringa Opening Balance Tonnes Grade (000's) (Au g/t) 11,975.9 1.49 6,450.0 1.33 1,376.1 0.82 19,802.0 1.39 10,677.1 0.84 6,196.3 1.05 16,873.4 0.92 545.4 0.99 545.4 0.99 37,220.7 1.17

Ounces (000's) 574.5 275.0 36.2 885.7 289.4 208.4 497.8 17.3 17.3 1,400.8

Production Depletion Tonnes Grade Ounces (000's) (Au g/t) (000's) (945.1) 1.76 (53.5) (4,020.7) (4,965.8)

-

(4,965.8)


0.89 1.06

-

1.06

(115.2) (168.6)

-

(168.6)

Exploration Change Tonnes Grade Ounces (000's) (Au g/t) (000's) -

Engineering Change Tonnes Grade Ounces (000's) (Au g/t) (000's) (613.8) 5.75 (113.39) (2,880.3) 1.80 (166.68) 6,399.4 0.81 167.1 2,905.3 (1.21) (112.9) 3,710.7 1.83 218.5 1,837.9 1.84 108.6 5,548.5 1.83 327.2 555.1 0.17 3.1 555.1 9,009.0

0.17 0.75

3.1 217.3

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Closing Balance Tonnes Grade Ounces (000's) (Au g/t) (000's) 10,416.9 1.22 407.6 3,569.8 0.94 108.3 3,754.7 0.73 88.2 17,741.4 1.06 604.1 14,387.8 1.10 507.9 8,034.2 1.23 317.1 22,421.9 1.14 825.0 1,100.5 0.58 20.4 1,100.5 0.58 20.4 41,263.8 1.09 1,449.5


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Tabla 13: Reconciliación de plata 2007 – 2008. Property: Date: QP:

MDO - Coipa 14-01-2008 Andres Guaringa


Opening Balance Tonnes Grade (000's) (Ag g/t) 11,975.9 51.38 6,450.0 61.80 1,376.1 94.98 19,802.0 57.81 10,677.1 35.21 6,196.3 24.61 16,873.4 31.32 545.4 35.57 545.4 35.57 37,220.7 45.47

Ounces (000's) 19,784.5 12,814.9 4,202.3 36,801.7 12,087.5 4,902.2 16,989.7 623.6 623.6 54,415.0

Production Depletion Tonnes Grade Ounces (000's) (Ag g/t) (000's) (945.1) 59.61 (1,811.4) (4,020.7) (4,965.8)

-

(4,965.8)

60.69 60.49

-

60.49

(7,845.7) (9,657.1)

-

(9,657.1)

Exploration Change Tonnes Grade Ounces (000's) (Ag g/t) (000's) -

Engineering Change Tonnes Grade Ounces (000's) (Ag g/t) (000's) (613.8) (70.03) 1,382.06 (2,880.3) 37.45 (3,467.83) 6,399.4 44.16 9,085.3 2,905.3 74.93 6,999.5 3,710.7 1.83 2,253.5 1,837.9 28.49 1,683.4 5,548.5 22.07 3,937.0 555.1 68.77 1,227.3 555.1 9,009.0

68.77 42.00

1,227.3 12,163.8

Closing Balance Tonnes Grade Ounces (000's) (Ag g/t) (000's) 10,416.9 57.79 19,355.2 3,569.8 81.44 9,347.1 3,754.7 45.08 5,441.9 17,741.4 59.86 34,144.1 14,387.8 31.00 14,341.0 8,034.2 25.50 6,585.7 22,421.9 29.03 20,926.7 1,100.5 52.32 1,851.0 1,100.5 52.32 1,851.0 41,263.8 42.91 56,921.8

La tabla 14 presenta el resumen de diferencias según los distintos motivos de los cambios y la tabla 15 presenta el balance final de reservas para el año 2008.


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Tabla 14: Resumen de diferencias. Kton.

OzAu (000)

OzAg (000)

Oz AuEq(000)

60.42 Efecto: PRODUCCIÓN 2008 PRODUCCIÓN DE STOCKS CAMBIO DE STOCKS A RESERVAS CAMBIO DISENO CAMBIO MODELO DE BLOQUES CAMBIO DE PRECIOS CAMBIO DE COSTOS CAMBIO RESTRICCION TPH CAMBIO DE METODOLOGIA

-1,991 -490 2,868 -4,161 668 2,303 -2,340 -102 1,184

-111 -11 63 -270 34 35 -35 -4 18

-4,716 -2,930 4,169 -2,854 2,649 2,796 -2,698 -459 1,384

-189 -59 132 -318 77 81 -80 -11 41

-2,061

-282

-2,657

-326

Tabla 15: Balance de Reservas. kt

Au Oz

Ag Oz

AuEq Oz 60.41

Total Diferencia

-2,061

-281,673

-2,657,427

Producción Período

4,966

168,645

9,657,079

Total Balance Reservas

2,905

-113,028

6,999,653


-325,658 - Diferencia entre 31/12/07 y 31/12/08 328,487 - Consumidas entre 31/12/07 y 31/12/08 2,829

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2. Introducción. El presente informe es la declaración oficial de la Compañía Minera Mantos de Oro (MDO) sobre sus recursos y reservas al 31 de Diciembre del 2008, se presenta toda la información pertinente y relevante a esta declaración pública, revisada y actualizada a la fecha, se muestran todas las consideraciones y bases de cálculos, fue preparado con la cooperación y apoyo técnico de diferentes profesionales de Mantos de Oro, especialistas en los diferentes temas que se presentan. Este informe tiene los alineamientos y estándares de Kinross Gold Corporation.

Profesional

Area

Gustavo Pezoa Cristobal Mimica Cristian Gonzalez Rodrigo Alvarez de Araya Juan Carlos Sepulveda Juan Navea Julio Acosta Jose Luis Illanes Guillermo Olivares

Propiedad Minera, Kinross Minera Limitada Ingeniero de Planificacion de Largo Plazo, MDO Ingeniero de Planificación de Largo Plazo, MDO Ingeniero Geomecánica, MDO Jefe Depto. Quimico Metalurgico, MDO Anaslista de Planificación, Kinross Servicios Limitada Jefe Depto. Medio Ambiente, MDO Gerente de Exploracion y Desarrollo, MDO Jefe Depto. Planificación Corto Plazo, MDO

Guillermo Montenegro

Geologo Producción, MDO

3. Ubicación y descripción de las propiedades. La mina la Coipa se encuentra localizada en la tercera región de Atacama en el Norte de Chile, ver Ilustración 1, aproximadamente a 1000 kilómetros de Santiago y a 140 kilómetros de la ciudad de Copiapó. La Ubicación aproximadamente es 69°16´00´W y 26°50´00´S.


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Ilustración 1; Ubicación Mina la Coipa.

Esta mina es operada actualmente por la Compañía Minera Mantos de Oro, y su dueño actual es Kinross Gold Corporation en un 100%. La operación consiste en 5 depósitos Ladera Farellón, Coipa Norte, Brecha Norte, Can Can, y Purén, además la compañía se encuentra explorando en el sector. La ubicación de estos depósitos se detalla en la tabla 16.

Tabla 16; Ubicación geográfica de los yacimientos.

La mina La Coipa está compuesta por varias concesiones, siendo algunas de las principales: Indagua, Marta, Escondida, Candelaria, Eduardo y Chimberos.


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Para mayor detalle podemos ver en la tabla 17 las concesiones, tanto de explotación y de exploración de MDO, incluyendo las propiedades de estas y su número de hectáreas.

Tabla 17; Extensión de las propiedades de Mantos de Oro. Tipo MDO Exploración, 100% MDO Total Exploración MDO Explotacion, 100% MDO Explotación Sociedad Contractual Minera Maricunga 75% MDO, 25% Juan Carlos Ortiz Ferrer Explotación Sociedad Contractual Minera Puren 65% MDO, 35% Codelco. Explotación Sociedad Legal Minera Escondida, 99% MDO, 1% Kinross. Total Explotación

Hectareas 20,800 20,800 23,695 2,053 4,423 735 30,906

4. Accesibilidad, Clima, Recursos Locales, e Infraestructura.

Los accesos más cercanos a la mina La Coipa son por el camino internacional hasta Copiapó, los primeros 30 kilómetros son de pavimento, el resto del camino es tierra compactada de buena calidad, el camino es mantenido buenas condiciones, para circular a una velocidad prudente. Copiapó tiene diariamente vuelos en avión a Santiago, el puerto más cercano es Caldera a 80 kilómetros de Copiapó, además la mina se encuentra conectada al sistema interconectado central de energía. La mina se ubica en la cordillera de Domeyko a una altura entre 3800 a 4400 metros, la planta se encuentra ubicada a 3815 metros, en la actualidad y en el futuro la operación estará entre los 3950 y 4390 metros. El clima es considerado pre Árido Mediterráneo contemplando temperaturas bajas vientos fuertes y algo de nieve en invierno. Considerando las adversidades climáticas la operación minera es continua durante todo el año. Los rangos de temperatura fluctúan entre los 25° Celsius y los -10° Celsius. El agua es escasa en esta zona, se obtiene desde el salar Reporte Recursos y Reservas

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de Maricunga y es suficiente para el uso industrial, para esto se utiliza un ducto de 40 kilómetros de largo. La vegetación es escasa y se encuentra localizada en algunos sectores llamados bofedales.

5. Historia. Desde principios del siglo XX se conocía La Coipa como potencial yacimiento de metales preciosos. A pesar de ello, no se registró en la zona, por largo tiempo, actividades relevantes de exploración y explotación minera. Sólo en los últimos dos decenios se inició una exploración en la alta cordillera del Norte de Chile. Entre los años 1980 al 85 varios depósitos de minerales de importancia fueron descubiertos, constituyéndose La Coipa en el más sobresaliente de ellos.

La información escrita mas reciente acerca La Coipa es de cuando se realizo la prospección de metales en esta zona hace aproximadamente un siglo atrás, cuando era una pequeña faena subterránea de cobre-plata la operación se ubicaba a dos kilómetros al sureste de la operación actual, en esa época los recursos eran explotados esporádicamente, la Coipa no tuvo ninguna atención por parte de los geólogos de exploración hasta los años setenta. En el año 1989 se formo la Compañía Minera Mantos de Oro la cual comienza a explotar la mina La Coipa a un nivel de proceso de 1000 toneladas por día. En octubre de 1991 comenzó a operar con 15000 toneladas por día, con el yacimiento Ladera Farellón, posteriormente es agregado el rajo Coipa Norte a la explotación en el año 1995, posteriormente el rajo Farellón Bajo es incluido a la explotación y fue explotado hasta el 2004 el yacimiento de Plata de Chimberos, que fue explotado entre los años 1998 y 1999, se ubica en la comuna de Diego de Almagro, provincia de Chañaral, Región de Atacama, a 40 km. al noreste de la mina La Coipa. El yacimiento fue adquirido por la empresa en 1994. Este proyecto le permitió a la empresa ubicarse, como la mayor productora de plata del mundo. Las faenas de extracción comenzaron en julio de 1998 y culminaron en septiembre de 1999. El mineral se trasportaba en un trayecto de 40 Km. para alimentar la planta ubicada en la mina La Coipa. En el año 1999 la compañía adquiere el deposito Can Can el cual aun no ha sido explotado. En el tercer trimestre del 1999 fue retomada la producción de La Coipa reiniciándose la extracción del yacimiento Coipa Norte, en el 2003 se comenzó la explotación


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de Brecha Norte terminando la segunda etapa en el año 2005, en el presente año se retomará una tercera etapa, fase 3 de este deposito. En el año 2001 se suscribe acuerdo entre CODELCO y MDO para realizar la exploración en el sector de Purén, en el año 2002 CODELCO y MDO suscriben un contrato de exploración y explotación con CODELCO, actualmente MDO se encuentra explorando y explotando el sector de Purén.

6. Geología. La mineralización epitermal de oro y plata de La Coipa ocurrió en el Mioceno y su roca huésped

corresponde tanto a sedimentos Triásicos de la Formación Estratos del Mono,

compuesta principalmente por lutitas negras con intercalaciones de areniscas feldespáticas, como a rocas volcánicas terciarias del Complejo Volcánico La Coipa formado, en parte, por una extensa secuencia de rocas piroclásticas (tefras, tobas, brechas etc.), las que se encuentran separadas por una discordancia de erosión. Además, en el área, se reconocen una serie de cuerpos intrusivos tipo Domo extrusivos y Plugs, de composición dacítica, que afloran en una franja de orientación NNW-SSE con un claro control estructural. Dataciones realizadas en estas rocas arrojan edades de 23 a 21 Ma, y aunque no se han reconocido relaciones espaciales entre estos cuerpos intrusivos y la secuencia piroclástica que hospeda la mineralización, sus edades son similares y es probable que hayan jugado un papel importante en el evento de alteración-mineralización reconocido en el distrito en rocas dacíticas, volcánicas y Triásicas correspondientes a las rocas sedimentarias de los estratos de la formación el Mono. El depósito se encuentra al noreste de la falla de Maricunga en el cual se alojaron metales preciosos al igual que los yacimientos Cerro Casale, Refugio, Marte y el Hueso. La forma de alteración y mineralización tiene características de un sistema del al sulfidización hidrotermal con alunita y enargita. El control estructural es muy fuerte en la mineralización. Las zonas alteradas son relativamente constantes y son consistentes con la clásica alta sulfidización hidrotermal en depósitos de alteración residual de vuggy sílice y una masiva silificación.


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6.1.

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Geología regional

La geología regional de La Coipa, se muestra en la ilustración 2.

Ilustración 2; Geología regional de la Coipa.


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6.2.

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Tipos de depósitos

La mineralización de La Coipa está tipificada como un depósito de alta sulfidización hidrotermal, estos depósitos fueron formados por un volcanismo relacionado con una actividad hidrotermal a baja profundidad y bajas temperaturas. La génesis de la Coipa tuvo cuatro etapas: -

Alta sulfidización y mineralización de oro y plata.

-

Mineralización hipógena.

-

Alteración supérgena.

-

Y la erosión presenta hoy en la superficie.

A modo de graficar estas zonificaciones se presenta la Ilustración 3 . Ilustración 3; Esquemática de las zonas de mineralización.


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6.3.

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Mineralización.

La mineralización de Brecha Norte, Coipa Norte, Can Can y Ladera Farellón presenta una intensa zona y están caracterizadas por: -

La zona superior por un enriquecimiento secundario de plata

-

La zona intermedia una mineralización de oro y plata en una roca oxidada.

-

La zona baja por oro y cobre en una mineralización primaria de sulfuros.

6.4.

Exploración.

Existen sectores en los cuales se está realizando exploración en este momento estos son:

6.4.1. Proyecto esperanza: Durante el año 2008 se perforó el sector Caracha pampa con el objeto de identificar mineralización. En el sector Caracha pampa se perforaron siete pozos programados con un total de 764 m. Este proyecto tiene por objetivo cortar estructuras de orientación NE. Los antecedentes geológicos indican que superficialmente la alteración principal corresponde a argilización y agilización avanzada, afectando a rocas extrusivas y subvolcánicas dacíticas. Silicificación intensa

sólo

se

reconoció

asociada

a

estructuras

(N25-35W/subverticales,

N75-

85W/subverticales y N20-35E). Los resultados no fueron satisfactorios puesto que no se ha podido comprobar la continuidad de algunas estructuras mineralizadas de alta ley reconocidas en una primera fase de la exploración. Estos antecedentes nos permiten informar que la mineralización de alta ley encontrada en el sector correspondería solamente a un clavo mineralizado de alta ley. Se visitó parte de la zona que comprende el Proyecto Quebrada Valiente, de propiedad de Codelco, con el objetivo inicial de conocer el sector, los caminos de accesos y tener una primera visión de la geología del lugar. Se tomó un total de 10 muestras orientativas, con resultados anómalos en oro, plata y cobre en algunos casos.


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6.4.2. Sector Cerros Bravos. Este proyecto fue explorado entre los años 94 y 97 quedando como resultado un recurso geológico que no tuvo viabilidad económica. Durante el año 2008 se realizó una exploración con la perforaron de siete pozos de aire reverso que suman 2252 m y un pozo de diamantina con 338.15 m de profundidad, con la información recogida de los sondajes se generaron secciones las que fueron modeladas y digitalizadas en Vulcan, almacenando toda la información en las bases de datos. En general los resultados desde un punto de vista netamente geológico se observan muy interesantes. Los trabajos de perforación en este sector se encuentran temporalmente paralizados por motivos de prioridad de otros programas.

6.4.3. Sector Torito. Durante el año 2008 no se realizaron nuevas exploraciones en el sector.

6.4.4. Proyecto Sulfuros Au-Cu- Ladera Farellón. Durante el mes de Abril se preparó el material que se presentó en el Workshop durante los días 16 y 17 de abril. En este taller se detectó algunas inconsistencias en la base de datos en la variable plata del modelo Ladera Farallón. A la luz de estos resultados se trabajó, revisó y reparó

por completo la base de datos, así como también se realizó el

modelamiento de la envolvente plata para dicho modelo Se perforan en la parte norte de Ladera- Farellón, dos pozos LRD-053 (170.1 m ) y LRD-054 (223.5 m), con un total de 393.6 m. Con la finalidad de estudiar la continuidad Norte entre Portezuelo y LF. Se hizo un nuevo set de secciones cruzadas para la construcción de sólidos de roca, alteración y mineralización. Se realizó el análisis de 96 pulpas para análisis de azufre. Estas muestras fueron analizadas vía LECO, se determino el azufre total expresado como sulfato y se determino el sulfato por detección infrarrojo, para finalmente obtener el azufre sulfuro calculado en base a determinación de S total y sulfato. Por otra parte se trabajó para el informe de declaración de Recursos y con los planes de mejoramiento en base a las auditorias realizadas al Proyecto Ladera- Farellón.


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6.4.5. Campaña de perforación año 2008. El año 2008 tuvo su foco principal en la exploración de Purén, donde se tiene un potencial sobre 0.5 MOz que se debe seguir explorando el 2009.

• Sector Purén. En esta mina se reconocerá la mineralización de oro-plata- cobre-zinc observada en profundidad asociada a la zona de sulfuros, (Fases 1, 2 y 3). Sulfuros Oro-Cobre Purén Sondajes Sector Purén fase 1,2 y 3

RC

DDH

2538

845

Sulfuros Oro-Zinc Purén Sondajes Sector Purén fase 1,2 y 3

•

RC

DDH

5390

0

Sondajes profundos.

Siguiendo con el concepto de reconocer las posibles variaciones en la mineralogía y estilos de mineralización de cobre, se realizó la ejecución de pozos profundos que permiten entregar la información geológica requerida.

Tabla 18: Sondajes profundo. Sondajes Profundos Sondajes Varios Sectores


RC

DDH

0

1226

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•

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Sondajes para delimitación.

Con el objetivo de reconocer los limites de los cuerpos, se propone la ejecución de pozos que permitan entregar la información geológica requerida para potenciar y robustecer los modelos de fase 2 y 3. Tabla 19: Sondajes delimitación. Sondajes delimitación Sondajes Sector Purén fase 2 y 3

•

RC

DDH

1020

250

Sondajes Metalúrgicos.

Con el fin de reconocer las posibles variaciones metalúrgicas de fase 2, se propone la ejecución de pozos que permitan entregar la información geológica requerida. Se pudo validar la recuperación conocida, con mejoras en la recuperación de Au. Sondajes realizados en sector Coipa. Sondajes Metalúrgicos Sondajes Sector Purén fase 2

RC

DDH

0

965

6.4.6. Proyecto Purén.

Se va a continuar con el reconocimiento de mineralización de sulfuros en áreas de Purén, que también tiene zonas de sulfuros con la presencia de Au-Ag-Cu-Zn, debería ser revisada con acuerdo de los socios.

Todos los proyectos anteriormente descritos se resumen en la tabla 20. Reporte Recursos y Reservas

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Tabla 20; Objetivos, hectáreas y propiedad de nuevos proyectos. N° Target TARGETS 1 Proyecto Esperanza Teterita Chimberos 2 Sector Cerros Bravos 3 Sector Torito 4 Proyecto Sulfuros Au-Cu Ladera Farellón Brecha Norte Can Can Coipa Norte 5 Proyecto Purén TOTAL HECTARE

HECTARE 13 20 60 75 34 36 14 54 10

TOTAL HECTARE

33

PROPERTY

ANGLO (MDO)

60 75 MDO

138 10 316

7. Tratamiento de mineral y pruebas metalúrgicas. 7.1.

General.

Las operaciones unitarias que integran el diagrama de flujos del proceso de la planta La Coipa, se muestra en la Ilustración 4, y correspondiente a los procesos de: chancado, molienda SAG, lixiviación por agitación, filtración, depositación de relaves, precipitación, calcinación, y fusión. El producto final es metal doré, obteniéndose como sub-producto mercurio. La planta La Coipa utiliza el método de cianuración por agitación para la recuperación del oro y la plata, el que se seleccionó de acuerdo a las características físicas y mineralógicas de las menas cianurables, por la ocurrencia de los metales preciosos y su ley, como también, por la magnitud del tonelaje a tratar.

7.2.

Chancado.

El mineral proveniente de la mina con un tamaño promedio de 40 pulgadas, es transportado en camiones de alto tonelaje y descargado en una tolva de recepción de mineral. Un chancador giratorio de 42 x 65 pulgadas, con potencia instalada de 300 kw, cuya cámara Reporte Recursos y Reservas

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P á g i n a | 32

de chancado se encuentra en el interior de la tolva, tritura el mineral hasta un tamaño de 4.5 pulgadas. El mineral chancado es retirado por un alimentador de placas y traspasado a una correa transportadora que lo traslada y deposita en un stock pile techado, capaz de almacenar 45.000 toneladas (15.000 toneladas vivas).

