Informe Reservas 2008 - Mina La Coipa

C o m p a ñ í a M i n e r a M a n t o s d e O r o P á g i n a | 0

Reporte Recursos y Reservas 31 Diciembre 2007



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.



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

8.1. Parámetros Técnicos / Económicos --------------------------------------------------------- 44

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

9. Estimación de leyes--------------------------------------------------------------------------------- 59

9.1. Métodos de interpolación-------------------------------------------------------------------- 59

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

10.1. Recursos Oficiales Diciembre 2008 ------------------------------------------------------ 61



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



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



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



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


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

at December 31, 2008 Resources at $800 Au and $13.00 AgReserves at $725 Au and $12.00 Ag

MINERAL RESOURCES

Description Tonnes Au Grade Contained Au Contained Au Ag Grade Contained Ag Contained Ag(000's) (g/t) Ounces kg (g/t) 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

Inferred 1,100 0.576 20,392 634 52.316 1,850,965 57,571



ORE RESERVES


Proven 14,172 1.088 495,808 15,421 54.424 24,797,073 771,275

Probable 3,570 0.944 108,308 3,369 81.441 9,347,090 290,727

Total Reserves 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


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

Total Measured & Indicated 22,422 1.144 825,001 25,660 29.029 20,926,708 650,893

Inferred 1,100 0.576 20,392 634 52.316 1,850,965 57,571

REMAINING RESOURCE (excluding Reserves)

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.



Tabla 2: Métodos de Interpolación por depósito.

Depósito: Interpolación:

Ladera Farellón LF

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

(2).- Cobre, Kriging Ordinario.

(3).- Mercurio, Inverso de la distancia al cuadrado.

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

Coipa Norte CN (1).- Oro y Plata, Kriging Ordinario.

(2).- RecAg, Consumo NaCN y Cal, Inverso de la distancia al cuadrado.

Brecha Norte BN (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 base de datos

aportados por las campañas de sondajes que muestra la tabla 3.

Tabla 3: Sondajes utilizados a la fecha en la estimación.

Sondaje TotalTipo (mts)

RC 83,152 DDH 6,308 RC - DDH - RC 74,431 DDH 13,713 RC 13,388 DDH 267 RC 53,124 DDH 2,610 RC 224,095 DDH 22,898 RC y DDH 246,993

Modelo Rec/Res Dic 2008

Mina

Coipa Norte

Brecha Norte

Ladera Farellón

Can Can

Purén

Total



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.

Recursos ReservasPrecio del oro ($/oz) 800 725Precio de la plata ($/oz) 13 12Tipo de cambio (En relación al US$) 515 515Precio de Petroleo (USD/bbl WTI) 90 100

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.



Tabla 5: Costos Promedio 2008.

Unidad CN BN CC LF PU1 PU2 PU3 Stock Stock PUMina Mineral us$/tonnes 2.25 2.17 1.85 1.53 3.11 3.11 3.11 1.86 2.69Mina Esteril us$/tonnes 1.55 1.46 1.41 1.87 1.73 1.73 1.73 - 0Planta us$/tonnes 10.09 9.71 9.71 9.71 17.19 13.31 15.10 10.09 19.97G&A us$/tonnes 2.90 2.90 2.90 2.90 2.89 2.89 2.89 2.90 2.89Venta de Oro us$/oz 0.353 0.353 0.353 0.353 0.353 0.353 0.353 0.353 0.353 Venta de Plata us$/oz 0.281 0.281 0.281 0.281 0.281 0.281 0.281 0.281 0.281 Costos Ventas/Ton.Prod. us$/tonnesFee Riesgo us$/ozFee de Capital Planta us$/ozFee Administración us$/oz 2.68 2.68 2.68 2.68

Costos Promedio Año 2008 Reservas

Unidad CN BN CC LF PU1 PU2 PU3 Stock Stock PUMina Mineral us$/tonnes 2.35 2.26 1.93 1.58 3.11 3.11 3.11 1.94 2.69Mina Esteril us$/tonnes 1.60 1.50 1.46 1.95 1.73 1.73 1.73 Planta us$/tonnes 10.09 9.71 9.71 9.71 17.19 13.31 15.10 10.09 19.97G&A us$/tonnes 2.90 2.90 2.90 2.90 2.89 2.89 2.89 2.90 2.89Venta de Oro us$/oz 0.353 0.353 0.353 0.353 0.353 0.353 0.353 0.353 0.353 Venta de Plata us$/oz 0.281 0.281 0.281 0.281 0.281 0.281 0.281 0.281 0.281 Costos Ventas/Ton.Prod. us$/tonnesFee Riesgo us$/ozFee de Capital Planta us$/ozFee Administración us$/oz 2.68 2.68 2.68 2.68

Costos Promedio Año 2008 Recursos

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.

Au Ag Au AgCoipa Norte 80.24 60.37 80.11 57.82

Can Can 76.97 38.21 76.88 39.73 Ladera Farellón 85.98 72.26 82.33 70.18

Brecha Norte 58.61 62.96 60.92 64.28 Stockpiles 75.76 64.52 67.66 59.92

Purén 61.69 52.49 72.03 49.97 Teterita - - - 59.75

Recovery (%)Reservas Recursos

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



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

Mineral EsterilKtonnes Ktonnes North South East West Overall slope

Ladera Farellón 2,518.05 9,170.03 3.64 51 40 54 52Coipa Norte 5,029.51 6,640.86 1.32 39 32 41 42Brecha Norte 2628.65 10599.91 4.03 41 46 44 33Purén F1 407.42 7,629.91 18.73 45 41 47 45Purén F2 - - 45 47 48 45Purén F3 1,009.24 12,592.02 12.48 47 43 47 45Can Can 2,393.83 19,889.09 8.31 43

Razón Esteril Mineral

Pit Wall Stopes

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:

AgAgVtaAgAg

AuAuvtaAuAu RECL

CPRECL

CPIngreso **

10346.31**

10346.31 ⎟⎟⎠

⎞⎜⎜⎝

⎛ −+⎟

⎠⎞

⎜⎝⎛ −

=

AgAu RECREC & = Recuperación de Oro y de Plata

AgAu LL & =Ley de Oro y de Plata (gr/ton)



AgAu PP & = Precio de Oro y de Plata (usd/oz troy)

vtaAgvtaAu CC & = Costo de venta de oro y de plata (usd/oz troy)

( )sustKagprocesomm CCCCCCostoesterileral

+++−= &min

eralmCmin

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

esterilmC = Costo de mover 1 ton de material al botadero (usd/ton movida)

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

agC & = Costo de administrar 1 ton de mineral (usd/ton procesada)

sustKC = 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.

CostoIngresoBeneficio −=

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.



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.

Remane. Au Ag RecAu RecAg OzAu Recup. OzAg Recup.[ton] [g/t] [g/t] [%] [%] [Oz] [Oz]

Stocks CNSTK-SP18 CN 177.889 0.61 40.92 78.77 59.65 2,748 139,600Stocks LFSTK-SP-B LF 40.150 0.85 41.77 70.32 68.67 772 37,026Remanejo CNSTK CHCN LF 3.283 1.23 55.84 76.37 62.91 99 3,708STK CHOB-2 LF 46.400 0.51 26.00 71.70 64.70 546 25,095STK-CHCN-1 CN 96.201 0.52 41.61 73.44 60.17 1,181 77,437STK-CHCN-3 CN