7.3.

Molienda.

El mineral chancado es retirado desde el stock pile por medio de 4 alimentadores vibratorios y luego alimentado a un harnero de dimensiones 8 x 16 pies, doble deck, mediante una correa transportadora. El mineral es clasificado en el Harnero, colectándose los sobre tamaños de ambos deck (+2.5 pulgadas). El material colectado es desviado mediante un chute hasta un alimentador electromagnético, que lo dosifica en una correa transportadora equipada con un pesómetro, y un electroimán. El mineral es luego traspasado a una nueva correa transportadora, encargada de alimentar el mineral a un Chancador de Cono H6000, con capacidad para reducir el tamaño del mineral con un P80 de 22 mm. El circuito de molienda se compone de un molino SAG de dimensiones 28 x 14 pies, con velocidad variable y potencia nominal de 5000 kw, complementado con dos circuitos de molienda secundaria, cada uno de ellos compuesto por un molino de bolas de dimensiones 16 x 24.5 pies y potencia instalada de 3150 Kw. En la descarga del molino SAG se cuenta con un harnero vibratorio de dimensiones 8 x 16 pies, que clasifica el pebble a ½” y lo alimenta a un conjunto de correas transportadoras que lo trasladan hasta un Chancador Omnicone 1560 para efectuar la reducción de tamaño y cuyo p80 es también 22 mm. Tanto la descarga del Chancador Symons como la descarga del Chancador Omnicone, son colectadas en una correa transportadora común, que traslada y traspasa la carga a otra correa. Esta última, además de la carga anterior recibe la fracción fina (-2.5 pulgadas), presente en la alimentación fresca y clasificada en el primer harnero. El mineral colectado constituye la alimentación al molino Sag. La pulpa de tamaño –0.5 pulgadas obtenida como bajo-tamaño en el harnero de pebbles, es bombeada a un splitter que reparte la carga a los dos circuitos de molienda secundaria. La pulpa fresca en conjunto con la descarga del molino de bolas, es bombeada a una batería compuesta por 05 ciclones Cavex (una batería por cada circuito), que clasifica la pulpa a un tamaño promedio de 160 um como P80.


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La pulpa con la granulometría requerida y con un 40% de sólidos es alimentada a un espesador marca Western de 18.3 metros de diámetro, capaz de controlar y mantener entre 52 a 55% el porcentaje de sólidos alimentado a la etapa de lixiviación por agitación. La solución colectada en el rebalse del espesador en conjunto con soluciones provenientes de la etapa de filtrado de relaves, constituye el medio liquido demandado por el circuito de molienda global. El área funciona con 02 plantas anexas que son, la planta preparación de floculante para uso en el espesador y la planta de lechada de cal, para regular el Ph de las soluciones.

7.4.

Lixiviación.

La pulpa del underflow del espesador de molienda es alimentada a 08 estanques de agitación con capacidad para 2987 m3 de pulpa y con potencia instalada de 92 kw cada uno. La pulpa es agitada en un medio cianurado que contiene 0,5 gpl a 0,8 gpl de cianuro libre, pH igual a 11.5 y aire forzado. El tiempo de residencia del mineral en esta etapa es de 24 horas aproximadamente, dependiendo del tonelaje procesado, obteniéndose una disolución del oro y la plata, que es fluctuante y consecuente con el tipo de mineral procesado. El cianuro se alimenta en solución concentrada al Agitador N°1 y se controla en el Agitador N°8. La dosificación de cianuro se realiza con un equipo automático de dosificación (TAC-2000), de acuerdo a un set point programado.

7.5.

Circuito CCD.

El circuito CCD está conformado de tres espesadores que operan en circuito contracorriente con una solución de lavado proveniente del área de Refinería (solución estéril). De los tres espesadores, dos son marca Delkor, de 70 pies de diámetro y un espesador marca Westech de 60 pies de diámetro. La pulpa se alimenta al espesador N°1 y la solución estéril se alimenta al espesador N°3 a una razón de 1,2 m3 por cada tonelada procesada. La solución de rebose del espesador N°1 corresponde a la solución que se envía a refinería para la precipitación de Oro y Plata. El underflow del espesador N°3 constituye el relave agotado y es bombeado al área de Filtrado, para proceder con el lavado y la recuperación de soluciones desde este. Para la operación de los espesadores se cuenta con una planta de preparación de floculante.


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7.6.

P á g i n a | 34

Área Filtrado.

Esta área posee 12 filtros de banda marca Delkor con un área de filtrado de 100 m2 cada uno. La pulpa es clasificada antes de alimentar a cada filtro en ciclones Krebbs D-15. El underflow es alimentado directamente sobre la tela del filtro, y el overflow, que contiene el material más fino, es alimentado sobre el material grueso depositado previamente. El queque formado es lavado con agua industrial, desplazando las soluciones que contienen oro, plata, cianuro y cal, las que son colectadas y recicladas mediante bombeo al circuito de molienda. El queque con un 20% de humedad, es alimentado a un conjunto de correas transportadoras que lo trasladan hasta el área de depositación o tranque de relaves. En el tranque de relaves se cuenta con un sistema Rahco que no es más que un distribuidor compuesto por una correa larga con movimiento radial mediante orugas y equipado con un tripper para la distribución del relave. Una variable muy importante para el procesamiento de los minerales es la tasa de filtrado que poseen. Existen muchos minerales que deben ser mezclados con otros minerales dada su baja tasa de filtrado (Kg/hr/m2). Esta variable es muy incidente, tanto así que determina o no el beneficio de un mineral, aún teniendo buenas leyes y recuperaciones de oro y plata. Al utilizar mezclas de mineral (alta + baja tasa) operacionalmente estas son controladas en los estanques 1 y 8, simulando la operación de los filtros Delkor. De esta forma se determina su tasa de filtrado (Kg/hr/m2) o las TPH (toneladas por hora que puede procesar filtrado dado el mineral que está ingresando a la planta). Los ripios que van al tranque contienen una solución de empape con cianuro WAD. Para mitigar el envío de este cianuro WAD (Weak Acid Dissociable), que contempla NaCN libre y los ligados débilmente a metales tales como el cobre y cinc, se cuenta con una planta de sulfato ferroso, cuya solución se dosifica sobre los ripios que son transportados mediante correas al tranque. El proceso considera tres etapas:

•

Recepción y manejo de los cristales de sulfato ferroso.

•

Preparación de solución concentrada de sulfato ferroso.

•

Distribución de la solución diluida de sulfato ferroso.


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La neutralización del NaCN WAD es realizada a través del sulfato heptahidratado (FeSO4*7H2O).

La reacción química que presenta esta destrucción es: FeSO4 + 6 (CN)-1 Æ Fe(CN)-4/6 + (SO)-2/4

Diagrama de Planta:

7.7.

Refinería.

La solución rica proveniente del espesador N°1, con una turbidez de 50 NTU es alimentada a 02 conos clarificadores que preclarifican la solución rica hasta la obtención de 10 NTU como promedio. Esta solución es procesada por 04 filtros US Filter (Clarificadores de discos), obteniéndose índices de turbidez en el rango de 1 a 3 NTU. Para la clarificación los US Filter utilizan tierras de diatomea como precoat en las telas filtrantes.


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P á g i n a | 36

La solución rica clarificada es bombeada hasta 02 torres de vacío donde se elimina todo el oxigeno disuelto en la solución. En la tubería de salida de las torres de vacío se inyecta pulpa de Zinc, produciéndose la precipitación del oro y la plata que finalmente es colectado en los filtros prensa. El circuito cuenta con 04 filtros prensa, dos en operación y dos permanecen stand-by. El precipitado cosechado tiene alrededor de 60 a 70 % en plata, bajo % en oro y entre 5 a 15 % de mercurio, valores que dependen de las leyes de cabeza y tipo de mineral procesado por la planta. El precipitado es calcinado en 08 retortas para la eliminación de mercurio mediante sublimación. El mercurio es almacenado en recipientes sellados para la venta. La calcina proveniente de las retortas es mezclada con fundentes (ceniza de soda, bórax y salitre) para luego ser fundidos en 02 hornos reverberos con capacidad de 200 kg/hr de precipitados. Cada horno opera con un scrubber para realizar el lavado de los gases provenientes de la combustión y evitar la contaminación ambiental. La escoria del proceso es reciclada al área de Chancado. Las barras de metal doré pesan alrededor de 200 kg y contienen una ley de 980 a 985 gr/kg en Plata y de 3 a 10 gr/kg de Oro. Estas barras son embaladas para ser enviadas a mercados extranjeros para su venta.


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P á g i n a | 37

Ilustración 4; Diagrama del tratamiento del mineral en la planta MDO.

Ciclo nes D26

Cal

Flo culante P ila de A co pio

Harnero (1)

Molino Sag 28'x14'

M DO

So lució n Estéril a circuito de M o lienda

Espesador 18' Harnero de P ebbles(2)

A limentado res Vibrato rio s Chancado r de co no Svedala H6000 Cianuro

Chancador Giratorio Fuller Taylor 42" x 65"

Chancador de cono Symond 5,5'

Molinos Bolas (2) 16'x 24.5'

Chancador de Pebble Omnicone 1560 Fundentes

So lució n Estéril a CCD So lució n Estéril a P lanta de filtro s

B o rax Ceniza de so da Co quesillo

Flo culante

Clarificador de discos (4)

So lució n impregnada

Torre de desaiereación al vacio (2)

Calcinas

Horno de Reverbero (2)

Estanques de Lixiviación (8)

Espesadores de lavado ( 3 )

Conos Clarificadores(2)

Staker de Em ergencia

A yuda filtrado

A gua industrial

Filtro Prensa(4) Zinc en po lvo

Esco ria

Barras de Metal Doré

Retortas de Mercurio (8 )

Cinta Transpo rtado ra

Filtro de Banda (12) Vacio P recipitado So lució n Estéril a circuito de M o lienda


so plado r

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Staker Móvil de colas. Rahco


7.8.

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Metalurgia de Minerales considerados como Reserva.

Para el estudio de los minerales considerados como reservas, se aplicó un test estándar de molienda, lixiviación, sedimentación y filtración.

TEST METALÚRGICO RESUMIDO. PREPARACION DE LA MUESTRA.

•

Secado

•

Chancado

•

Corte de la muestra

CARACTERIZACION QUIMICA DE LA MUESTRA DE CABEZA. DETERMINACION DE LAS CURVAS DE MOLIENDA.

Determinar curvas de molienda para obtener p80 requerido. Se deberán realizar 3 tiempos de molienda por cada muestra. Realizar un primer tiempo con 10 minutos y evaluar p80. Según resultados de p80, realizar los otros dos tiempos de molienda con más o menos minutos según corresponda. Ya con los resultados de las granulometrías, determinar por interpolación el tiempo necesario para obtener el p80 ya mencionado. Determinar las curvas de molienda con las siguientes condiciones: Tipo de agua

:

agua industrial

Granulometría de alimentación

:

100% bajo 10#Ty

Peso mineral seco

:

1000 gramos

Volumen de agua

:

670 ml

% de sólido

:

60%

Tiempo de molienda

:

buscar p80 = 130µm con 3 tiempos de molienda

Determinación el p80 de molienda.


31 Diciembre 2008


P á g i n a | 39

PRUEBAS DE LIXIVIACION.

Deberá realizarse pruebas de lixiviación por muestra. Al término de las pruebas se deberá determinar la recuperación en oro y plata, consumos de cal y cianuro. Durante la lixiviación se deberá controlar la evaporación de agua. El procedimiento para lixiviar será el siguiente: •

Para iniciar la lixiviación, o sea, para la molienda y el lavado de bolas, realizarlo con una solución cianurada de 1.2 (g/l). Preparar la solución cianurada con agua industrial a pH = 11.5 y 1.2 (g/l) de NaCN. Agregar al agua industrial 0.32 gramos de cal por litro de solución.

•

Cada muestra moler a 130µm con solución cianurada de 1.2 (g/l), a 60% de sólido (1000 gramos de muestra + 670 ml de solución). Agregar en el molino 0.5 gramos de cal.

•

Retirar la pulpa y lavar las bolas del molino con 380 ml de solución cianurada preparada a 1.2 (g/l). Juntar la pulpa y la solución del lavado de bolas. Quedará un volumen de 1050 ml.

•

Repulpear, dejar decantar y retirar 50 ml. de solución los que corresponderán al tiempo cero. Realizar análisis químico por oro, plata, cobre, zinc y cianuro libre. Determinar cianuro libre.

•

Pesar el tacho con pulpa y anotar su peso en la planilla para el control de la evaporación.

•

Medir pH y ajustar con cal a 11.5 si fuera necesario. Ajustar el cianuro disponible a 0.5 (g/l) según corresponda.

•

Calcular el cianuro disponible con los resultados de cianuro libre, cobre y zinc.

Cianuro disponible = CN libre - [(2.99 * Zn /1000) + (3.08 * 0.25 *Cu / 1000)] •

Comenzar a lixiviar con las siguientes condiciones:

•

p80 cianuración

:

130µm.

•

RPM agitadores

:

mantener la pulpa en suspensión.

•

Tiempo de cianuración


:

24 horas. 31 Diciembre 2008


P á g i n a | 40

•

Cinéticas de lixiviación

:

•

% sólido de agitación :

50%

•

Dosificación del NaCN :

0.5 (g/l) de cianuro disponible.

•

pH

11.5

•

Las muestras de solución para cada cinética deben ser 50 ml. Reponer en los tiempos

:

tiempos 0, 2, 6, 12, 18 y 24 horas.

de las cinéticas posteriores (tiempos 2, 6, 12, 18 y 24 horas) con solución cianurada preparada a 0.5 (g/l). Tapar el tacho de la lixiviación para controlar la evaporación. •

Durante la lixiviación, se deberá colocar tapa al frasco de lixiviación para controlar la evaporación. Para evaluar la evaporación, se deberá pesar el frasco de lixiviación al inicio de la prueba y en cada tiempo de las cinéticas. Si en las horas posteriores (tiempos 2, 6, 12, 18 y 24 horas) el peso del tacho ha disminuido producto de la evaporación, se deberán agregar los ml. que faltan para completar el peso inicial. Ésta adición se realizará con agua industrial ajustada a un pH de 11.5.

•

Analizar las soluciones por Au, Ag, Cu, Zn y Cianuro libre. Determinar en cada tiempo de las cinéticas el cianuro disponible.

•

Al término de la prueba, pesar frasco de lixiviación. Sacar 180 ml de solución para posteriormente sacar 700 ml de pulpa para realizar pruebas de filtrado.

•

Con los ml restantes de pulpa trabajar para envío de muestra a análisis químico. Lavar la pulpa 5 veces con abundante agua industrial agregando floculante (5 g/ton aprox.). Dejar decantar y botar el agua clara para ir eliminando la solución impregnada. Posteriormente filtrar el queque.

•

Secar el sólido a 50°C. Disgregar, homogenizar y cuartear el relave para obtener la muestra sólida. Pulverizar 300 gramos de ripio con 4 minutos para obtener un 100% -150#Ty y enviarlo a análisis químico. Otros 300 gramos de ripio deberán ser guardados como contra muestra. Para la caracterización química del ripio se requieren análisis de Au, Ag, Cu, Hg, Pb, Fe, As, Zn y S.

•

Realizar balances metalúrgicos por Au y Ag. Determinar consumos de cianuro y cal.


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P á g i n a | 41

PRUEBAS DE FILTRADO.

Las pruebas de filtrado deberán trabajarse con un 57% de sólido, simulando las condiciones operacionales de planta, con una pulpa lixiviada previamente con un p80= 130µm y cianuro disponible igual a 0.5 (g/l). Se tendrán que hacer pruebas de filtrado con 10 (g/t) de ayuda filtrante. •

Dejar decantar pulpa lixiviada. Retirar 180 ml de solución clara para dejarla con un 57% de sólidos.

•

700 ml de pulpa lixiviada y con un 57% de sólido.

•

Usar telas de filtros Delkor.

•

Vacío de la bomba para filtrado: 20 pulgadas de Hg.

•

Dosificación de ayuda filtrante: 10(g/t).

•

Concentración de ayuda filtrante: 0.2 (g/l)

•

Realizar 2 lavados de queque con 140 ml cada uno de agua industrial. Los lavados de queque se realizarán con una razón sólido/líquido igual a 0, 0.25 y 0.50.

•

Anotar los tiempos de formación del queque, secado con un primer lavado, secado con un segundo lavado, tiempo del ciclo, volumen de la solución filtrada, peso húmedo del queque, espesor de éste y peso seco del queque.

•

Con el queque de las pruebas de filtrado, realizar análisis granulométrico para chequear p80.

PRUEBAS DE SEDIMENTACION.

Las pruebas de sedimentación se realizarán con 50% de sólido, simulando las condiciones operacionales de planta. Para ello, se deberá moler la muestra a un p80 de 130µm. Las pruebas de sedimentación se deberán realizar con 10 (g/t) de floculante. Las condiciones para realizar éstas pruebas son las siguientes: •

1000 ml de pulpa con 50% de sólido con p80 igual a 130µm.

•

Dosificación de floculante: 10 (g/t) preparado a una concentración de 0.2 (g/l).

•

Los intervalos de tiempo a medir son: 0, 1, 2, 3, 4, 5, 8, 10, 15, 20, 25, 30, 35, 40 y 45 minutos. Realizarlos para todas las muestras igual.


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•

P á g i n a | 42

Calcular velocidad de sedimentación y realizar gráfica correspondiente.

7.9.

Escalamiento Laboratorio MDO v/s Externos.

Varias compañas de estudio de muestras, por su cantidad, han sido enviadas a laboratorios externos, tales como CIMM e IDICTEC (Universidad de Atacama). Dadas las condiciones operación de altura de La Coipa, se han detectado diferencias entre resultados de recuperaciones y consumos de Cal y NaCN atribuidas a la menor presión de oxígeno. Dichas diferencias se han cuantificado y determinado los factores de escalamientos. Existe informe sobre este tema.

7.10.

Escalamiento Pruebas de Laboratorio MDO v/s

Operación Planta. De la misma forma, comparando los resultados de las pruebas de laboratorio y la operación de la Planta, se han determinado para de escalamiento para los consumos de NaCN y Cal.

7.11.

Minerales Estudiados para las Reservas.

Los minerales estudiados para las reservas, utilizando el estándar de laboratorio fueron:

•

Purén Fase 3.

•

Stock de Minerales.

•

Inpit Drilling de Coipa Norte.

•

Inpit Drilling de Brecha Norte. Informes metalúrgicos de estos sectores se encuentran en poder de Metalurgia y Mina.


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7.12.

P á g i n a | 43

Control de Calidad Operacional.

Cada sector de mineral enviado a la planta se le realiza el test estándar, el cual al día siguiente se compara su comportamiento en Planta. Este control se llama Control Mina – Planta. A continuación se presentan las recuperaciones promedio obtenidas para los distintos rajos según recursos y reservas. Tabla 21: Recuperaciones promedio 2008.

Recovery (%) Reservas Au Ag 80.24 60.37 76.97 38.21 85.98 72.26 58.61 62.96 75.76 64.52 61.69 52.49 -

Coipa Norte Can Can Ladera Farellón Brecha Norte Stockpiles Purén Teterita

Recursos Au Ag 80.11 57.82 76.88 39.73 82.33 70.18 60.92 64.28 67.66 59.92 72.03 49.97 59.75

Producción: Durante el año 2008 se procesaron minerales provenientes de Coipa Norte, una pequeña cantidad de Purén y materiales de baja ley estoqueados años anteriores, una cantidad considerable de estos materiales de baja ley no estaban considerados como recursos ni como reservas, sin embargo, fueron procesados aprovechando los altos precios de los metales. La Tabla 22 muestra el material procesado y los finos de oro y plata procesados. A continuación se presenta la Producción de mineral enviado a la planta el año 2008.

Tabla 22: Producción Mineral Mina año 2008. Kton CN PU Total Mina Remanejo CN Remanejo PU Stocks Largo Plazo Marginales Total Stock

Interior mina

Total

Au gr/ton

938 7 945 881 323 287 2,530 4,021

4,966

1.76 1.58 1.76 1.74 1.36 0.48 0.58 0.89

1.06


Ag gr/ton 58.16 262.82 59.61 53.16 278.24 69.28 34.57 60.69

60.49

RecAu % 78.87 79.17 78.87 78.40 69.88 74.99 74.06 75.44

76.53

RecAg % 59.03 69.50 59.35 59.92 66.01 63.03 68.43 65.47

64.32

Fino Au Rec Oz Kg

Oz

Fino Ag Rec Kg

41,896 270 42,166 38,583

1,303,110 8,391 1,311,501 1,200,067

1,035,670 39,491 1,075,161 901,964

32,212,955 1,228,303 33,441,258 28,054,224

3,331 35,117 86,893

103,617 1,092,249 2,702,664

403,267 1,924,147 5,136,443

12,543,018 59,847,711 159,761,348

129,058

4,014,165

6,211,603

193,202,606

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P á g i n a | 44

8. Estimación recursos y reservas. 8.1.

Parámetros Técnicos / Económicos.

Los parámetros técnicos y económicos utilizados para la estimación de las reservas y los recursos son mostrados en las tablas siguientes.

8.1.1. Costos. Para determinar los conos económicos y los diseños de rajos, se usaron todos los costos operacionales. Además la matriz de costos utilizada consideró los siguientes criterios y supuestos:

Costos Mina y Planta. •

Los costos unitarios para cada rajo se calcularán considerando la explotación y tratamiento de cada rajo en forma independiente, sin considerar el efecto que posteriormente pueda tener sobre esos valores las políticas de mezcla adoptadas para optimizar el negocio.

•

Se consideró como costo de trasporte unitario por tonelada – kilómetro un valor de 0.167 usd/t-km. calculado de acuerdo a la realidad del año 2008 mas la base de precio de petróleo propuesta por Kinross.

•

Se utilizará como información valida de referencia: valores históricos por rajo, valores medios de input y output de procesos SBP y determinación de reservas año anterior, valor promedio real actual año 2008, valor medio de output del Budget año siguiente, tarifas acordadas con SCM Purén y modelos de algoritmo de cálculo para proyecciones.

•

Se toma en consideración la individualización de la propiedad de las reservas de Purén para determinar el costo que establecerá el volumen de reservas de esos rajos, concluyendo que corresponde aplicar los costos de tarifa. Consistentemente, también se deberían considerar los precios de los metales que la SCM Purén establezca para este efecto, sin embargo, dado que la SCM Purén no los ha definido, se asumirán los precios establecidos por Kinross.

•

Se incluye en el costo unitario mina y planta el factor Repuestos de Capital.

•

Para todos los rajos, se incluyen los Gastos Generales y de Administración (G&A)

•

Para la estimación de los costos unitarios para determinar reservas, sólo se consideran los costos relevantes estrictamente necesarios para una normal operación.


31 Diciembre 2008


•

P á g i n a | 45

Se considera que el valor del costo mina de salida del Budget 2008 ajustado es representativo de los costos de mediano plazo (horizonte de vida remanente de operación) para los rajos del sector La Coipa

Rajo Purén Fases 1, 2 y 3: •

Costo mina: tanto para el costo mina mineral como para el costo mina estéril, se aplica valor de la tarifa en US$/ton movida vigente entre MDO y SCM Purén para el movimiento de esos materiales.

•

Costo planta: por tonelada procesada, se aplica el valor de la tarifa vigente por contrato, en US$/ton procesada.

Rajo Coipa Norte: •

Costo mina: Se estima como valor válido para mineral y estéril, el costo unitario de salida del Budget 2009 por operación unitaria ajustando los valores de gastos generales de explotación, incluyendo el costo unitario de repuestos de capital .

•

Costo planta: el costo por tonelada procesada se calcula mediante un algoritmo que toma como base el costo real promedio anual a noviembre 2008, ajustado por valores de optimización. Los costos planta se agrupan obteniéndose una porción de costo fijo y otra porción de costos variable (representada por el costo de insumos principales). La porción de costo fijo considera el ritmo propio de tratamiento del mineral de Coipa Norte según sus TPH, y se ajusta por factores de optimización que deben ser considerados para obtener un costo estrictamente necesario para determinar reservas. La porción de costo variable considera el consumo típico de insumos principales para ese rajo.

Rajo Ladera Farellón: •

Costo mina: tanto para mineral y estéril se asume el costo unitario de perforación y carguío de Coipa Norte. El costo de tronadura de Ladera Farellón se estimó a partir del costo de tronadura de Coipa Norte, ajustándolos considerando un consumo propio de explosivos por tonelada (factor de carga). El costo de transporte se estimó a partir del costo de transporte usd/t-km del 2008 de coipa norte y la distancia del rajo a planta y botadero, corrigiéndolo en forma diferenciada entre mineral y estéril de acuerdo a las


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distancias medias que recorren ambos materiales (informadas en el SBP para los años 2009 y 2010). Los servicios generales mina corresponden a la proporción que le corresponde a este rajo. Se incluye costos por repuestos de capital. •

Costo planta: se ajusta el costo fijo representativo de Coipa Norte obtenido a través de algoritmo considerando que se hace un mejor uso de los recursos al final de la vida útil y se calcula un costo variable en función de los consumos típicos de insumos principales para este rajo.

Rajo Can-Can: •

Costo mina: debido a que no existen datos históricos para este rajo, por sus características el costo mina de perforación y carguío se asimiló a los costos de Coipa Norte. Los costos de tronadura se estimaron a partir del costo de tronadura de Coipa Norte, ajustándolos en forma diferenciada para mineral y estéril de acuerdo a los consumos de explosivos por tonelada propios para mineral y estéril de este rajo. Como costo de transporte del mineral y estéril se consideró el costo transporte usd/t-km del 2008 de coipa norte y el perfil de transporte del rajo a planta y botaderos. Los servicios generales mina corresponden a la proporción que le corresponde a este rajo. Se incluye costos por repuestos de capital.

•


Para Stockpile: •

Costo mina: se adoptó el costo unitario promedio mina para las operaciones unitarias de carguío y transporte, considerando la distancia de transporte de este material a la planta, utilizando el costo de trasporte unitario en usd/t-km del 2008 de coipa norte. Los servicios generales mina corresponden a la proporción que le corresponde a este rajo. Se incluye costos por repuestos de capital.

•



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Costos de venta. •

Para todos los rajos, el costo de exportación y venta se calcula de acuerdo a las condiciones establecidas en los contratos de refinación vigentes con las refinerías Johnson Matthey, Noddeutsche Affinerie y Peñoles, y suponiendo una distribución de embarques similar a las acordadas con las refinerías para el año 2008.

Costos Generales y de administración G & A. •

En la matriz de costos se incluyen los gastos generales y de administración que son utilizados en la definición geométrica del cono y/o diseño de rajo.

Tabla 23: Costos Promedio 2008. Costos Promedio Año 2008 Reservas Mina Mineral Mina Esteril Planta G&A Venta de Oro Venta de Plata Costos Ventas/Ton.Prod. Fee Riesgo Fee de Capital Planta Fee Administración


CN 2.25 1.55 10.09 2.90 0.353 0.281

Mina Mineral Mina Esteril Planta G&A Venta de Oro Venta de Plata Costos Ventas/Ton.Prod. Fee Riesgo Fee de Capital Planta Fee Administración


CN 2.35 1.60 10.09 2.90 0.353 0.281

BN 2.17 1.46 9.71 2.90 0.353 0.281

CC 1.85 1.41 9.71 2.90 0.353 0.281

LF 1.53 1.87 9.71 2.90 0.353 0.281

PU1 3.11 1.73 17.19 2.89 0.353 0.281

PU2 3.11 1.73 13.31 2.89 0.353 0.281

PU3 3.11 1.73 15.10 2.89 0.353 0.281

2.68

2.68

2.68

PU1 3.11 1.73 17.19 2.89 0.353 0.281

PU2 3.11 1.73 13.31 2.89 0.353 0.281

PU3 3.11 1.73 15.10 2.89 0.353 0.281

2.68

2.68

2.68

Stock 1.86 10.09 2.90 0.353 0.281

Stock PU 2.69 0 19.97 2.89 0.353 0.281

2.68

Costos Promedio Año 2008 Recursos BN 2.26 1.50 9.71 2.90 0.353 0.281

CC 1.93 1.46 9.71 2.90 0.353 0.281

LF 1.58 1.95 9.71 2.90 0.353 0.281

Stock 1.94

Stock PU 2.69

10.09 2.90 0.353 0.281

19.97 2.89 0.353 0.281

2.68

8.1.2. Diferencias de costos 2007/2008: Costos Mina: Se aprecia un incremento en los costos mina por tonelada movida para los rajos MDO, comparando los valores del ejercicio 2008 versus el ejercicio 2007. El costo mina para determinar reservas en el ejercicio 2007 se basó en costos del Budget 2008 con precios de insumos estimados para el período 2008-2011, valores que quedaron por debajo de los


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precios reales durante el 2008. El costo para determinar reservas en el ejercicio 2008 se basa en el costo Budget 2009, el que se asume representativo de los períodos 2009-2010, donde se considera que los precios de los insumos tenderán a valores relativamente similares a los de los años 2006-2008, pues a pesar de los bajos precios de los metales, se mantienen todavía los volúmenes de producción, lo que retrasará la disminución de la demanda y del precio de los insumos. Por ello y sumado a mayores distancias y pendientes de los perfiles de transporte, se espera como promedio un incremento en los costos respecto del ejercicio 2007. Para Purén, se aplican los nuevos valores de tarifa de movimiento de material ya acordadas, los que han sido actualizados según el comportamiento real de los precios de los insumos. La tabla 24 muestra las variaciones desglosadas por cada rajo.

Tabla 24: Comparación Costo Mina. Costo 2008

Costo 2007

US$/ton mov

US$/ton mov

US$/ton mov

%

Coipa Norte

Mineral Estéril

2,25 1,55

2,17 1,62

0,09 -0,07

4,03% -4,25%

Can Can

Mineral Estéril

1,85 1,41

2,14 1,57

-0,29 -0,15

-13,56% -9,86%

Ladera Farellón

Mineral Estéril

1,53 1,87

1,47 1,32

0,07 0,55

4,55% 41,60%

Brecha Norte

Mineral Estéril Mineral

2,17 1,46

2,17 1,62

0,00 -0,16

0,15% -9,71%

1,86

1,11

0,76

68,62%

Puren Fase 1

Mineral Estéril

3,49 1,84

2,97 1,38

0,52 0,46

17,65% 33,44%

Puren Fase 2

Mineral Estéril

3,49 1,91

2,97 1,38

0,52 0,53

17,65% 38,22%

Puren Fase 3

Mineral Estéril

3,49 1,91

2,97 1,38

0,52 0,53

17,65% 38,22%

Rajo

Material

Stock

Variación 08 vs 07

Costos Planta. Para el cálculo del costo planta se utilizó un algoritmo que determina una fracción del costo de proceso variable (en función de consumo específico por rajo de un grupo de insumos) y una fracción de costo fijo, el cual es afectado por los TPH específicos de cada tipo de mineral (se reconocen tres tipos principales: minerales tipo Coipa, Purén fase 1 y Purén Fases 2 y 3). El criterio utilizado para determinar el factor de corrección del costo fijo por tipo de mineral fue el valor de las TPH:


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Las TPH, fueron calculadas en base a los TPH históricos que se han logrado: 14000 tpd promedio de Purén, con 95% de disponibilidad y 17500 tpd promedio MDO, con 95% de disponibilidad. Los criterios utilizados para determinar el costo variable por tipo de mineral fueron los consumos específicos: Para la mayor parte de los rajos, los datos propuestos fueron los utilizados en el Budget 2008. Los insumos que no tenían un consumo por rajo (Zn, Revestimientos, Sulfato Ferroso), se calcularon en base a los resultados históricos que se han mostrado en planta. En el caso de Purén F2 y F3 y Can-Can se usaron resultados de laboratorio para los consumos de Cal y NaCN. En el caso del Zn, su consumo depende principalmente de la cantidad de finos producidos (kg de Au+Ag), por lo que a Purén Fase III, se le asignó un consumo un poco mayor que Fase I, y a Fase II, se le asignó un consumo igual a Coipa (menos producción de plata). En los revestimientos, se observó el consumo en US$ histórico de Coipa (0.2 US$/Ton), y se le aplicó un factor de 1.5, para compensar los aumentos de precios de los últimos 2 años. Con este valor para Coipa (0.3 US$/Ton), se calculó el consumo efectivo del rajo de Purén, con los costos y tonelajes del 2007 (se estimó la producción de diciembre). Este cálculo arrojó un consumo para Purén de 0.60 US$/Ton. En el sulfato ferroso se hizo un ejercicio similar, tomando el cianuro titulable enviado al relave (se compensó la dilución que se hace para el análisis en el laboratorio químico) que el 2005 fue de 155 ppm de CN-. A este valor se le aplicó un factor de 2 para compensar el aumento de cobre que se ha observado en Coipa norte, y nuevamente se procedió a calcular el CN- debido a Purén, considerando que el promedio acumulado al 2007 es de 720 ppm. Con los resultados obtenidos, y considerando las dosis estequiométricas necesarias para lograr una adecuada destrucción del cianuro, se llegó a los valores finales de 0.285 Kg/Ton en Coipa Norte, y 1.144 Kg/Ton en Purén. A Brecha norte se le aumentó el consumo de sulfato ferroso, basado en el aumento en consumo de NaCN de este rajo respecto Coipa Norte. Los datos de consumo de cal y NaCN de Can-Can, se obtuvieron del acumulado a octubre 2005 de pruebas metalúrgicas de Portezuelo (Escalados a planta). Para el resto de los consumos, se usaron los de Coipa Norte. Para Purén Fase 2 y 3 se utilizaron los consumos de Cal y NaCN usados en el Budget 2008, que a su vez se obtuvieron de los informes finales de los estudios de cada rajo. El resto


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de los consumos (con la excepción del cinc mencionado con anterioridad), se usaron los de Purén Fase 1. En el caso de los costos de proceso también se espera que los precios tiendan a una reducción respecto de los reales 2008, sin embargo los precios estimados para los insumos principales en el Budget 2009 (base para el cálculo de las reservas 2008) son mayores en aproximadamente un 20% respecto de los utilizados para el cálculo de reservas año 2007. Los costos planta de Purén Fase 2 y Fase 3 (no incluidos en el actual contrato MDO-Purén), sólo incluyen el costo del tratamiento y fueron actualizados incorporando los nuevos precios de los insumos. En tabla 25 se muestran las variaciones desglosadas por cada ítem.

Tabla 25: Comparación costo planta. Costo 2008

Costo 2007

US$/ton proc

US$/ton proc

US$/ton proc

%

US$ / Ton procesada

10,10

7,55

2,55

33,79%

Can Can

US$ / Ton procesada

9,70

7,32

2,38

32,45%

Ladera Farellón

US$ / Ton procesada

9,77

7,09

2,68

37,79%

Brecha Norte

US$ / Ton procesada

9,71

8,59

1,12

12,98%

Stock

US$ / Ton procesada

10,09

7,32

2,77

37,83%

Puren Fase 1

US$ / Ton procesada

17,19

16,20

0,99

6,13%

Puren Fase 2 (*)

US$ / Ton procesada

13,31

10,00

3,31

33,13%

Puren Fase 3 (*)

US$ / Ton procesada

15,10

10,00

5,10

50,96%

Rajo

unidad

Coipa Norte

Variación 08 vs 07

Costo Venta: Estos costos mantienen valores promedios por oz/doré muy similares a los determinados en el ejercicio pasado, dado que los contratos presentan mínimas modificaciones respecto de los costos de refinación.


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Tabla 26: Comparación costo venta. Rajo

unidad

Coipa Norte

Can Can

Ladera Farellón

Brecha Norte

US$ / Au Oz US$ / Ag Oz US$ / Oz Doré US$ / Au Oz US$ / Ag Oz US$ / Oz Doré US$ / Au Oz US$ / Ag Oz US$ / Oz Doré US$ / Au Oz

US$ / Ag Oz US$ / Oz Doré US$ / Au Oz Stock US$ / Ag Oz US$ / Oz Doré US$ / Au Oz Puren 2 y 3 (*) US$ / Ag Oz US$ / Oz Doré (*) Valor venta 2007 incluido en tarifa

Variación 08 vs 07

Costo 2008

Costo 2007

US$/oz

US$/oz

US$/oz

%

0,35 0,28 0,36 0,35 0,28 0,36 0,35 0,28 0,36 0,35 0,28 0,36 0,35 0,28 0,36 0,35 0,28 0,36

3,03 0,16 0,27 3,40 0,21 0,33 2,51 0,19 0,35 3,03 0,16 0,27 3,49 0,21 0,33 0,00 0,00 0,00

-2,68 0,12 0,08 -3,05 0,08 0,03 -2,15 0,09 0,01 -2,68 0,12 0,08 -3,14 0,07 0,02 0,35 0,28 0,36

-88,36% 75,46% 29,25% -89,63% 36,66% 8,14% -85,91% 47,05% 1,95% -88,36% 75,46% 29,25% -89,89% 31,71% 6,43%

8.1.3. Precios:

Para el cálculo de las reservas y recursos se usaron los precios de metales recomendados por Kinross en Reserves and Resources - Final Guidance - September 2008, según la tabla 27. Tabla 27; Parámetros Económicos 2008 utilizados en la estimación.

Precio del oro ($/oz) Precio de la plata ($/oz) Tipo de cambio (En relación al US$) Precio de Petroleo (USD/bbl WTI)

Recursos

Reservas

800 13 515 90

725 12 515 100

8.1.4. Leyes de Corte.

Las nuevas leyes de corte están

definidas en base a una función de

BENEFICIO. Todas las reservas y los recursos han sido calculados para un beneficio mínimo de 0.0 US$/t. El beneficio económico se manifiesta a través de la diferencia en los costos de Reporte Recursos y Reservas

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explotación en cada rajo respectivo. Para las reservas, este beneficio es calculado con los precios de Au 725 US$/Oz y Ag 12.0 US$/Oz, en tanto para los recursos el beneficio se calcula con los precios de Au 800 US$/Oz y Ag 13.0 US$/Oz.. Para el presente cálculo de las reservas y recursos se ha modificado la función beneficio, para hacer este cambio se tomó en cuenta la recomendación de nuestra última auditoría SWRPA y la asesoría solicitada a NCL (Empresa con alta experiencia en evaluaciones mineras en Chile), se anexa estudio de NCL. Hasta el año pasado se utilizaba la función beneficio considerando el costo mina, política conservadora de administraciones anteriores, creemos que en las condiciones actuales de nuestra vida como proyecto es correcto cambiar la función. El no considerar el costo mina en la función beneficio, el resultado es que adiciona minerales marginales a las reservas. El desarrollo es el siguiente:

⎛ PAg − CVtaAg ⎛ P − C vtaAu ⎞ Ingreso = ⎜ Au ⎟ * L Au * REC Au + ⎜⎜ ⎝ 31.10346 ⎠ ⎝ 31.10346

⎞ ⎟ *L Ag *REC Ag ⎟ ⎠

REC Au & REC Ag = Recuperación de Oro y de Plata

L Au & L Ag =Ley de Oro y de Plata (gr/ton) PAu & P Ag = Precio de Oro y de Plata (usd/oz troy) C vtaAu &C vtaAg = Costo de venta de oro y de plata (usd/oz troy)

(

Costo = C m min eral − C m esteril + C proceso + C g & a + C sustK C mmin eral

)

= Costo de mover 1 ton de mineral a Chancado primario (usd/ton procesada)

C mesteril = Costo de mover 1 ton de material al botadero (usd/ton movida) C proceso

= Costo de procesar 1 ton de mineral en planta de beneficio (usd/ton procesada)

C g & a = Costo de administrar 1 ton de mineral (usd/ton procesada) Reporte Recursos y Reservas

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C sustK = Costo de repuestos de capital

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de mina y de planta (usd/ ton procesada) Este costo

se incluyó dentro del costo mina y de proceso respectivamente

Beneficio = Ingreso − Costo 8.1.5. Parámetros de Diseño.

Los parámetros de diseño utilizados en todos los rajos, ya que existe una sola flota de equipos, son los que se muestran en la tabla 28, además se presenta la flota actual de MDO en la tabla 29. Tabla 28: Parámetros de diseño.

Parameter Bench Height Berm width Face angle Mining face height Main ramp width Secondary ramp width Maximum ramp gradient Interramp slope angle Overall slope angle


Value 20 m (30m y 40 mt en Ladera Farellon) 8-20 m 70° - 75° 10 m 24 m 16 m 10% 32° - 55° 33° - 52°

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8.1.6. Flota de Equipos MDO.

Tabla 29: Flota de equipos MDO.

Type

Make

Trucks Loader Loader Loader Shovel Drilling Drilling Drilling Drilling Bulldozer Bulldozer RTD Grader Water Truck

Caterpillar Caterpillar Caterpillar LeTorneau O&K Ingersoll Rand Ingersoll Rand Ingersoll Rand Tamrock Caterpillar Komatsu Caterpillar Caterpillar Caterpillar

Model 785B 994 992 L-1400 RH170 DMM2 DMM DML CHA 1100 D10R D375AIII 834B 16H 773D

Number 13 1 1 2 1 1 1 1 1 2 1 1 2 1

Capacity 154 t 23 yd3 13 yd3 28 yd3 25 yd3

8.1.7. Cambios de diseño.

Los rajos expansión Purén 1, Coipa Norte sufrieron modificaciones con respecto a los diseños presentados en el informe de Recursos y Reservas del 2007. El primero en tanto modificó su diseño debido a una optimización en el movimiento de la pared norte, el segundo se modificó debido al colapso en febrero del 2008 de una cuña alojada en la pared sur, que se había lograda sanear el 2007. Para el caso de Ladera Farallón, solo se considera la fase 1, debido a que la fase 2 no es rentable bajo el escenario de costos del presente ejercicio. Can Can permaneció invariante en el diseño al igual que PU3 y Brecha Norte incorporó una nueva fase.


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Ilustración 5: Nueva fase Brecha Norte 3 (der) a la derecha v/s diseño antiguo Brecha Norte 2 (izq)

Ilustración 6: Cambio de diseño expansión Purén fase 1. Diseño Reservas 2007 (izq), Diseño Reservas 2008 (der)


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Ilustración 7: Cambio de diseño Ladera Farellón.

Ilustración 8: Cambio de diseño Coipa Norte. Diseño Reservas 2007 (izq) y Diseño Reservas 2008 (der).


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Ilustración 9: Diseño de Can Can.

8.1.8. Geotecnia.

Coipa Norte: La estabilidad geotécnica del pit representa uno de los grandes desafíos de La Coipa, especialmente para el plan minero, dado que el acceso por la rampa principal se encuentra bajo una zona inestable lo que implica un potencial riesgo. Se han implementado diversas recomendaciones operacionales para aminorar los daños al macizo rocoso como utilización de precorte, tronaduras de producción con cara libre. Otra recomendación es mantener actualizado continuamente el modelo geotécnico, que incluye la realización sistemática de sondajes y mapeos geotécnicos. Como medida de control se mantiene en funcionamiento un sistema de monitoreo automático, que consiste en monitoreo robotizado de prismas, medición continua de paredes con RADAR de monitoreo e inspección por parte del personal geotécnico. Ladera Farellón: Este rajo ha tenido históricamente un buen comportamiento geotécnico, por lo cual se prevé que en el futuro también tenga este mismo comportamiento, De igual manera se hace necesario un exhaustivo control por parte del personal geotécnico. Can Can: Este rajo se encuentra alojado sobre una explotación anterior de tipo subterránea, por lo se hace necesario realizar un buen reconocimiento de las labores existentes al interior mina,


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de manera de controlar los desarrollos a medida que se acerque la interacción entre el rajo y las cavidades subterráneas, además los procedimientos a seguir en su extracción deben ser lo más rigurosos posibles con el fin de asegurar la seguridad del personal y los equipos, además de su extracción de manera eficiente cuando se esté extrayendo cerca de los sectores ya explotados. Purén Fase 1: El rajo se encuentra fuera de operación debido a la ocurrencia de una inestabilidad en el sector Norte, el que afectó la rampa principal, se ha mantenido el monitoreo del área con el objetivo de conocer el comportamiento del macizo rocoso, información de utilidad al momento que se reinicien los trabajos de extracción del pit. El diseño considerado para la expansión de Fase 1 se considera estable, de acuerdo al estudio realizado por una empresa consultara especialista en geomecánica. Se hace necesario mantener actualizado el modelo geológico-geotécnico a medida que profundice el rajo, de manera de ir corroborando las consideraciones de análisis o en su defecto realizar revisiones a este. La tabla 30 muestra los ángulos de diseños de los actuales diseños de los diferentes rajos en explotación y por explotar.

Tabla 30: Ángulos de diseños 2008.

Ladera Farellón Coipa Norte Brecha Norte Purén F1 Purén F2 Purén F3 Can Can


North South 51 40 39 32 41 46 45 41 45 47 47 43

Pit Wall Stopes East West Overall slope 54 52 41 42 44 33 47 45 48 45 47 45 43

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9. Estimación de leyes.

9.1.

Métodos de interpolación.

A continuación en la tabla 31 se muestran los distintos métodos de interpolación utilizados en cada uno de nuestros depósitos.

Tabla 31: Métodos de Interpolación por depósito.

Depósito:

Interpolación: (1).- Oro y Plata, Kriging de Indicadores.

Ladera Farellón LF

(2).- Cobre, Kriging Ordinario. (3).- Mercurio, Inverso de la distancia al cuadrado.

CanCan CC

(1).- Oro y Plata, Kriging de Indicadores.

Coipa Norte CN Brecha Norte BN

(1).- Oro y Plata, Kriging Ordinario. (2).- RecAg, Consumo NaCN y Cal, Inverso de la distancia al cuadrado. (1).- Oro y Plata, Kriging Ordinario. (2).- Cobre, Kriging Ordinario

Purén PU

(1).- Oro, Plata, Cobre y Zinc, Kriging Ordinario. (2).- RecAu, RecAg, Consumo Cal y Cianuro, Inverso de la distancia al cuadrado.

Los modelos de bloques de cada depósito fueron calculados con las bases de datos aportadas por las campañas de sondajes que muestra la tabla 32.


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Tabla 32: Sondajes utilizados a la fecha en la estimación. Modelo Rec/Res Dic 2008 Sondaje Tipo RC Coipa Norte DDH RC Brecha Norte DDH RC Ladera Farellón DDH RC Can Can DDH RC Purén DDH RC Total DDH RC y DDH Mina


Total (mts) 83,152 6,308 74,431 13,713 13,388 267 53,124 2,610 224,095 22,898 246,993

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10. Recursos y Reservas Oficiales Diciembre 2008 10.1.

Recursos Oficiales Diciembre 2008.

A continuación en la tabla 33 se presentan los recursos oficiales según los estándares de Kinross.

Tabla 33: Recursos Oficiales Diciembre 2008.

Summary of Mineral Resources Property: Date: Gold Price: Silver Price: Copper Price:

MDO - Coipa 14-01-2008 800.0 13.0

Resource Summary Classification Measured Indicated TOTAL Inferred

Tonnes (000's) 14,387.8 8,034.2 22,421.9 1,100.5

Au Grade (g/t) 1.10 1.23 1.14 0.58


Au Ounces (000's) 507.9 317.1 825.0 20.4

Ag Grade (g/t) 31.0 25.5 29.0 52.3

Ag Ounces (000's) 14,341 6,586 20,927 1,851

Cu Grade (%)

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Cu Pounds (000's) -

-


10.2.

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Reservas Oficiales Diciembre 2008.

A continuación en la tabla 34 se presentan los recursos oficiales según los estándares de Kinross Gold Corporation.

Tabla 34: Reservas Oficiales Diciembre 2008.

Summary of Mineral Reserves Property: Date: Gold Price: Silver Price: Copper Price:

MDO - Coipa 14-01-2008 725.0 12.0

Reserve Summary Classification Proven Stockpile(s) Subtotal Probable TOTAL

Tonnes (000's) 10,416.9 3,754.7 14,171.7 3,569.8 17,741.4

Au Grade (g/t) 1.22 0.73 1.09 0.94 1.06


Au Ounces (000's) 407.6 88.2 495.8 108.3 604.1

Ag Grade (g/t) 57.8 45.1 54.4 81.4 59.9

Ag Ounces (000's) 19,355 5,442 24,797 9,347 34,144

Cu Grade (%)

31 Diciembre 2008

Cu Pounds (000's) -

-


10.3.

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Stocks Oficiales Diciembre 2008.

Desde los comienzos de la explotación de los depósitos pertenecientes a la Compañía Minera Mantos de Oro, se han depositado materiales en diferentes sectores de la propiedad, estos material fueron clasificados según una ley de corte anual, ya sea operacional o crítica, según corresponda, de los cuales se obtuvieron los materiales denominados stock mineral, Adicionalmente a esto también se acopiaron materiales que se encontraban bajo la ley de corte critica y fueron clasificados en dos categoría como stocks baja ley y stocks marginales, durante los últimos año se han acopiado minerales denominados stock de remanejos, estos son minerales con beneficio sobre cero, pero que no son directamente alimentados a planta por una necesidad operacional ya sea por que deben ser mezclados para mejorar su procesamiento en planta, generalmente por problemas de filtrado, o por que se debe priorizar el desarrollo de la mina, en definitiva tenemos 4 tipos de materiales acopiados, los stock de mineral, los stock baja ley, los stock marginales y el stock de remanejo. A lo anterior se deben agregar 1,000,000 toneladas aproximadas de un material acopiado desde Puren que el año pasado fue clasificado como estéril, ya que era considerado intratable por nuestra planta debido a problemas de filtrado, a este material se le hicieron diferente pruebas para optimizar su procesamiento dentro de estas se probaron diferentes mezclas con materiales de Coipa Norte y/o de otros stocks además, se hicieron pruebas con planta clasificadora, la cual tiene como objeto separar el material mas grueso para ser enviado a planta ya que este tendría mejor comportamiento en filtrado que el material mas fino, de esta forma podríamos recuperar de este material acopiado un 30% aproximado, dato conseguido en las pruebas con planta clasificadora. En informe de “Estudio de Stockpiles de marginales y baja ley 2008” se muestra el respaldo de los datos de leyes y recuperaciones metalúrgicas obtenidos el 2008, para esta caracterización se utilizó campaña de sondajes realizada en botaderos de materiales marginales y baja ley, con los datos obtenidos de este estudio se pudo hacer evaluación económica del proceso de estos materiales y el resultado fue la inclusión de mas de 2,640,895 de toneladas de mineral a las reservas desde estos materiales de baja ley. A todos estos materiales se les realizo un estudio técnico económica con el fin de analizar la factibilidad de ser categorizados dentro de reservas o recursos, para esto se definieron costos operacionales y factibilidad de extracción, el resultado de este ejercicio se muestra en las tablas Tabla 35 y STK-PU-03 en informe del año 2007 fue considerado totalmente como estéril ya que no se podía procesar por nuestra planta por sus bajas tasas de


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filtrado, con nuevas pruebas de mezclas y planta clasificadora se podrán recuperar 350,000 toneladas de mineral.

Tabla 36En las tablas 35 y 36 se muestran los resultados. Tabla 35 Material que califica como reservas.


RAJO


RecAu [%]

RecAg [%]

OzAu Recup. [Oz]

OzAg Recup. [Oz]

CN

177.889

0.61

40.92

78.77

59.65

2,748

139,600

LF

40.150

0.85

41.77

70.32

68.67

772

37,026


3.283 46.400 96.201 77.834 81.603 286.174 54.068 22.747

1.23 0.51 0.52 1.79 1.96 0.80 0.70 0.49

55.84 26.00 41.61 59.29 66.97 43.85 32.56 37.26

76.37 71.70 73.44 80.76 78.65 71.74 72.61 78.13

62.91 64.70 60.17 65.25 58.44 64.78 52.20 63.94

99 546 1,181 3,618 4,044 5,280 884 280

3,708 25,095 77,437 96,810 102,680 261,355 29,545 17,423

PU

227.500

1.12 236.96

53.45

57.66

4,379

999,360

LF

2640.895 3,754.74

0.64 0.73

80.95 76.91

72.84 65.50

43,988 67,818

1,774,363 3,564,403

28.69 45.08

STK-PU-03 en informe del año 2007 fue considerado totalmente como estéril ya que no se podía procesar por nuestra planta por sus bajas tasas de filtrado, con nuevas pruebas de mezclas y planta clasificadora se podrán recuperar 350,000 toneladas de mineral.

Tabla 36; Material que califica como recursos.

FASE Stocks LF STK-SP1 Stocks MAR MAR-1 TOTAL

RAJO


RecAu [%]

RecAg [%]

OzAu Recup. [Oz]

OzAg Recup. [Oz]

LF

82.87

0.73

54.80

72.40

72.00

1,408

105,123

LF

4,307.01 4,389.88

0.56 0.56

33.49 33.89

59.24 59.56

55.00 55.52

45,938 47,346

2,550,611 2,655,734


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11. Reconciliación El resultado de la conciliación entre los años 2007 y 2008 muestra un balance negativo en las reservas y un balance positivo de los recursos remanentes. La disminución de las reservas fue de 2,060.5 Kt, con una ley de 4,25 gr/t Au y 40,12 gr/t Ag lo que constituye un disminución de 281,6 KOz Au contenidas y de 2657,6 KOz Ag contenidas. En los recursos remanentes, recursos totales excluidas las reservas, se produce un aumento de 5,548.5 Kt. con una ley de 1.83 gr/t Au y 22.07 gr/t Ag, lo que produce un aumento de 327 KOz de oro y 3,937 KOz de plata contenidas. Los motivos de las principales diferencias se deben a reevaluación económica, cambio de precios y costos, consumo por producción, cambio de función beneficio, cambio de diseños y cambio en modelo de bloques. Estos cambios son mostrados en las Tabla 37, Tabla 38, Tabla 39, Tabla 40, Tabla 41 y Tabla 42.


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Tabla 37; Reconciliación de oro 2007 – 2008. Property: Date: QP:


MDO - La Coipa 14-01-2008 Andres Guaringa Opening Balance Tonnes Grade (000's) (Au g/t) 11,975.9 1.49 6,450.0 1.33 1,376.1 0.82 19,802.0 1.39 10,677.1 0.84 6,196.3 1.05 16,873.4 0.92 545.4 0.99 545.4 0.99 37,220.7 1.17

Ounces (000's) 574.5 275.0 36.2 885.7 289.4 208.4 497.8 17.3 17.3 1,400.8

Production Depletion Tonnes Grade Ounces (000's) (Au g/t) (000's) (945.1) 1.76 (53.5) (4,020.7) (4,965.8)

-

0.89 1.06

-

(4,965.8)

(115.2) (168.6)

-

1.06

(168.6)

Exploration Change Tonnes Grade Ounces (000's) (Au g/t) (000's) -

Engineering Change Tonnes Grade Ounces (000's) (Au g/t) (000's) (613.8) 5.75 (113.39) (2,880.3) 1.80 (166.68) 6,399.4 0.81 167.1 2,905.3 (1.21) (112.9) 3,710.7 1.83 218.5 1,837.9 1.84 108.6 5,548.5 1.83 327.2 555.1 0.17 3.1 555.1 9,009.0

0.17 0.75

3.1 217.3

Closing Balance Tonnes Grade Ounces (000's) (Au g/t) (000's) 10,416.9 1.22 407.6 3,569.8 0.94 108.3 3,754.7 0.73 88.2 17,741.4 1.06 604.1 14,387.8 1.10 507.9 8,034.2 1.23 317.1 22,421.9 1.14 825.0 1,100.5 0.58 20.4 1,100.5 0.58 20.4 41,263.8 1.09 1,449.5

Tabla 38; Reconciliación de plata 2007 – 2008. Property: Date: QP:


MDO - Coipa 14-01-2008 Andres Guaringa Opening Balance Tonnes Grade (000's) (Ag g/t) 11,975.9 51.38 6,450.0 61.80 1,376.1 94.98 19,802.0 57.81 10,677.1 35.21 6,196.3 24.61 16,873.4 31.32 545.4 35.57 545.4 35.57 37,220.7 45.47

Ounces (000's) 19,784.5 12,814.9 4,202.3 36,801.7 12,087.5 4,902.2 16,989.7 623.6 623.6 54,415.0

Production Depletion Tonnes Grade Ounces (000's) (Ag g/t) (000's) (945.1) 59.61 (1,811.4) (4,020.7) (4,965.8)

-

(4,965.8)


60.69 60.49

-

60.49

(7,845.7) (9,657.1)

-

(9,657.1)

Exploration Change Tonnes Grade Ounces (000's) (Ag g/t) (000's) -

Engineering Change Tonnes Grade Ounces (000's) (Ag g/t) (000's) (613.8) (70.03) 1,382.06 (2,880.3) 37.45 (3,467.83) 6,399.4 44.16 9,085.3 2,905.3 74.93 6,999.5 3,710.7 1.83 2,253.5 1,837.9 28.49 1,683.4 5,548.5 22.07 3,937.0 555.1 68.77 1,227.3 555.1 9,009.0

68.77 42.00

1,227.3 12,163.8

31 Diciembre 2008

Closing Balance Tonnes Grade Ounces (000's) (Ag g/t) (000's) 10,416.9 57.79 19,355.2 3,569.8 81.44 9,347.1 3,754.7 45.08 5,441.9 17,741.4 59.86 34,144.1 14,387.8 31.00 14,341.0 8,034.2 25.50 6,585.7 22,421.9 29.03 20,926.7 1,100.5 52.32 1,851.0 1,100.5 52.32 1,851.0 41,263.8 42.91 56,921.8


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Tabla 39; Comparación de reservas diciembre 2007 y diciembre 2008.

Reservas M.D.O. al 31 de Diciembre de 2007 Coipa Norte se calcula con precios de:( Au 600) y (Ag 11) Rajo

kt

LF Total LF CN Total CN BN Total BN PU Total PU CC Total CC Stock

Au gr/t

Ag gr/t

4,085 4,085 7,897 7,897

1.19 1.19 1.46 1.46

22.10 22.10 44.43 44.43

0 4,283 4,283 2,161 2,161 1,376 1,376

0.00 1.62 1.62 1.42 1.42 0.82 0.82

0.00 98.81 98.81 69.19 69.19 94.98 94.98

Precio Au 550.00 Precio Ag 10.00 Au Oz 156,276 156,276 371,599 371,599 0 0 222,974 222,974 98,709 98,709 36,231 36,231

Total Stock Total 19,802 1.39 57.8 885,788 Nota: Para Coipa Norte se utilizo para su evaluación en las reservas 600 US$/Oz Ag 11 US$/Oz Ag

Ag Oz 2,902,528 2,902,528 11,281,890 11,281,890 0 0 13,608,402 13,608,402 4,806,511 4,806,511 4,202,260 4,202,260

36,801,591

Reservas M.D.O. al 31 de Diciembre de 2008 Rajo

kt

LF Total LF CN Total CN BN Total BN PU Total PU CC Total CC Stock Total Stock

Total

Au gr/t

Ag gr/t

2,518 2,518 5,030 5,030 2,629 2,629 1,417 1,417 2,394 2,394 3,755 3,755

1.28 1.28 1.18 1.18 1.04 1.04 0.67 0.67 1.34 1.34 0.73 0.73

22.36 22.36 45.25 45.25 51.85 51.85 219.13 219.13 67.72 67.72 45.08 45.08

17,741

1.06

59.9


Precio Au 725.00 Precio Ag 12.00 Au Oz 103,382 103,382 191,154 191,154 88,273 88,273 30,329 30,329 102,802 102,802 88,175 88,175

604,115

31 Diciembre 2008

Ag Oz 1,810,365 1,810,365 7,317,241 7,317,241 4,382,120 4,382,120 9,980,658 9,980,658 5,211,909 5,211,909 5,441,871 5,441,871

34,144,135


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Tabla 40; Resumen de diferencias Producción y balance de reservas.

Resumen de Diferencia de reservas Dic.-2007 v/s Dic.-2008 Rajo

kt

Au gr/t

Ag gr/t

Au Oz

Ag Oz

Total LF Total CN

-1,567 -2,868

-52,894 -180,445

-1,092,164 -3,964,649

Total Total Total Total

2,629 -2,867 233 2,379

88,273 -192,645 4,093 51,943

4,382,120 -3,627,744 405,399 1,239,611

-2,061

-281,673

-2,657,427

BN PU CC Stock

Total

Producción Enero-Diciembre 2008 Rajo Total Total Total Total Total Total Total

kt

Au gr/t

Mina CN Mina PU * Mina LF Stock Remanejo CN Stock Remanejo PU * Stock Largo Plazo Stock Materiales Marginales (BL1, BL2

Total

938 7

1.76 1.58

58.16 262.82

881 323 287 2,530

1.74 1.36 0.48 0.58

53.16 278.24 69.28 34.57

4,966

1.06

60.49

kt

Total Diferencia Producción Período

-2,061 4,966

Total Balance Reservas

Ag gr/t

Au Oz

-281,673 168,645

2,905 -113,028


FINOS Contenidos Au Oz Ag Oz 53,119 1,754,602 341 56,819 0 49,212 1,505,197 14,113 2,889,012 4,442 639,761 47,418 2,811,688

168,645

9,657,079

Ag Oz

-2,657,427 - Diferencia entre 31/12/07 y 31/12/08 9,657,079 - Consumidas entre 31/12/07 y 31/12/08

6,999,653

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Tabla 41; Explicación de diferencias.

Explicación de diferencias en balance de reservas al cierre del año 2008 Efecto:

Kt

KOzAu

KOzAg

Efecto diseño LF Efecto modelo LF Efecto nuevos Precios Efecto nuevos Costos Efecto Metodologia Efecto Extracción de Rajo 2008 LF

-1,757

-56

-1,172

452 -489 228

6 -7 4

191 -208 97

Diferencia total LF

-1,567

-53

-1,092

Efecto diseño CN Efecto modelo CN Efecto nuevos Precios Efecto nuevos Costos Efecto Metodologia Efecto Extracción de Rajo 2008 CN

-1,097 57 318 -604 277 -1,819

-78 0 5 -10 5 -102

-1,177 493 218 -436 197 -3,260

Diferencia total CN

-2,868

-180

-3,965

1,438 549 784 -551 408 0

52 27 10 -6 5 0

2,742 887 923 -662 493 0

Efecto diseño BN Efecto modelo BN Efecto nuevos Precios Efecto nuevos Costos Efecto Metodologia Efecto Extracción de Rajo 2008 BN

Diferencia total BN

2,629

88

4,382

Efecto Diseno Efecto modelo Efecto nuevos Precios Efecto nuevos Costos Efecto Metodologia Efecto restriccion TPH Efecto Extracción de Rajo 2008 PU

-2,745 62 202 -164 51 -102 -172

-188 6 4 -4 1 -4 -8

-3,247 1,269 435 -333 163 -459 -1,456

Diferencia total PU

-2,867

-193

-3,628

Efecto diseño CC Efecto modelo CC Efecto nuevos Precios Efecto nuevos Costos Efecto Metodologia

Diferencia total CC

545 -532 220

9 -8 4

1,029 -1,057 434

233

4

405

Stock a planta Aumento de Stock Marginales y PU b

-490 2,868

-11 63

-2,930 4,169

Diferencia total Stock

2,379

52

1,240


Motivo: -Se reduce diseño. . - No hay cambio de modelo de bloques. - Aumento en precios del Au y Ag. - Aumentan costos. - cambio de cubicación de las reservas. - Sin producción anual 2008. - Cambio de diseño efecto geomecanico. - Se agrega información hasta Nov. 2008. - Aumento de precios de Au y Ag. - Aumentan costos. - cambio de cubicación de las reservas. - Alimentación Planta y Min estoqueado 2008. - Se diseña nueva fase. - Se agrega información (Sulfuros). - Aumento de precios del Au y Ag. - Aumentan costos. - cambio de cubicación de las reservas. - Sin producción anual 2008. - No flota fase 2. - Se agrega información (Sulfuros). - Aumento de precios del Au y Ag. - Aumentan costos. - cambio de cubicación de las reservas. - Esteril tph < 100, 200 >TPH>100 se aumenta costo. - Alimentación Planta y Min estoqueado 2008. - No hay cambio de diseño de rajo. - No hay cambio de modelo de bloques. - Aumento de precios del Au y Ag. - Aumento en costos. - cambio de cubicación de las reservas.

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Tabla 42; Resumen de diferencias.

Kton.

OzAu (000)

OzAg (000)

Oz AuEq(000)

60.42 Efecto: PRODUCCIÓN 2008 PRODUCCIÓN DE STOCKS CAMBIO DE STOCKS A RESERVAS CAMBIO DISENO CAMBIO MODELO DE BLOQUES CAMBIO DE PRECIOS CAMBIO DE COSTOS CAMBIO RESTRICCION TPH CAMBIO DE METODOLOGIA


-1,991 -490 2,868 -4,161 668 2,303 -2,340 -102 1,184

-111 -11 63 -270 34 35 -35 -4 18

-4,716 -2,930 4,169 -2,854 2,649 2,796 -2,698 -459 1,384

-189 -59 132 -318 77 81 -80 -11 41

-2,061

-282

-2,657

-326

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12. LOM de las reservas / recursos y evaluación económica.

En la tabla 43 se presenta el Plan Minero con el cual se realiza el consumo de las reservas y los recursos y sus respectivas evaluaciones económicas.

Tabla 43; Estrategia Consumo de reservas y recursos.

Plan de producción para reservas rajos MDO 100% y Purén 65%

Reservas RESUMEN Ore Ore to stock Waste Prestripping Stock to mill Total ton moved

2009 tn tn tn tn tn tn

2009

MILL PRODUCTION Days Tonnes milled (000) Ley Au (g/t) Ley Ag (g/t) Recuperacion Au % Recuperacion Ag% Onzas Au Onzas Ag Gold equivalent ounces


3,753,300 390,150 15,665,940 8,765,403 1,613,370 30,188,163

días tn g/t g/t % % Oz Oz Oz.Eq.

365 5,366,670 1.12 49.66 75.10 58.74 144,849 5,033,487 228,162

2010 5,169,944 83,616 9,235,239 16,552,512 146,380 31,187,690

2010 365 5,316,324 1.17 49.80 80.30 65.34 160,022 5,561,185 252,070

2011 4,566,825 22,848 10,888,935 0 83,616 15,562,223

2011 365 4,650,441 1.04 96.57 70.11 47.55 109,535 6,865,166 223,166

2012 0 0 0 0 2,407,993 2,407,993

2012 366 2,407,993 0.72 33.91 79.51 67.33 44,344 1,767,516 73,599

TOTAL 13,490,069 496,614 35,790,113 25,317,915 4,251,358 79,346,068

TOTAL 2,829 17,741,427 1.06 59.86 75.92 56.31 458,750 19,227,355 776,996

31 Diciembre 2008


P á g i n a | 72

EVALUACIÓN ECONÓMICA 100 & 65 Factor de amortización de pretsripping

59.85 US$/oz Au eq

Factor de depreciación Activos Fijos

Parámetros Plan Minero Alimentación planta Movimiento estéril desarrollo Movimiento prestripping Total movimiento mina Oz Au Oz Ag oz Au eq oz doré

Unidad tn tn tn tn oz oz oz oz

2.99 US$/oz Au eq

2009

2010

2011

2012

TOTAL

5,366,670 16,056,090 8,765,403 30,188,163 144,849 5,033,487 228,162 5,178,336

5,316,324 9,318,855 16,552,512 31,187,690 160,022 5,561,185 252,070 5,721,208

4,650,441 10,911,782

2,407,993

15,562,223 109,535 6,865,166 223,166 6,974,701

2,407,993 44,344 1,767,516 73,599 1,811,860

17,741,427 36,286,727 25,317,915 79,346,068 458,750 19,227,355 776,996 19,686,105

US$/oz US$/oz

725.00 12.00

725.00 12.00

725.00 12.00

725.00 12.00

725.00 12.00

US$/ton US$/ton US$/ton US$/ton US$/ton US$/ton US$/oz US$/oz US$/ton

2.12 1.68 1.49 1.99 1.57 10.00 0.35 0.28 2.90

2.12 1.68 1.49 1.99 1.57 10.00 0.35 0.28 2.90

2.12 1.68 1.49 1.99 1.57 10.00 0.35 0.28 2.90

2.12 1.68 1.49 1.99 1.57 10.00 0.35 0.28 2.90

2.12 1.68 1.49 1.99 1.57 10.00 0.35 0.28 2.90

US$ US$ US$

105,015,306 60,401,847

116,016,168 66,734,224

79,413,038 82,381,992

32,149,367 21,210,195

332,593,880 230,728,258

US$

165,417,153

182,750,392

161,795,030

53,359,562

563,322,138

US$ US$ US$ US$ US$

37,234,130 56,370,251 1,465,095 15,561,276

23,223,293 55,679,281 1,618,052 15,414,102 9,241,448

25,877,712 57,534,879 1,967,778 10,624,897 34,735,886

4,488,590 24,972,118 512,325 6,916,713 202,609

90,823,725 194,556,529 5,563,251 48,516,987 44,179,943

Total Costo Operativos

US$

110,630,752

105,176,177

130,741,152

37,092,355

383,640,436

Amortizacion Gastos P Marcha Depreciación Activos Fijos Reclamation Provision Total Costs Exploration Expense Total Operating Earnings Other Non-Operating Expense

US$ US$ US$ US$ US$ US$ US$

681,608

753,031

666,683

219,870

2,321,193

111,312,361

105,929,208

131,407,835

37,312,225

385,961,629

54,104,793

76,821,184

30,387,195

16,047,337

177,360,509

Utilidad antes de impuest US$

54,104,793

76,821,184

30,387,195

16,047,337

177,360,509

Impuesto específico a la minería 5% Impuesto a la Renta 17%

2,739,320 8,848,004

3,878,711 12,528,236

1,552,694 5,015,201

813,360 2,627,154

8,984,085 29,018,595

Utilidad despues de impu US$

42,517,469

60,414,238

23,819,300

12,606,823

139,357,829

43,199,077 681,608

61,167,268 753,031 9,241,448 29,646,440

24,485,983 666,683 34,735,886

12,826,693 219,870 202,609

141,679,022 2,321,193 44,179,943 44,179,943 2,321,193

41,515,307

59,888,553

13,249,172

141,679,022

Precios Au (US$/oz) Ag (US$/oz)

Costos unitarios Costo Mina Mineral Costo Mina Estéril Costo Mina Mina-Stock Costo Mina Stock-Planta Costo Mina Prestripping Costo Planta - Proceso Costo Refinación y Venta Au Costo Refinación y Venta Ag Costo G&A

Ingresos Ingresos Au Ingresos Ag Other Operating Revenue

Total ingresos

Costos Operativos Costo mina Costo planta Costo Venta Costo G&A Amortization of Capitalized Strip

FLUJO DE CAJA UTILIDAD DESPUES IMPUESTO Depreciación Activos Fijos Amortizacion Inversion Desarrollo Mina Inversion Act Fijos

FLUJO CAJA

US$ US$ US$ US$ US$

US$


14,533,504 2,321,193

27,025,989

31 Diciembre 2008


P á g i n a | 73

Indicadores Tasa versión nominal 100-100 VAN MDO @ 12% IVAN PRC

% US$ US$

12.000% 46,501,136 121,266,515 2.61

annual

Recursos Plan de producción para recursos rajos MDO 100% y Purén 65% RESUMEN Ore Ore to stock Waste Prestripping Stock to mill Total ton moved

2009 3,753,300 390,150 15,107,290 9,324,053 1,613,370 30,188,163

tn tn tn tn tn tn

2010 5,314,119 124,612 7,799,363 21,408,728 146,380 34,793,200

MILL PRODUCTION

2,009

2,010

Days días Tonnes milled (000) tn Onzas Au Oz Onzas Ag Oz Gold equivalent ounces Oz.Eq. Price ratio Gold equivalent of silver ounce Oz.Eq.

365 5,366,670 144,849 5,033,487 226,643 61.54 81,794

365 5,460,499 161,572 5,594,994 252,491 61.54 90,919

2011 5,132,200 217,033 8,669,160 16,670,365 61,878 30,750,635

2,011 365 5,194,078 77,433 6,223,198 178,560 61.54 101,127

2012 2,196,583 401,707 9,049,758 17,479,209 3,372,648 32,499,903

2013 3,578,989 271,050 10,353,540 711,750 1,325,358 16,240,686

2014 4,904,346 95,804 5,139,254

2015 4,397,966 7,976 4,037,126

2016 1,156,098 76,837 332,761

10,139,404

506,380 8,949,448

2,606,431 4,172,126

2,012

2,013

2,014

2,015

2,016

365 5,569,230 106,170 5,229,441 191,149 61.54 84,978

365 4,904,346 144,976 2,693,038 188,738 61.54 43,762

365 4,904,346 169,377 1,888,036 200,057 61.54 30,681

365 4,904,346 159,410 1,988,934 191,730 61.54 32,320

365 3,762,528 108,863 1,506,464 133,343 61.54 24,480

TOTAL

2017

97,344 97,344

2,017

30,433,600.50 1,585,166.00 60,488,251.50 65,594,104.00 9,729,786.87 167,830,908.87

TOTAL

365 97,344 2,411 288,348 7,097 61.54 4,686

4,198 40,163,387.37 1,075,060 30,445,941 1,569,806.84 494,746.54

EVALUACIÓN ECONÓMICA 100/65 Factor de amortización

70.50 US$/oz Au eq

Período Parámetros Plan MinerUnidad Alimentación planta Movimiento estéril desarrollo Movimiento prestripping Total movimiento mina Oz Au Oz Ag oz Au eq oz doré

tn tn tn tn oz oz oz oz

2009

1

2

3

4

5

6

7

8

2010

2011

2012

2013

2014

2015

2016

2017

TOTAL

5,366,670 15,497,440 9,324,053 30,188,163 144,849 5,033,487 226,643 5,178,336

5,460,499 7,923,974 21,408,728 34,793,200 161,572 5,594,994 252,491 5,756,567

5,194,078 8,886,193 16,670,365 30,750,635 77,433 6,223,198 178,560 6,300,630

5,569,230 9,451,465 17,479,209 32,499,903 106,170 5,229,441 191,149 5,335,611

4,904,346 10,624,590 711,750 16,240,686 144,976 2,693,038 188,738 2,838,015

4,904,346 5,235,057

4,904,346 4,045,102

3,762,528 409,598

97,344

10,139,404 169,377 1,888,036 200,057 2,057,413

8,949,448 159,410 1,988,934 191,730 2,148,344

4,172,126 108,863 1,506,464 133,343 1,615,326

97,344 2,411 288,348 7,097 290,759

40,163,387 62,073,418 65,594,104 167,830,909 1,075,060 30,445,941 1,569,807 31,521,001

US$/oz US$/oz

800 13

800 13

800 13

800 13

800 13

800 13

800 13

800 13

800 13

800.00 13.00

Costo Mina Mineral US$/ton Costo Mina Estéril US$/ton Costo Mina Mina-Stock US$/ton Costo Mina Stock-Planta US$/ton Costo Mina Prestripping US$/ton Costo Planta - Proceso (Incl G&US$/ton Costo Refinación y Venta Au US$/oz Costo Refinación y Venta Ag US$/oz Costo G&A US$/ton

2.25 1.55 1.46 2.17 1.55 12.99 0.35 0.28

2.25 1.55 1.46 2.17 1.55 12.99 0.35 0.28

2.25 1.55 1.46 2.17 1.55 12.99 0.35 0.28

2.25 1.55 1.46 2.17 1.55 12.99 0.35 0.28

2.25 1.55 1.46 2.17 1.55 12.99 0.35 0.28

2.25 1.55 1.46 2.17 1.55 12.99 0.35 0.28

2.25 1.55 1.46 2.17 1.55 12.99 0.35 0.28

2.25 1.55 1.46 2.17 1.55 12.99 0.35 0.28

2.25 1.55 1.46 2.17 1.55 12.99 0.35 0.28

2.25 1.55 1.46 2.17 1.55 12.99 0.35 0.28

115,878,959 65,435,334

129,257,751 72,734,927

61,946,086 80,901,571

84,936,271 67,982,734

115,981,063 35,009,498

135,501,426 24,544,472

122,340,445 21,784,067

64,493,765 5,973,151

1,928,842 3,748,524

832,264,609 378,114,278

181,314,293 201,992,678 142,847,658 152,919,005 150,990,561 160,045,898 144,124,512

70,466,916

Precios Au (US$/oz) Ag (US$/oz)

Costos unitarios

Ingresos Ingresos Au Ingresos Ag Other Operating Revenue

Total ingresos

US$ US$ US$

US$


5,677,367 1,210,378,887

31 Diciembre 2008


P á g i n a | 74

Costos Operativos Costo mina Costo planta Costo Venta Costo G&A Amortization of Capitalized S

US$ US$ US$ US$ US$

Total Costo Operativos US$ Amortizacion Gastos P Marc Depreciación Activos Fijos Reclamation Provision Total Costs Exploration Expense Total Operating Earnings Other Non-Operating Expen

37,166,301 84,856,248 1,465,542

23,948,911 85,691,702 1,629,228

25,089,532 83,744,174 1,776,052

23,587,502 89,481,201 1,506,951

26,601,027 79,654,646 807,920

19,890,416 79,654,646 590,328

16,887,215 71,719,672 524,854

5,192,400 34,218,768 157,570

148,936 2,963,307 81,877

178,512,241 611,984,363 8,540,322

5,834,178

13,366,729

13,735,285

15,750,338

18,185,378

14,222,005

13,324,916

14,984,853

1,266,736

110,670,418

129,322,268 124,636,571 124,345,043 130,325,992 125,248,972 114,357,395 102,456,656

54,553,591

4,460,856

909,707,344

US$ US$ US$ US$ US$ US$ US$

129,322,268

124,636,571

124,345,043

130,325,992

125,248,972

114,357,395

102,456,656

54,553,591

4,460,856

909,707,344

51,992,025

77,356,107

18,502,614

22,593,013

25,741,589

45,688,503

41,667,855

15,913,325

1,216,510

300,671,543

Utilidad antes de impue US$

51,992,025

77,356,107

18,502,614

22,593,013

25,741,589

45,688,503

41,667,855

15,913,325

1,216,510

300,671,543

Impuesto específico a la min 5% Impuesto a la Renta 17%

2,599,601 8,396,712

3,867,805 12,493,011

925,131 2,988,172

1,129,651 3,648,772

1,287,079 4,157,267

2,284,425 7,378,693

2,083,393 6,729,359

795,666 2,570,002

60,826 196,466

15,033,577 48,558,454

Utilidad despues de im US$

40,995,712

60,995,291

14,589,311

17,814,591

20,297,243

36,025,385 32,855,104

12,547,657

959,218

237,079,511

40,995,712

60,995,291

14,589,311

17,814,591

20,297,243

36,025,385

32,855,104

12,547,657

959,218

237,079,511

5,834,178 14,481,114

13,366,729 35,726,346

13,735,285 28,163,351

15,750,338 30,947,282

18,185,378 1,352,325

14,222,005

13,324,916

14,984,853

1,266,736

110,670,418 110,670,418

32,348,776

38,635,674

161,245

2,617,647

37,130,296

50,247,389 46,180,020

27,532,510

2,225,954

237,079,511

FLUJO DE CAJA UTILIDAD DESPUES IMPUES Depreciación Activos Fijos Amortizacion Inversion Desarrollo Mina Inversion Act Fijos

FLUJO CAJA

US$ US$ US$ US$ US$

US$

Indicadores Tasa Inversión nominal 100-100 VAN MDO @ 12% IVAN PRC


12.000% 110,670,418 156,795,883 1.42

% US$ US$ años

31 Diciembre 2008


P á g i n a | 75

13 Medio Ambiente. En este ítem se presenta de forma resumida los principales aspectos relacionados con los aspectos ambientales existente en Faena, especialmente los temas referidos a la influencia del agua subterránea en la explotación (específicamente el depósito de relaves), los planes de cierre mineros y lo relacionado al sistema de gestión ambiental que posee la compañía.

13.1 Agua. A mediados del año 1994 se detectaron trazas de mercurio en las aguas subterráneas de la Quebrada La Coipa. Desde esa fecha la empresa, ha realizado diversas actividades con el objetivo de eliminar el Hg presente en el agua. Todas las actividades implementadas han estado orientadas a evitar efectos adversos aguas abajo de sus instalaciones, asegurando niveles de mercurio menores a 1 ppb en las aguas subterráneas que subyacen a la Quebrada La Coipa. MDO presentó una Declaración de Impacto Ambiental (DIA) para el Proyecto “Tratamiento de Aguas Quebrada La Coipa”, este proyecto de remediación de aguas fue aprobado en Agosto del 2007 por la autoridad ambiental (CONAMA), desde esa fecha se ha trabajado en el cumplimiento de todos los compromisos adquiridos en dicha DIA. Las actividades asociadas al Proyecto “Tratamiento de Aguas Quebrada La Coipa”, tienen como objetivo eliminar el contenido de mercurio presente en las aguas subterráneas de la Quebrada La Coipa. El tratamiento contempla procesos de remediación, contención y estabilización de los contenidos de mercurio en el largo plazo. El tratamiento de aguas se encuentra actualmente en operación y está constituido por las Fases I, II y III. Durante el 2008 MDO terminó de implementar un sistema de contención de las aguas subterráneas, consistente en pantallas de hormigón que contendrán las aguas con mercurio, para su posterior tratamiento y estabilización. Este sistema consiste en 2 muros de hormigón, ubicados en la Quebrada de La Coipa frente al Tranque de Relave. El muro superior contiene las aguas naturales y las by-pasea aguas abajo del muro inferior, en tanto el muro inferior contiene la migración de trazas de contaminación a la napa subterránea. Estos muros ubicados transversalmente a la quebrada confinan el agua con mercurio, que será bombeada hasta la planta de procesos mientras duren las operaciones de la mina.


31 Diciembre 2008


P á g i n a | 76

Lo anterior asociado a un programa de monitoreo de agua con el objetivo de asegurar una correcta operación del sistema y verificar el cumplimiento de la normativa ambiental aplicable. Estos monitoreos consideran análisis semanal de mercurio, además de monitoreos mensuales y trimestrales. También fue presentado una un Estudio de Impacto Ambiental (EIA) para la “Explotación Minera Proyecto Purén (Fase I y II)” el cual fue aprobado en Diciembre del 2004, posteriormente, en Agosto de 2007 se aprobó la DIA para la “Actualización Explotación Minera Proyecto Purén (Fase III)”, ambos proyectos aprobados por CONAMA. Este proyecto aprobado también considera una serie de compromisos ambientales, principalmente monitoreo de aguas en la zona cercana a Purén, además de monitoreo de material particulado sedimentable (MPS), flora y fauna. Todo lo anterior ha significado una positiva valoración por parte de las autoridades en cuanto al desarrollo de sus nuevos proyectos asociados a un desarrollo sustentable, demostrando el interés en cumplir todas las normativas ambientales existentes en el país. Actualmente MDO extrae agua del Salar de Maricunga para el desarrollo de todas sus actividades mineras, esta extracción de agua esta validada por los respectivos permisos sectoriales de Aprovechamiento de Agua otorgados por la Dirección General de Aguas (DGA).

13.2 Cierre mina. MDO, desde el año 2003, ha elaborado un plan de cierre que considera dejar la faena de La Coipa en similares condiciones a las que se encontraba antes de iniciar sus operaciones, en el cierre de la faena se contempla remover edificaciones e instalaciones, retiro de las tuberías y el sistema de bombeo desde el Salar de Maricunga (que actualmente abastecen de agua a La Coipa), limpieza de cañerías, operación de la planta de tratamiento de aguas por 30 años aproximadamente (para remediar las aguas subterráneas) y monitoreo durante ese período. Este Plan de Cierre se actualiza anualmente, y actualmente esta en la revisión final para ser entregado en Febrero del año 2009 oficialmente al Servicio Nacional de Geología y Minería (SERNAGEOMIN) según la legislación nacional aplicable.


31 Diciembre 2008


P á g i n a | 77

Los costos ambientales de la operación y monitoreos asociados a los proyectos existentes y al plan de cierre están incluidos en el LOM plan como costos de cierre.

13.3 Certificación ISO 14001 En julio del 2002, La Coipa recibió la Certificación Internacional ISO 14001 “Sistema de Gestión Ambiental”, la certificación abarca todas las instalaciones y operaciones de faena La Coipa (incluyendo todas las actividades desarrolladas por empresas contratistas), lo cual significa que todas las áreas de MDO han incorporado en sus actividades diarias el cuidado del medio ambiente, con procedimientos operacionales y programas anuales de mejoramiento. La certificación internacional en ISO 14001 dura 3 años, con auditorias anuales que desarrolla una empresa externa acreditada, por tal razón en el año 2005 se volvió a certificar bajo el estándar ISO 14001 y en el año 2008 se logró la segunda re certificación.


31 Diciembre 2008


P á g i n a | 78

Anexos 1. Resúmenes de reservas por rajos Tabla 44; Reservas totales.

Reservas Al 31 de diciembre de 2008 Cia Minera Mantos de Oro Gerencia Mina Departamento de Ingeniería

PROBADAS + PROBABLES FINOS RECUPERADOS

MINERAL RAJO

kt

LF

2518.05 2,518.05

TOTAL L-F CN TOTAL C-N PU1exp PU2 PU3 TOTAL PU BN

1.28 1.28

Ag [g/t]

RecAu [%]

RecAg [%]

85.98

72.26

22.36 22.36

Au [Oz]

Ag [Oz]

Ag 12.00

Aueq [Oz]

Estéril kt

FINOS In Situ

Aueq [Oz]

Au [Oz]

Ag [Oz]

31-Dic-08

MATERIAL Total kt

88,889

1,308,161

110,541

103,382

1,810,363

133,347

9170.03

11,688.08

85.98

72.26

88,889

1,308,161

110,541

103,382

1,810,363

133,347

9,170.03

11,688.08

5,029.51

1.18

45.25

80.24

60.37

153,388

4,417,549

226,506

191,154

7,317,235

312,267

6,640.86

11,670.37

1.18

45.25

80.24

60.37

153,388

4,417,549

226,506

191,154

7,317,235

312,267

6,640.86

11,670.37

9,644

41,411 0 64,011

15,016

3,280,735

7,629.91

407.42

1.15

250.46

64.23

58.50

9,066

1,919,252 0 3,319,605

15,313

6,699,914

69,318 0 126,209

12,592.02

8,037.33 0.00 13,601.26

1009.24

0.47 0.67

206.48 219.13

59.20 61.69

49.55 52.49

18,710

5,238,857

105,422

30,329

9,980,650

195,526

20,221.93

21,638.59

2,628.65

1.04

51.85

58.61

62.96

51,735

2,758,959

97,400

88,273

4,382,116

160,805

10,599.91

13,228.56

2,628.65

1.04

51.85

58.61

62.96

51,735

2,758,959

97,400

88,273

4,382,116

160,805

10,599.91

13,228.56

CC

2,393.83

1.34

67.72

76.97

38.21

79,126

1,991,582

112,091

102,802

5,211,905

189,068

19,889.09

22,282.92

STOCK MAR

2,393.83 2,640.90

1.34 0.64

67.72 28.69

76.97 79.74

38.21 71.75

79,126 43,329

1,991,582 1,747,747

112,091 72,257

102,802 54,340

5,211,905 2,435,973

189,068 94,660

19,889.09 0.00

22,282.92 2,640.90

0.00

1,113.85

TOTAL CC STOCK MIN

Total Reservas

Au [g/t]

Fecha

Au 725

5,029.51

1,416.66

TOTAL BN

TOTAL STOCK

Precios [US$/Oz]

RESERVAS KINROSS

PU 65%

1,113.85

0.94

83.94

69.37

58.66

23,473

1,763,190

52,656

33,834

3,005,893

83,587

3,754.74

0.73

45.08

75.76

64.52

66,801

3,510,937

124,913

88,175

5,441,866

178,247

17,741.44

1.06

59.86

75.92

56.31

458,649 19,226,045

776,873

604,115 34,144,135

1,169,259


31 Diciembre 2008

3,754.74

66,521.82

84,263.26


P á g i n a | 79

Tabla 45; Reservas Probadas.

Reservas Al 31 de diciembre de 2008 Cia Minera Mantos de Oro

MINERAL kt

LF

2518.05

TOTAL L-F CN TOTAL C-N PU1exp PU2 PU3 TOTAL PU BN

Au [g/t]

RecAg [%]

85.98

72.26

Au [Oz]

Ag [Oz]

Aueq [Oz]

Total kt

FINOS In Situ

Aueq [Oz]

Au [Oz]

Ag [Oz]

88,889

1,308,161

110,541

103,382

1,810,363

133,347

2,518.05

1.28

22.36

85.98

72.26

88,889

1,308,161

110,541

103,382

1,810,363

133,347

2,518.05

3,134.74

1.26

50.86

80.62

60.50

102,543

3,100,909

153,869

127,190

5,125,580

212,027

3,134.74

3,134.74

1.26

50.86

80.62

60.50

102,543

3,100,909

153,869

127,190

5,125,580

212,027

3,134.74

7,423

1,469,385

31,744

11,527

2,507,163

53,025

303.58

0 20,960

4,589

2,017,563

0 37,983

0.00 317.21

52,704

16,116

4,524,726

91,008

620.79

1.18

22.36

FINOS RECUPERADOS RecAu [%]

31-Dic-08

2,518.05

303.58

1.28

Ag [g/t]

Fecha

Ag 12.00

256.87

64.40

58.61

317.21

0.45

197.83

58.57

54.72

2,688

0 1,103,945

620.79

0.81

226.70

62.74

56.87

10,111

2,573,331

2,115.58

1.03

52.70

59.61

63.86

41,844

2,289,072

79,732

70,194

3,584,654

129,526

2,115.58

2,115.58

1.03

52.70

59.61

63.86

41,844

2,289,072

79,732

70,194

3,584,654

129,526

2,115.58

CC

2,027.77

1.39

66.11

78.30

40.19

71,055

1,732,048

99,724

90,750

4,309,863

162,086

2,027.77

STOCK MAR

2,027.77 2,640.90

1.39 0.64

66.11 28.69

78.30 79.74

40.19 71.75

71,055 43,329

1,732,048 1,747,747

99,724 72,257

90,750 54,340

4,309,863 2,435,973

162,086 94,660

2,027.77 2,640.90

STOCK MIN

1,113.85

0.94

83.94

69.37

58.66

23,473

1,763,190

52,656

33,834

3,005,893

83,587

1,113.85

3,754.74

0.73

45.08

75.76

64.52

66,801

3,510,937

124,913

88,175

5,441,866

178,247

3,754.74

14,171.67

1.09

54.42

76.89

58.53

381,244 14,514,458

621,483

495,807 24,797,052

906,241

14,171.67

TOTAL BN

TOTAL CC

Total Reservas

Au 725

PROBADAS

RAJO

TOTAL STOCK

Precios [US$/Oz]

RESERVAS KINROSS

PU 65%

Gerencia Mina Departamento de Ingeniería


31 Diciembre 2008


P á g i n a | 80

Tabla 46; Reservas Probables.


Au 725

PROBABLES MINERAL

RAJO

kt

Au [g/t]

RecAu [%]

RecAg [%]

Au [Oz]

Ag [Oz]

Ag 12.00

31-Dic-08

Aueq [Oz]

Total kt

FINOS In Situ

FINOS RECUPERADOS Ag [g/t]

Fecha

Precios [US$/Oz]

RESERVAS KINROSS

PU 65%


Aueq [Oz]

Au [Oz]

Ag [Oz]

LF TOTAL L-F CN TOTAL C-N PU1exp PU2 PU3 TOTAL PU BN TOTAL BN CC TOTAL CC

TOTAL STOCK

Total Reservas

0.00

0.00

0.00

0.00

0.00

0

0

0

0

0

0

1,894.77

1.05

35.98

79.49

60.08

50,845

1,316,640

72,637

63,964

2,191,655

100,240

1,894.77

1,894.77

1.05

35.98

79.49

60.08

50,845

1,316,640

72,637

63,964

2,191,655

100,240

1,894.77

2,221

449,866

9,667

3,489

773,572

16,293

103.84

6,378

0 2,215,660

0 43,051

10,724

4,682,351

0 88,225

0.00 692.03

103.84 692.03

1.05 0.48

231.72 210.45

63.65 59.47

58.15 47.32

0.00

795.87

0.56

213.22

60.50

48.86

8,599

2,665,527

52,718

14,213

5,455,923

104,518

795.87

513.07

1.10

48.34

54.71

58.92

9,891

469,886

17,668

18,079

797,462

31,279

513.07

513.07

1.10

48.34

54.71

58.92

9,891

469,886

17,668

18,079

797,462

31,279

513.07

366.06

1.02

76.65

66.97

28.77

8,071

259,534

12,367

12,052

902,042

26,982

366.06

366.06

1.02

76.65

66.97

28.77

8,071

259,534

12,367

12,052

902,042

26,982

366.06

0.00

0.00

0.00

0.00

0.00

0

0

0

0

0

0

0.00

3,569.77

0.94

81.44

71.47

50.41

77,405

4,711,587

155,390

108,308

9,347,082

263,018

3,569.77


31 Diciembre 2008


P á g i n a | 81

2. Resúmenes de recursos por rajos Tabla 47; Recursos Totales.

Recursos Al 31 de diciembre de 2008 Cia Minera Mantos de Oro

Precios [US$/Oz]

RECURSOS KINROSS

PU 65%


Au 800

TOTALES MINERAL

RAJO

kt

Au [g/t]

Ag [g/t]

RecAg [%]

Au [Oz]

Ag [Oz]

Aueq [Oz]

Fecha 31-Dic-08

FINOS In Situ


Ag 13.00

Au [Oz]

Ag [Oz]

Aueq [Oz]

LF

3,979.80 3,979.80

1.11 1.11

21.89 21.89

82.33 82.33

70.18 70.18

117,243 117,243

1,965,348 1,965,348

149,180 149,180

142,412 142,412

2,800,389 2,800,389

187,919 187,919

CN

14,085.07 14,085.07

1.23 1.23

31.37 31.37

80.11 80.11

57.82 57.82

447,641 447,641

8,214,756 8,214,756

581,130 581,130

558,803 558,803

14,207,122 14,207,122

789,669 789,669

PU

6,029.80 6,029.80

1.56 1.56

71.60 71.60

72.03 72.03

49.97 49.97

218,087 218,087

6,936,193 6,936,193

330,800 330,800

302,762 302,762

13,881,156 13,881,156

528,331 528,331

BN

4,456.42 4,456.42

0.84 0.84

47.12 47.12

60.92 60.92

64.28 64.28

73,604 73,604

4,339,833 4,339,833

144,126 144,126

120,825 120,825

6,751,082 6,751,082

230,530 230,530

CC

3,467.68 3,467.68

1.23 1.23

64.63 64.63

76.88 76.88

39.73 39.73

105,049 105,049

2,862,977 2,862,977

151,572 151,572

136,648 136,648

7,205,732 7,205,732

253,741 253,741

STOCK MAR STOCK MIN

6,947.90 1,196.72 8,144.62

0.59 0.93 0.64

31.67 81.92 39.05

67.16 69.48 67.66

60.23 59.23 59.92

88,577 24,860 113,437

4,260,099 1,866,735 6,126,834

157,804 55,194 212,998

131,885 35,779 167,665

7,073,448 3,151,897 10,225,344

246,829 86,998 333,826

40,163.39

1.11

42.65

75.23

55.29

1,075,060 30,445,941

1,569,806

1,429,115 55,070,825

2,324,016

TOTAL L-F

TOTAL C-N

TOTAL PU

TOTAL BN TT TOTAL TT

TOTAL CC

TOTAL STOCK

Total Recursos


31 Diciembre 2008


P á g i n a | 82

Tabla 48; Recursos Medidos.


Au 800

MEDIDOS

RAJO

kt

LF

Au [g/t]

3979.80

TOTAL L-F CN TOTAL C-N PU

BN TOTAL BN

Ag [g/t]

RecAg [%]

82.33

70.18

Au [Oz]

Ag [Oz]

Ag [Oz]

Aueq [Oz]

117,243

1,965,348

149,180

142,412

2,800,389

187,919

82.33

70.18

117,243

1,965,348

149,180

142,412

2,800,389

187,919

7,739.23

1.42

35.64

80.98

58.07

285,307

5,148,699

368,973

352,332

8,867,015

496,421

7,739.23

1.42

35.64

80.98

58.07

285,307

5,148,699

368,973

352,332

8,867,015

496,421

97,526

3,368,745

152,268

134,490

6,268,863

236,359

2,540.97

1.65

76.74 76.74

72.52 72.52

53.74 53.74

97,526

3,368,745

152,268

134,490

6,268,863

236,359

3,191.35

0.85

48.50

61.84

64.03

53,614

3,186,240

105,391

86,701

4,975,791

167,557

3,191.35

0.85

48.50

61.84

64.03

53,614

3,186,240

105,391

86,701

4,975,791

167,557

0.00

0.00

0.00

0.00

0.00

0

0

0

0

0

2,963.50

1.26

62.98

77.96

41.56

93,669

2,493,699

134,192

120,146

6,000,650

217,657

2,963.50

1.26

62.98

77.96

41.56

93,669

2,493,699

134,192

120,146

6,000,650

217,657

6,947.90 1,196.72

0.59 0.93

31.67 81.92

67.16 69.48

60.23 59.23

88,577 24,860

4,260,099 1,866,735

157,804 55,194

131,885 35,779

7,073,448 3,151,897

246,829 86,998

8,144.62

0.64

39.05

67.66

59.92

113,437

6,126,834

212,998

167,665

10,225,344

333,826

28,559.47

1.09

42.62

75.80

56.95

760,796 22,289,566

1,123,002

1,003,745 39,138,053

1,639,739

0

CC TOTAL CC STOCK MAR STOCK MIN

Total Recursos

Au [Oz]

21.89

TT TOTAL TT

TOTAL STOCK

Aueq [Oz]

1.11

1.65

21.89

RecAu [%]

3,979.80

2540.97

TOTAL PU

1.11

Ag 31-Dic-08 13.00 FINOS In Situ

FINOS RECUPERADOS

MINERAL

Fecha

Precios [US$/Oz]

RECURSOS KINROSS

PU 65%



0

31 Diciembre 2008


P á g i n a | 83

Tabla 49; Recursos Indicados.

Recursos Al 31 de diciembre de 2008 Cia Minera Mantos de Oro Gerencia Mina Departamento de Ingeniería

Au 800

INDICADOS

RAJO

kt


Au [g/t]

BN TOTAL BN

Ag [g/t]

RecAu [%]

RecAg [%]

Au [Oz]

Ag [Oz]

Aueq [Oz]

Au [Oz]

Ag [Oz]

Aueq [Oz]

0.00

0.00

0.00

0.00

0.00

0

0

0

0

0

0

6,345.84

1.01

26.17

78.62

57.42

162,334

3,066,057

212,157

206,472

5,340,107

293,248

6,345.84

1.01

26.17

78.62

57.42

162,334

3,066,057

212,157

206,472

5,340,107

293,248

3488.83

TOTAL PU

Ag 31-Dic-08 13.00 FINOS In Situ

FINOS RECUPERADOS

MINERAL

Fecha

Precios [US$/Oz]

RECURSOS KINROSS

PU 65%

120,561

3,567,449

178,532

168,272

7,612,292

291,972

3,488.83

1.50 1.50

67.86 67.86

71.65 71.65

46.86 46.86

120,561

3,567,449

178,532

168,272

7,612,292

291,972

1,265.07

0.84

43.65

58.58

64.98

19,989

1,153,592

38,735

34,125

1,775,291

62,973

1,265.07

0.84

43.65

58.58

64.98

19,989

1,153,592

38,735

34,125

1,775,291

62,973

0.00

0.00

0.00

0.00

0.00

0

0

0

0

0

504.18

1.02

74.34

68.96

30.64

11,379

369,277

17,380

16,502

1,205,082

36,084

504.18

1.02

74.34

68.96

30.64

11,379

369,277

17,380

16,502

1,205,082

36,084

0.00

0.00

0.00

0.00

0.00

0

0

0

0

0

0

11,603.92

1.14

42.71

73.88

51.19

314,264

8,156,375

446,805

425,370 15,932,772

684,278

TT

0

TOTAL TT CC TOTAL CC

0

STOCK MIN STOCK BL TOTAL STOCK

Total Recursos


31 Diciembre 2008


P á g i n a | 84

Tabla 50; Recursos Inferidos.


Au 800

Inferidos MINERAL

RAJO

kt

Au [g/t]

0.00


BN

TT TOTAL TT CC TOTAL CC

0.00

RecAg [%]

0.00

Au [Oz]

Ag [Oz]

FINOS In Situ

0

Aueq [Oz]

0

Au [Oz]

Ag [Oz]

0

0

Aueq [Oz]

0

0

282.20

0.93

23.05

65.61

58.86

5,512

123,081

7,512

8,402

209,095

11,799

0.93

23.05

65.61

58.86

5,512

123,081

7,512

8,402

209,095

11,799

1,944

12,131

2,141

2,671

22,436

3,036

1,944

12,131

2,141

2,671

22,436

3,036

60.82

TOTAL BN

0.00

RecAu [%]

31-Dic-08

282.20 60.82

TOTAL PU

0.00

Ag 13.00

FINOS RECUPERADOS Ag [g/t]

Fecha

Precios [US$/Oz]

RECURSOS KINROSS

PU 65%


1.37 1.37

11.47 11.47

72.79 72.79

54.07 54.07

533.83

0.52

36.80

68.97

71.40

6,132

450,942

13,460

8,890

631,548

19,153

533.83

0.52

36.80

68.97

71.40

6,132

450,942

13,460

8,890

631,548

19,153

207.96

0.00

140.56

0.00

59.75

0

561,527

9,125

0

939,793

15,272

207.96

0.00

140.56

0.00

59.75

0

561,527

9,125

0

939,793

15,272

15.64

0.85

95.64

70.56

24.29

303

11,682

492

429

48,092

1,210

15.64

0.85

95.64

70.56

24.29

303

11,682

492

429

48,092

1,210

0.00

0.00

0.00

0.00

0.00

0

0

0

0

0

0

1,100.45

0.58

52.32

68.12

62.64

13,891

1,159,363

32,730

20,392

1,850,964

50,470

STOCK MIN STOCK BL TOTAL STOCK

Total Recursos


31 Diciembre 2008


P á g i n a | 85

3. Resúmenes de reservas por rajos con 100% de Purén Tabla 51; Reservas Totales 100% Purén.


PROBADAS + PROBABLES MINERAL

RAJO

Precios [US$/Oz]

RESERVAS

PU 100%

Gerencia Mina Departamento de Ingeniería kt

Au [g/t]

Ag [g/t]


RecAg [%]

Au [Oz]

Ag [Oz]

Ag 31-Dic-08 12.00 MATERIAL

Aueq [Oz]

Estéril kt

FINOS In Situ

Aueq [Oz]

Au [Oz]

Ag [Oz]

Fecha

Au 725

Total kt

LF

2518.05 2,518.05

1.28 1.28

22.36 22.36

85.98 85.98

72.26 72.26

88,889 88,889

1,308,161 1,308,161

110,541 110,541

103,382 103,382

1,810,363 1,810,363

133,347 133,347

9170.03 9,170.03

11,688.08 11,688.08

CN

5029.51 5,029.51

1.18 1.18

45.25 45.25

80.24 80.24

60.37 60.37

153,388 153,388

4,417,549 4,417,549

226,506 226,506

191,154 191,154

7,317,235 7,317,235

312,267 312,267

6640.86 6,640.86

11,670.37 11,670.37

626.80

1.15

250.46

64.23

58.50

14,837

5,047,285

206.48 219.13

59.20 61.69

49.55 52.49

13,948 28,784

23,559 46,660

10,307,560 15,354,845

106,642 0 194,167 300,809

7,629.91

0.47 0.67

63,709 0 98,479 162,188

23,101

1552.67 2,179.47

2,952,695 0 5,107,085 8,059,780

12,592.02 20,221.93

8,256.71 0.00 14,144.69 22,401.40

BN

2628.65 2,628.65

1.04 1.04

51.85 51.85

58.61 58.61

62.96 62.96

51,735 51,735

2,758,959 2,758,959

97,400 97,400

88,273 88,273

4,382,116 4,382,116

160,805 160,805

10599.91 10,599.91

13,228.56 13,228.56

CC

2393.83 2,393.83

1.34 1.34

67.72 67.72

76.97 76.97

38.21 38.21

79,126 79,126

1,991,582 1,991,582

112,091 112,091

102,802 102,802

5,211,905 5,211,905

189,068 189,068

19889.09 19,889.09

22,282.92 22,282.92

STOCK MAR STOCK MIN

2,640.90 1,236.35

0.64 0.96

28.69 99.10

79.74 69.37

71.75 58.66

43,329 26,533

1,747,747 2,310,618

72,257 64,777

54,340 38,245

2,435,973 3,939,151

94,660 103,445

0.00 0.00

2,640.90 1,236.35

TOTAL STOCK

3,877.24

0.74

51.14

75.46

63.66

69,861

4,058,365

137,034

92,586

6,375,124

198,105

Total Reservas

18,626.75

1.04

67.55

75.50

55.86

471,783

22,594,397

845,760

624,857

40,451,589

1,294,400

TOTAL L-F

TOTAL C-N PU1exp PU2 PU3 TOTAL PU

TOTAL BN

TOTAL CC


31 Diciembre 2008

3,877.24 66,521.82

85,148.57


P á g i n a | 86

4. Resúmenes de recursos por rajos con 100% de Purén Tabla 52; Recursos Totales 100% Purén.

Recursos Al 31 de diciembre de 2008 Cia Minera Mantos de Oro Gerencia Mina Departamento de Ingeniería

Precios [US$/Oz]

RECURSOS

PU 100%

Au 800

TOTALES FINOS RECUPERADOS

MINERAL RAJO

kt

Au [g/t]

Ag [g/t]

RecAu [%]

RecAg [%]

Au [Oz]

Ag [Oz]

Aueq [Oz]

Ag 13.00

Fecha 31-Dic-08

FINOS In Situ Au [Oz]

Ag [Oz]

Aueq [Oz]

LF

3,979.80 3,979.80

1.11 1.11

21.89 21.89

82.33 82.33

70.18 70.18

117,243 117,243

1,965,348 1,965,348

149,180 149,180

142,412 142,412

2,800,389 2,800,389

187,919 187,919

CN

14,085.07 14,085.07

1.23 1.23

31.37 31.37

80.11 80.11

57.82 57.82

447,641 447,641

8,214,756 8,214,756

581,130 581,130

558,803 558,803

14,207,122 14,207,122

789,669 789,669

PU

9276.61 9,276.61

1.56 1.56

71.60 71.60

72.03 72.03

49.97 49.97

335,519 335,519

10,671,066 10,671,066

508,924 508,924

465,788 465,788

21,355,624 21,355,624

812,817 812,817

BN

4,456.42 4,456.42

0.84 0.84

47.12 47.12

60.92 60.92

64.28 64.28

73,604 73,604

4,339,833 4,339,833

144,126 144,126

120,825 120,825

6,751,082 6,751,082

230,530 230,530

TOTAL CC

3,467.68 3,467.68

1.23 1.23

64.63 64.63

76.88 76.88

39.73 39.73

105,049 105,049

2,862,977 2,862,977

151,572 151,572

136,648 136,648

7,205,732 7,205,732

253,741 253,741

STOCK MAR STOCK MIN TOTAL STOCK

6,947.90 1,319.22 8,267.12

0.59 0.95 0.65

31.67 96.32 41.98

67.16 69.48 67.70

60.23 59.23 59.86

88,577 27,924 116,502

4,260,099 2,419,465 6,679,564

157,804 67,241 225,045

131,885 40,190 172,076

7,073,448 4,085,155 11,158,603

246,829 106,574 353,403

43,532.70

1.14

45.35

74.88

54.72

1,195,556 34,733,544

1,759,976

1,596,552 63,478,552

2,628,079

TOTAL L-F

TOTAL C-N

TOTAL PU

TOTAL BN TT TOTAL TT CC

Total Recursos


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5. Evaluación Económica de los Stock. Se toman las leyes y recuperaciones metalúrgicas promedio de cada uno de los materiales estoqueados, con esta información y aplicando los precios y costos considerados para las reservas o recursos según corresponda, se les calcula su valor económico a través de la función beneficio que se muestra a continuación. Función de beneficio:

Beneficio=((Pau-VTaAu))/31.1035*Au*RecAu/100+((Pag-VTaAg)/31.1035)*Ag*RecAg/100-(CtoMin+CtoPro+CtoGA+CtoFee) Pau VTaAu Au RecAu Pag VTaAg Ag RecAg CtoMin CtoPro CtoRA CtoFee

: Precio del oro (US$/Oz) : Costo de venta del oro (US$/Oz) : Ley del oro (gr/tonnes) : Recuperación del oro (%) : Precio de la plata (US$/Oz) : Costo de venta de la plata (US$/Oz) : Ley de la plata (gr/tonnes) : Recuperación de la plata (%) : Costo mina mineral (US$/tonnes) no se considera perforación ni tronadura. : Costo de proceso planta (US$/tonnes) : Costo administración y recursos humanos (US$/tonnes) : Costo Contractual que cobra MDO a Puren, solo aplica a Puren (US$/tonnes)

La siguiente tabla muestra los costos y precios utilizados para la evaluación de los diferentes materiales estoqueados, tanto como para reservas y como recursos.


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Tabla 53: de precios y costos para evaluación de Stock.

Precios y Costos para Stock 2008 Unidad Stock sector CN Stock sector LF Stock Pu Reservas Recursos Reservas Recursos Reservas Recursos Pau Pag VTaAu VTaAg CtoMin CtoEst CtoPro CtoGA CtoFee

US$/oz US$/oz US$/Oz US$/Oz US$/t US$/t US$/t US$/t US$/t

725 12 0.35 0.28 1.86 0.00 10.09 2.90 0.00

800 13 0.35 0.28 1.86 0.00 10.09 2.90 0.00

725 12 0.35 0.28 1.86 0.00 10.09 2.90 0.00

800 13 0.35 0.28 1.86 0.00 10.09 2.90 0.00

725 12 0.35 0.28 2.69 0.00 19.97 2.89 2.68

800 13 0.35 0.28 2.69 0.00 19.97 2.89 2.68

Resultados de la evaluación económica de los stock según reserva y recursos. La siguiente tabla muestra la ubicación y capacidad de todos los stock a diciembre 2008, evaluación económica como reservas y recursos, beneficio mayor a cero califican como reservas o recursos, materiales menores a cero califican como estéril.


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Tabla 54: Ubicación, capacidad y evaluación de stock como reserva y recursos.

Stock Pile

Sector Ubicación

Ktonnes 31-Dec-08

Au [g/t]

Ag [g/t]

RecAu [%]

RecAg [%]

OzAu [Oz]

OzAg [Oz]

Beneficio Reservas (US$/Tonnes)

Beneficio Recursos (US$/Tonnes)

Stock CN STK SP18

CN

177.89

0.61

40.92

78.77

59.65

2,748

139,600

5.5

7.4

LF LF

82.87 40.15

0.73 0.85

54.80 41.77

72.40 70.32

72.00 68.67

1,408 772

105,123 37,026

14.8 9.9

14.8 12.2

PU

227.50

1.12

236.96

53.45

57.66

4,379

999,360

37.2

43.0


3.28 46.40 96.20 77.83 81.60 286.17 54.07 22.75

1.23 0.51 0.52 1.79 1.96 0.80 0.70 0.49

55.84 26.00 41.61 59.29 66.97 43.85 32.56 37.26

76.37 71.70 73.44 80.76 78.65 71.74 72.61 78.13

62.91 64.70 60.17 65.25 58.44 64.78 52.20 63.94

99 546 1,181 3,618 4,044 5,280 884 280

3,708 25,095 77,437 96,810 102,680 261,355 29,545 17,423

20.3 0.01 3.5 33.4 35.8 9.2 3.4 3.0

23.6 1.35 5.1 38.1 40.7 11.4 5.1 4.7

3,001.86 212.58 7,004.35 4,307.01 2,640.90 430.91

0.22 0.39 0.22 0.56 0.64 0.15

22.51 33.66 22.51 33.49 28.69 55.08

76.49 59.24 76.49 59.24 80.95 59.24

78.12 55.00 78.12 55.00 72.84 55.00

16,454 1,579 38,393 45,938 43,988 1,231

1,697,075 126,527 3,959,842 2,550,611 1,774,363 419,695

-4.3 -2.5 -4.3 -0.2 5.1 -1.4

-3.4 -1.4 -3.4 1.1 6.9 -0.3

18,794.32

0.40

30.55

70.79

67.30

172,822

12,423,276

Stock LF STK SP1 STK SP B

Stock PU STK-PU-03

Stock Remanejo STK CHCN STK CHOB-2 STK-CHCN-1 STK-CHCN-3 STK-CHCN-13 STK-CHCN-14 STK CHLM STK CHLB

Stock Marginales y Baja Ley STK BL-3 STK BL-4 STK BL-5 MAR 1 MAR 2 MAR 3

LF LF LF LF LF LF

TOTAL


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Stock STK SP1 tiene beneficio positivo pero tiene sobre el un material de alto contenido de cobre, lo que podría dificultar su recuperación, durante el año se evaluará la factibilidad operacional de recuperarlo sin que se contamine durante su extracción, por ahora lo calificaremos solo como recurso por el motivo descrito. Con todo lo anterior, los stock que califican como reservas para año 2008 son los que muestra la tabla siguiente.


RAJO


RecAu [%]

RecAg [%]

OzAu Recup. [Oz]

OzAg Recup. [Oz]

CN

177.889

0.61

40.92

78.77

59.65

2,748

139,600

LF

40.150

0.85

41.77

70.32

68.67

772

37,026


3.283 46.400 96.201 77.834 81.603 286.174 54.068 22.747

1.23 0.51 0.52 1.79 1.96 0.80 0.70 0.49

55.84 26.00 41.61 59.29 66.97 43.85 32.56 37.26

76.37 71.70 73.44 80.76 78.65 71.74 72.61 78.13

62.91 64.70 60.17 65.25 58.44 64.78 52.20 63.94

99 546 1,181 3,618 4,044 5,280 884 280

3,708 25,095 77,437 96,810 102,680 261,355 29,545 17,423

PU

227.500

1.12 236.96

53.45

57.66

4,379

999,360

LF

2640.895 3,754.74

0.64 0.73

80.95 76.91

72.84 65.50

43,988 67,818

1,774,363 3,564,403

28.69 45.08


31 Diciembre 2008


FASE Stocks LF STK-SP1 Stocks MAR MAR-1 TOTAL

RAJO


RecAu [%]

RecAg [%]

P á g i n a | 91

OzAu Recup. [Oz]

OzAg Recup. [Oz]

LF

82.87

0.73

54.80

72.40

72.00

1,408

105,123

LF

4,307.01 4,389.88

0.56 0.56

33.49 33.89

59.24 59.56

55.00 55.52

45,938 47,346

2,550,611 2,655,734


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P á g i n a | 92

6. Función de beneficio

COMPAÑIA MINERA MANTOS DE ORO

REVISIÓN DE METODOLOGIA PARA CÁLCULO DE RESERVAS Y PIT FINAL ÓPTIMO

NCL Ingeniería y Construcción S.A. Diciembre 2008


31 Diciembre 2008


1.

P á g i n a | 93

INTRODUCCION El presente documento corresponde al informe del estudio denominado “Metodología

para Cálculo de Reservas y Pit Final Óptimo”. El estudio fue solicitado por Compañía Minera Mantos de Oro (MDO) a NCL para realizar una revisión de la metodología utilizada actualmente y proponer una metodología estándar y bien respaldada para el cálculo de reservas económicas y pit óptimo. El estudio tiene su origen en algunas diferencias encontradas en estudios anteriores, entre las reservas económicas óptimas que reporta el software optimizador de pits (Whittle) y las obtenidas en la cubicación a partir de modelos en software tradicionales (Gemcom, Vulcan, etc.). Las principales actividades a desarrollar son: •

Revisar los criterios y parámetros utilizados en el cálculo del pit óptimo.

•

Identificar los parámetros relevantes que determinan la ley de corte marginal de cada escenario en el cálculo del pit óptimo

•

Comparar distintas metodologías y utilización de los parámetros relevantes en el proceso de definición de reservas.

Proponer las mejores prácticas para el cálculo de reservas mediante un pit óptimo.

2.

INFORMACION DISPONIBLE

Para la revisión de la metodología del cálculo de reservas económicas y los ejercicios necesarios, MDO proporciono los modelos y parámetros económicos del proyecto Can Can. Las principales características y variables del modelo son: Las coordenadas UTM del origen y las dimensiones del modelo son: Origen Coordenada Este

:

472,800

Origen Coordenada Norte

:

7,035,000


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P á g i n a | 94

Rotación Modelo

:

00

Elevación Máxima

:

4,390

Elevación Mínima

:

3,800

Tamaño de bloque

:

10 x 10 x 10

Número de filas

:

100

Número de columnas

:

95

Número de bancos

:

59

El modelo de bloques contiene las variables relevantes para este estudio Au (ppm), Ag (ppm), densidad, Recuperación Au, Recuperación Ag y categoría de recurso. También tiene otras variables que no son utilizadas en el presente estudio (Cu y Cal). La siguiente tabla muestra los recursos que reporta el modelo proporcionado:

Ley de Corte (Au ppm) Dens. t/m3 1 1.99 0.8 2.00 0.6 1.99 0.4 2.00 0.2 1.99

kTon 1,609 2,202 3,100 4,425 6,627

Au (ppm) 2.08 1.76 1.45 1.16 0.87

Ag (ppm) 56.1 55.9 54.2 53.0 50.2

Ton - Ley CanCan (AU) 2.5

18,000 16,000

Tonelaje (Kton)

12,000 1.5 10,000 8,000 1.0 6,000 4,000

Ley Media Au (ppm)

2.0

14,000

0.5

2,000 0

0.0

0

1

2

3

4

5

6

7

Cut-off Au (gr/t) Tonnage

AU


31 Diciembre 2008


P á g i n a | 95

Topografía.‐ Para la topografía correspondiente, MDO entregó la superficie en archivo dxf y NCL transformó ésta en una superficie modelada en formato para el software Gemcom.


31 Diciembre 2008


P á g i n a | 96

Parámetros para Función Económica.‐ Los valores de precios, recuperaciones y costos fueron proporcionados por MDO y son presentados en la siguiente tabla:

Parámetros para Función Económica.

ITEM Costos Mina

Valor

Unidad

Mineral

2.300

[US$/ton proc]

Total

1.720

[US$/ton moved]

Costos Planta

TOTAL

[US$/ton proc]

Sell

Au

Costs

Ag

7.720 3.4 0.21

G&A Costs

G&A

2.05

[US$/ton milled]

Esteril

[US$/oz] [US$/oz]

Operación de Modelos.‐ A partir de los modelos originales y los parámetros económicos, fueron generados por NCL distintos modelos de variables económicas, los que serán utilizados en las distintas metodologías a probar.

Los modelos generados y su operatoria son:

- Au Equivalente (ppm):


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P á g i n a | 97

Corresponde a traspasar los ingresos y costos de Ag a un valor equivalente de Au para trabajar con sólo una variable. El cálculo considera los valores de los modelos de Au, Ag y recuperaciones, además de los precios y costos respectivos de acuerdo a la siguiente fórmula:

AuEq = Au + (Ag x RecAg x (PAg – Cvta Ag))/(RecAu x (PAu – Cvta Au))

Los valores de Au, Ag, RecAu y RecAg provienen directamente del modelo de bloques. Los valores de Precio y Costo de Venta de Au y Ag provienen de la tabla de parámetros económicos.

Dicha ecuación es sólo válida para recuperaciones de Au mayores a cero. Esto no representa problemas ya que esto se cumple siempre en los casos en que Ag >0.

Parámetros considerados:

•

Precio Au (Pau)

: 500

USD/oz

•

Costo venta Au (Cvta Au)

: 3.4

USD/oz

•

Precio Ag (Pag)

: 10

USD/oz

•

Costo venta Ag (CvtaAg)

: 0.21 USD/oz

- Ingresos (US$/t): El modelo de ingresos en US$/t corresponde al ingreso que genera cada tonelada de un bloque en caso de ser procesado. Este modelo, al utilizar la unidad US$/t, es posible considerarlo y trabajarlo con un modelo de leyes en el software optimizador, sólo con algunas modificaciones en los parámetros de entrada. Además se utiliza como un indicador de la


31 Diciembre 2008


P á g i n a | 98

calidad del mineral (a mayor ingreso mejor mineral y mejores leyes). El cálculo del ingreso se realiza directamente a partir de los modelos de Au, Ag, RecAu y RecAg y con los valores de precio y costo de venta respectivos. La siguiente ecuación muestra el cálculo realizado:

Ingreso (US$/t) = (PAu – CvtaAu) x RecAu x Au + (PAg – CvtaAg) x RecAg x Ag

•

Au, Ag, RecAu y RecAg

: Variable Bloque a Bloque según Modelos

•

Precio Au (Pau)

: 500

USD/oz

•

Costo venta Au (Cvta Au)

: 3.4

USD/oz

•

Precio Ag (Pag)

: 10

USD/oz

•

Costo venta Ag (CvtaAg)

: 0.21 USD/oz

- Beneficio sin Costo Mina Similar al caso anterior, pero incorporando el costo de proceso en el valor del bloque. De esta forma el modelo se calcula:

Ben s/CM (US$/t) = Ingreso – Costo Proceso

Costo Proceso = 10.35 USD/ton (Incluye 0.58 US$/t correspondiente al diferencial del costo mina de mineral vs lastre)

Los bloques con Beneficio menor que cero se igualan a cero.


31 Diciembre 2008


P á g i n a | 99

- Beneficio con Costo Mina En este último caso, calcula el beneficio completo del bloque (considerando el costo de proceso y el costo mina según los casos en que corresponda). De esta forma tal como en el caso anterior:

Ben s/CM = Ingreso – Costo Proceso – Costo Mina

Costo Proceso = 10.35 USD/ton

Costo Mina = 1.72 USD/ton A continuación se muestran las tablas y gráficos del total de recursos según todos los modelos calculados y utilizando cada una de las variables como elemento de corte.

Au Equivalente Ley de Corte (Au Eq. ppm) 1 0.8 0.6 0.4 0.2

Au ppm 1.29 1.07 0.85 0.70 0.56

kTon 3,542 4,711 6,476 8,334 11,026

Ag ppm 66.1 64.2 60.5 55.4 49.4

Au Eq. ppm 1.96 1.70 1.42 1.22 0.99

Ben. s/CM Ben. c/CM (US$/t) (US$/t) 16.09 14.50 12.30 10.97 8.96 7.98 6.96 6.20 5.26 4.69

ING (US$/t) 26.34 22.23 18.08 15.25 12.36

Ton - Ley CanCan (AUEQ) 1.400

18,000.0 16,000.0

1.200

Tonelaje (Kton)

14,000.0 1.000

12,000.0 10,000.0

0.800

8,000.0

0.600

6,000.0

Tonnage AU

0.400

4,000.0 0.200

2,000.0

0.000

0.0 0

1

2

3

4

5

6

7

Cut-off AuEq (gr/t)


31 Diciembre 2008


P á g i n a | 100

Ingreso (US$/t) Ley de Corte (Ing. US$/t) 10 8 6 4 2

Au ppm 1.17 1.03 0.88 0.69 0.55

kTon 4,132 4,998 6,282 8,645 11,462

Ag ppm 62.7 60.7 57.6 54.0 47.6

Au Eq. ppm 1.79 1.62 1.43 1.18 0.96

Ben. s/CM Ben. c/CM (US$/t) (US$/t) 14.05 12.51 11.61 10.34 9.24 8.23 6.71 5.98 5.06 4.51

ING (US$/t) 24.39 21.72 18.69 14.94 11.99

Ton - Ley CanCan (Ingreso) 1.400

18,000.0 16,000.0

1.200

Tonelaje (Kton)

14,000.0 1.000

12,000.0 10,000.0

0.800

8,000.0

0.600

6,000.0

Tonnage AU

0.400

4,000.0 0.200

2,000.0

0.000

0.0 0

1

2

3

4

5

6

7

Cut-off Income (US$/t)

Beneficio s/Costo Mina (US$/t) Ley de Corte (Ben s/CM. US$/t) 10 8 6 4 2 0.001

kTon 1,612 1,907 2,348 2,869 3,362 3,991


Au ppm 1.96 1.80 1.62 1.45 1.32 1.19

Ag ppm 71.8 70.0 68.3 66.3 64.8 63.1

Au Eq. ppm 2.79 2.59 2.36 2.15 1.99 1.82

Ben. s/CM Ben. c/CM (US$/t) (US$/t) 29.58 27.86 26.40 24.68 22.74 21.02 19.52 17.80 17.09 15.37 14.54 12.95

ING (US$/t) 39.93 36.75 33.09 29.87 27.44 24.89

31 Diciembre 2008


P á g i n a | 101

Ton - Ley CanCan (Beneficio s/CM) 2.500

4,500.0 4,000.0

2.000

Tonelaje (Kton)

3,500.0 3,000.0

1.500

2,500.0

Tonnage AU

2,000.0

1.000

1,500.0 1,000.0

0.500

500.0 0.0

0.000 0

1

2

3

4

5

6

7

Cut-off Ben (US$/t)

Beneficio c/Costo Mina (US$/t) Ley de Corte (Ben s/CM. US$/t) 10 8 6 4 2 0.001

Au ppm 2.13 1.93 1.78 1.59 1.43 1.31

kTon 1,370 1,667 1,965 2,406 2,932 3,428

Ag ppm 73.1 71.5 69.5 67.9 66.0 64.7

Au Eq. ppm 3.00 2.75 2.56 2.33 2.13 1.97

Ben. s/CM Ben. c/CM (US$/t) (US$/t) 32.88 31.16 28.92 27.20 25.85 24.13 22.34 20.62 19.18 17.46 16.80 15.08

ING (US$/t) 43.23 39.27 36.20 32.69 29.53 27.15

Ton - Ley CanCan (Beneficio c/CM) 4,000.0

2.500

3,500.0 2.000

Tonelaje (Kton)

3,000.0 2,500.0

1.500 Tonnage

2,000.0

AU

1.000

1,500.0 1,000.0

0.500

500.0 0.0

0.000 0

1

2

3

4

5

6

7

Cut-off Ben (US$/t)


31 Diciembre 2008


3.

P á g i n a | 102

METODOLOGIA MDO

MDO utiliza para el proceso de determinación de reservas óptimas, la metodología básica de Whittle, es decir, se ingresan las variables de Au y Ag por separado, de modo que el programa calcule el valor preliminar o de proceso de cada bloque, diferenciando entre estéril y mineral en primera instancia y posteriormente calculando el valor completo del bloque aplica el algoritmo de Lerch y Grossman.

Para el caso de Can Can, los parámetros considerados son:

• • • • • • • •

4 “leyes” consideradas en este caso: Au, Ag, RecAu, RecAg. Cálculo interno en Whittle para obtener la recuperación de cada elemento (Au y Ag) Precio Au : 500 USD/oz Precio Ag: 10 USD/oz Costo venta Au: 3.4 USD/oz Costo venta Ag: 0.21 USD/oz Costo Proceso: 7.72 (Planta) + 2.05 (Gastos G&A) + 0.58 (Costo mina mineral) = 10.35 USD/ton Costo mina: 1.72 USD/ton

De este modo, Whittle calcula en primera instancia el valor preliminar del bloque para diferenciar estéril de mineral.

Valor preliminar bloque = Ingreso* Au + Ingreso* Ag – Costo Proceso

Ingreso* (US$) : (Precio – Costo venta) x Recuperación x Fino / 31.10348 (igual para Au y Ag)

Valor preliminar Bloque > 0 Î mineral

Valor preliminar Bloque <= 0 Î estéril


31 Diciembre 2008


P á g i n a | 103

Los bloques de estéril (Ingreso = 0) tienen un valor de bloque negativo igual al costo mina. El factor de ingreso varía entre 0.6 y 1.2 en el primer ejercicio.

Los resultados de este ejercicio se muestran en la siguiente tabla:

Optimization pit summary Price Au Price Ag Rev Ftr US$/ Oz US$/ Oz 0.9 0.93 0.96 0.99 1.02 1.05 1.08 1.11 1.14 1.17 1.2

450 465 480 495 510 525 540 555 570 585 600

9 9.3 9.6 9.9 10.2 10.5 10.8 11.1 11.4 11.7 12

Rock Tonnes x1000 488 15,416 15,420 18,208 18,859 24,562 25,303 26,073 26,078 27,665 27,678

Ore Tonnes x1000 131 1,504 1,554 1,965 2,108 2,824 2,980 3,130 3,226 3,465 3,533

Strip Ratio

AU Grade

AU Grade

2.72 9.25 8.92 8.27 7.95 7.7 7.49 7.33 7.08 6.98 6.83

0.71 1.57 1.54 1.44 1.40 1.32 1.29 1.27 1.24 1.21 1.20

93.5 68.5 68.3 65.8 65.4 67.6 68.2 67.8 67.5 65.7 65.6

Una vez determinado el pit final optimo, este es traspasado como superficie al software minero que utiliza MDO para las cubicaciones y los posteriores diseños. Dado que son dos los elementos beneficiados (Au y Ag) y que cada uno de ellos tienen recuperación variable, no es posible diferenciar lo que whittle considera lastre o mineral a partir sólo de los modelos base. . Como una forma de diferenciar lastre de mineral, MDO genera y utiliza el modelo de Beneficio con Costo Mina, definiendo como mineral todos aquellos bloques con Beneficio (con Costo Mina) mayor a cero.


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Indudablemente que esta definición no coincide con la definición de mineral que utiliza whittle y por lo tanto, la cubicación de reservas realizadas con este criterio no coinciden con las reservas que reporta whittle. Para la definición de ley de corte marginal no se debe utilizar el costo mina, en el concepto generalmente utilizado la ley de corte marginal es calculada sólo con los costos del material a procesar menos el costo de estéril (costo mina). Como una forma de mostrar las diferencias que se generan con esta metodología, la tabla siguiente muestra la cubicación del pit óptimo whittle utilizando el modelo de Beneficio con Costo mina (criterio MDO).

4.

OTRAS METODOLOGIAS PARA CÁLCULO DE RESERVAS ÓPTIMAS

Como una forma de revisar y comparar resultados a continuación se presentan una serie de metodologías alternativas de gran utilización en la industria en casos similares.

Utilizando Modelo de Au Eq El modelo de Au equivalente fue calculado previamente de acuerdo a la siguiente forma:

Ingreso* AuEq = Ingreso* Au + Ingreso* Ag

Ley AuEq = Ley Au + (Ley Ag x RecAg x (Pr Ag – Cventa Ag))/(RecAu x (Pr Au – Cventa Au))

Dicha ecuación es sólo válida para recuperaciones de Au mayores a cero. Esto no representa problemas ya que esto se cumple siempre en los casos en que Ag >0.


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Los Parámetros considerados para whittle son:

• • • • •

•

Solo se consideran las 2 variables de modelo: AuEq, RecAu. Cálculo interno en Whittle para obtener la recuperación RecAu Precio Au : 500 USD/oz Costo venta Au: 3.4 USD/oz Costo Proceso: 7.72 (Planta) + 2.05 (Gastos G&A) + 0.58 (Costo mina mineral) = 10.35 USD/ton Costo mina : 1.72 USD/ton

Al igual que en el caso base (2 elementos, Au y Ag), los bloques de estéril son valorizados negativamente con el costo mina y los bloques de mineral con costo de proceso + costo de mina. Cabe destacar que los bloques de mineral (salvo diferencias de decimales) son iguales al caso anterior dado que Whittle calcula el valor preliminar para diferenciar entre estéril y mineral como el ingreso menos el costo de proceso, y los ingresos del Au equivalente son iguales a la suma de ambos (caso base).

Utilizando Modelo de Ingreso (US$/t) En este caso, previamente en Gemcom se calcula el ingreso del bloque el cual Whittle reconoce como fino, por lo cual es necesario “trucar” los precios y recuperaciones. El valor preliminar del bloque está determinado por:

Valor preliminar bloque = Ingreso* – Costo Proceso

Ingreso* (US$) : (Precio – Costo venta) x Recuperación x Fino

Salvo que en este caso el “fino” corresponde al Ingreso previamente calculado en Gemcom, por lo cual los parámetros utilizados por Whittle son: Reporte Recursos y Reservas

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• • • • • •

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Ingreso (opera como fino) previamente calculado (externo a Whittle) Precio : 1 USD/un Recuperación : 100% Costo de venta: 0 USD/un Costo proceso : 10.35 USD/ton Costo mina : 1.72 USD/ton De esta forma el ingreso que calcula Whittle es igual al calculado externamente, el cual

a su vez es igual a los ingresos de los dos casos anteriores.

Utilizando Modelo de Beneficio sin Costo Mina Similar al caso anterior, pero incorporando el costo de proceso en el valor del bloque. De esta forma en Gemcom se calcula:

Ben s/CM = Ingreso – Costo Proceso (fino en Whittle)


Ingreso = Ingreso* Au + Ingreso* Ag

Luego en Whittle:



En este caso, el Fino corresponde al beneficio sin costo mina por lo cual los parámetros utilizados por Whittle son: Reporte Recursos y Reservas

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• • • • • •

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Beneficio s/CM (opera como fino) previamente calculado (externo a Whittle) Precio : 1 USD/un Recuperación : 100% Costo de venta: 0 USD/un Costo proceso: 0 USD/ton Costo mina: 1.72 USD/ton De esta forma, la elección de los bloques es igual a los tres casos anteriores ya que el

valor preliminar de los bloques no cambiará. Cabe destacar eso si que esto es válido sólo para un factor de ingreso de 1.0 ya que dicho factor se aplica sobre el Ingreso y en este caso dicho Ingreso tiene implícitamente incorporado un costo de proceso, el cual sería eventualmente ponderado (subestimando o sobre estimando el valor preliminar del bloque si es que el factor es mayor o menor que 1 respectivamente).

Por lo anterior, es válido utilizar la metodología de beneficio sin costo mina para un factor de ingreso de 1.0.

Utilizando Modelo de Beneficio con Costo Mina En este último caso, externamente en Gemcom se calcula el beneficio completo del bloque (considerando el costo de proceso y el costo mina según los casos en que corresponda). De esta forma tal como en el caso anterior:

Ben s/CM = Ingreso – Costo Proceso – Costo Mina (fino en Whittle)


Costo Mina = 1.72 USD/ton

Ingreso = Ingreso* Au + Ingreso* Ag


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Luego en Whittle:



Los parámetros para Whittle son:

• • • • • •

Beneficio c/CM calculado externamente (opera como fino en Whittle) Precio : 1 USD/un Recuperación : 100% Costo venta: 0 USD/un Costo proceso: 0 USD/ton Costo mina: 0 USD/ton (se aproxima a cero el costo por limitante del programa)

En este caso, el valor preliminar del bloque es evidentemente distinto al caso de beneficio sin costo mina o a los tres casos anteriores. Al incorporar el costo mina en el valor preliminar del bloque se cometen dos errores simultáneamente:

-

Los bloques considerados como mineral debieran ser aquellos que cubren los costos de proceso (sin costo mina). En este caso sin embargo, existen bloques que cubren dichos costos pero no el costo mina con lo cual Whittle los clasifica como estéril dado que el valor preliminar del bloque incorpora dicho costo y el programa discrimina por dicho valor preliminar.

-

Una vez que Whittle calcula el valor preliminar del bloque, en caso de ser mineral, al valor preliminar le resta el costo mina (cero, por lo cual no hay problema) pero al estéril le asigna solamente el valor del costo mina (por ser estéril) el cual es cero. De esta forma todo el estéril a remover no tiene costo mina asociado pudiéndose remover prácticamente el 100% de los bloques de mineral que sí pagan el costo mina dado el nulo costo de remover estéril.

Por lo anterior el resultado obtenido es un pit considerablemente mayor con una razón estéril mineral alta.


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4.1

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Resultados de Optimización con Metodologías Alternativas.-

Para cada una de las metodologías propuestas, a continuación se muestran los resultados del pit final óptimo: Los resultados corresponden a corridas whittle sólo para factor de Ingresos igual a 1.0. Para todas las corridas se utilizó un ángulo de talud global de 400 (simula la incorporación de rampas).

Corrida Au+Ag Au Eq Ingreso Benef s/CM Benef c/CM

Total Mineral Ley Au Ley Ag Ley AuEq Rev. Factor (Kton) (Kton) E/M g/t g/t g/t 1.0 18,494 2,033 8.1 1.42 65.3 2.06 1.0 18,494 2,041 8.1 1.42 65.3 2.06 1.0 18,494 2,033 8.1 1.42 65.3 2.06 1.0 18,494 2,033 8.1 1.42 65.3 2.06 1.0 49,830 3,426 13.5 1.20 63.5 1.84

Las corridas whittle en los primeros 4 casos (base, AuEq., Ing y Ben s/CM) resultaron iguales (sólo el caso de Au Eq. Tiene una pequeña diferencia por efecto de alguna aproximación) y sólo el caso del modelo de Beneficio c/CM resulta distinto y evidentemente errado, de hecho no es posible calcular el pit optimo mediante whittle con este modelo. Cualquiera de las otras 4 metodologías es correcta y genera el mismo resultado final de pit óptimo. Las tablas a continuación muestran las cubicaciones del pit final optimo según cada una de las variables como elemento de corte.

Por Au Eq. Ley de Corte Au Eq. (ppm) 1 0.8 0.6 0.4 0.2 0.001 0

kTon 1,963 2,652 3,807 4,877 6,047 8,071 18,494


Au ppm 1.45 1.17 0.88 0.73 0.61 0.47 0.20

Ag ppm 66.8 65.3 62.4 58.2 54.7 42.8 18.7

Au Eq. ppm 2.12 1.80 1.47 1.25 1.07 0.82 0.36

Ben. s/CM Ben. c/CM (US$/t) (US$/t) 18.21 16.69 13.58 12.38 9.47 8.62 7.39 6.73 5.96 5.43 4.47 4.07 1.95 1.78

ING (US$/t) 28.41 23.36 18.16 15.20 12.83 9.81 4.28

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Por Ingreso (US$/t) Ley de Corte Ingreso (US$/t) 10 8 6 4 2 0.001 0

kTon 2,107 2,582 3,206 4,647 6,008 8,071 18,494

Au ppm 1.38 1.21 1.03 0.76 0.61 0.47 0.20

Ag ppm 65.2 63.9 62.6 59.5 54.5 42.8 18.7

Au Eq. ppm 2.02 1.81 1.60 1.29 1.07 0.82 0.36


ING (US$/t) 27.45 24.04 20.72 15.81 12.91 9.81 4.28


ING (US$/t) 46.23 42.52 38.00 34.28 31.28 28.08 4.28


ING (US$/t) 50.28 45.67 41.82 37.70 33.91 30.99 4.28

Por Beneficio s/CM (US$/t) Ley de Corte (Ben s/CM. US$/t) 10 8 6 4 2 0.001 0

kTon 867 1,005 1,225 1,465 1,709 2,033 18,494

Au ppm 2.40 2.20 1.95 1.75 1.59 1.42 0.20

Ag ppm 69.6 68.5 67.3 67.0 66.5 65.3 18.7

Au Eq. ppm 3.20 2.97 2.68 2.45 2.26 2.06 0.36

Por Beneficio c/CM (US$/t) Ley de Corte (Ben c/CM. US$/t) 10 8 6 4 2 0.001 0

kTon 746 885 1,035 1,241 1,492 1,735 18,494

Au ppm 2.61 2.37 2.16 1.94 1.73 1.57 0.20

Ag ppm 71.4 69.7 68.5 67.3 66.8 66.4 18.7

Au Eq. ppm 3.45 3.17 2.92 2.66 2.43 2.24 0.36

De los resultados presentados las siguientes conclusiones son importantes:

•

El modelo de Beneficio c/CM reporta del orden de 15% menos reservas que las reservas whittle (el porcentaje es válido sólo para el modelo en estudio, ya que este


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•

P á g i n a | 111

debe ser distinto para cada caso y depende fundamentalmente del volumen de reservas en el rango de la ley de corte marginal) En el modelo de Au Equivalente no es posible determinar una ley de corte marginal única, debido a que en este caso la recuperación es variable bloque a bloque. Para lograr un valor único de ley de corte y conseguir que las cubicaciones muestren el mismo tonelaje que reporta whittle, es necesario generar un modelo adicional de Au Equivalente Recuperable. Evidentemente esta solución complica, confunde los resultados y aumenta la posibilidad de error en la manipulación de los modelos.

•

El caso del modelo de Ingresos la metodología es sencilla, no genera confusión respecto de que valores utilizar en la generación del modelo (no utiliza costos), la comparación es directa para la determinación de lastre y mineral (Ingreso vs costo de mineral) y ante cambios en los costos las comparaciones son muy claras y fácil de presentar.

•

El caso más claro y de fácil manejo es el modelo de Beneficio s/CM. Este presenta todas las facilidades y características del modelo de ingresos, con la ventaja que el beneficio de corte es igual a cero, lo que facilita el entendimiento y en general los números coinciden perfectamente. La tabla de cubicación presentada muestra el mismo tonelaje que el reportado directamente por whittle.


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5.

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CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES

Los ejercicios desarrollados en el presente estudio muestran claramente las siguientes conclusiones:

• La metodología utilizada por MDO es correcta en el cálculo del pit óptimo (utilización y parámetros en whittle). El posterior manejo de modelos y el hecho de cubicar utilizando un modelo de beneficio por bloque que incluye el costo mina, no es correcto y genera una pérdida de reservas, en general, no despreciable. Esta pérdida de reservas son las de menor calidad y cercanas a la ley de corte marginal. • La utilización de otros modelos, como los presentados en este estudio, Au Equivalente, Ingreso en US$/t o Beneficio “sin incluir el costo de mina” son también válidos tanto para la generación del pit final optimo como para las cubicaciones y separación de lastre y mineral posterior. En cualquiera de los casos se debe tener el cuidado necesario en el ingreso de parámetros en whittle y la posterior manipulación de los modelos y definición de valores de corte. • El modelo de beneficio “con costo mina” no debe ser utilizado ni en la generación del pit optimo (whittle no puede manejar este modelo) ni en las cubicaciones posteriores para diferenciar lastre de mineral. • Los modelos de mayor facilidad de manejo y presentación de resultados son los de Ingreso y Beneficio s/CM, siendo levemente más claro el de beneficio s/CM ya que utiliza como valor de corte para separar lastre de mineral el valor cero.

Como recomendación final del presente estudio, en opinión del consultor y de acuerdo a la metodología utilizada actualmente por MDO, lo más recomendable es seguir utilizando la metodología estándar de whittle para la determinación del pit final optimo, es decir, ingresar a whittle con los modelos originales de leyes y recuperaciones. Y posteriormente generar el modelo de beneficio “sin incluir el costo de mina” para las cubicaciones y separación entre lastre y mineral.


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7. Certificado de persona calificada

Name: Andrés Fernando Guaringa Vásquez. Address: Los Carrera 6651, Copiapó, Chile. Occupation: Mining Civil Engineering Relationship to Kinross Gold Corporation: Reserves Resources Senior Engineer at Mantos de Oro Mining Company Professional Association(s) with registration number: The Australasian Institute of mining and Metallurgy, registration number is 210688.

Relevant Experience (Minimum 5 years):

-

I work 3 years in Tres Cruces Mining Company as Supervisor turn mine; This Company operates a gold deposit by the open pit method located on the high ridge area Copiapó, Chile.

-

I work 1 year Manto Verde Mining Company as Planning mines, This Company operates a copper deposit by the open pit method located 140 km within the sector Chañaral Chile.

-

I am working on Mantos de Oro Mining Company 17 years ago in which I have played in the following positions Senior Engineer in Charge of Resources and Reserves, This Company operates a gold deposit by the open pit method located inside the high ridge sector of Copiapó, Chile.

For the reported 2008 mineral reserves and mineral resources I am responsible for the following work: •

Check the information of a statistical analysis of drill holes.

•

Monitor modeling block.


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•

Calculation of resources.

•

Calculation of reserves.

•

Oversight to estimate the model blocks, with the variables of interest.

•

Report results of the volume of reserves and resources of the company 2008.

•

Perform reconciliation of reserves and resources 2007 – 2008.

Statement As of the date of this certificate, I am not aware of any fact or material change with respect to the reported resources and reserves that would make them misleading. I have read NI 43-101 and CIM Standards on Mineral Resource and Reserve Definitions and Guidelines (December 30, 2005). The work that I performed on the reported resources and reserves was in compliance with the Instrument, and conforms to generally accepted mining industry practices.

Signature ______________________________ Date


Tuesdays 15 January 2009

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8. Memorándum Oficial Reservas y Recursos Diciembre 2007 A

: Oscar Flores.

De

: Rolando Cubillos.

Ref.

: Reservas y Recursos Oficiales MDO al 31 de Diciembre de 2008.

Fecha : Enero 31 de 2008. A continuación se entregan los resultados obtenidos de la actualización de reservas y recursos de M.D.O al 31 de Diciembre de 2008, se adjunta toda la información para su respaldo. Para el cálculo de las reservas y recursos de los rajos Ladera Farellón y Can Can se utilizan los mismos modelos de bloques del año 2007 ya que no hay actualizaciones de éstos. Para Coipa Norte, Brecha Norte y Puren los modelos de Bloques fueron actualizados durante el año 2008. La actualización de estos modelos consistió en agregar información y ocupar el mismo estudio geoestadistico del último modelamiento de cada uno de los depósitos ocupados el año 2007. Tanto para las reservas como para los recursos se toma el 100% del tonelaje de los rajos Coipa Norte (CN), Brecha Norte (BN), Can Can (CC) y Ladera Farellón (LF), para Purén (PU) se toma el 65% del tonelaje, según contrato con Codelco. Para las reservas de los rajos Can Can y Puren Fase 3, se mantienen los diseños de Pit Final utilizados el año 2007, para el caso de la expansión de fase 1 de Puren se diseñó un nuevo rajo para lograr extraer el fondo y solucionar problema geomecánico, la fase 2 de Puren desaparece al evaluar económicamente arroja un VAN negativo, Coipa Norte se diseña Pit Final considerando solución a inestabilidad geomecánica, para Ladera Farellón se corrieron conos considerando los nuevos precios y costos y el resultado arrojo un cono económico menor al considerado el año pasado, por último para Brecha Norte se corrieron conos con nuevos precios, costos y modelo de bloques y en este caso flota nueva expansión la cual es evaluada económicamente y arroja un VAN positivo. Todos los diseños utilizados para las reservas son operativos, en estos se incluyen las rampas de acceso los desarrollos necesarios para la explotación de dichos depósitos. Los precios recomendados por Kinross para este efecto son, oro 725,0 US$/Oz y plata 12.0 US$/Oz. Las reservas, probadas más probables, calculadas para Mantos de Oro al 31 de Diciembre de 2008, son de 17,741 kt de mineral con una ley media de 1.059 gr/t de oro y


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59.860 gr/t de plata, lo cual da un total de 604.115 kOz de oro contenidas y 34,144.164 kOz de plata contenidas. El cálculo de los recursos se realizó corriendo un cono económico, usando los mismos criterios geotécnicos de las reservas, solo se cambian los precios de los metales y los costos calculados para los recursos. Los recursos totales será el mineral contenido dentro este cono resultante, este cono no tiene un diseño operativo, por lo que no se incluyen rampas de accesos ni desarrollos. Los precios son los recomendados por Kinross para este efecto, oro 800 US$/Oz y plata 13.0 US$/Oz. Los recursos totales, medidos más indicados, calculados al 31 de Diciembre de 2008, son de 40,163 kt con una ley media de 1.107 gr/t de oro y 42.648 gr/t de plata, lo cual da un total de 1,429.117 kOz de oro contenidas y 55,070.872 kOz de plata contenidas. Los recursos inferidos, calculados al 31 de Diciembre de 2008, alcanzan a 1,100 kt con un contenido de 20.392 kOz de oro contenidas y 1,850.965 kOz de plata contenidas, dentro de los conos económicos. Respecto a los recursos remanentes (Recursos totales excluyendo las reservas), medidos más indicados, calculados al 31 de Diciembre de 2008, se estiman 22,422 kt, con una ley media de 1.144 gr/t de oro y 29.029 gr/t de plata, lo cual da un total de 825.001 kOz de oro contenidas y 20,926.708 kOz de plata contenidas.

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Rolando Cubillos

Andrés Guaringa V

Gerente de Minas

Ingeniero Senior (QP) Depto. Ingeniería y Planificación L P

V°B°____________________ Oscar Flores.

Gerente General Reporte Recursos y Reservas

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Informe Reservas 2008 - Mina La Coipa

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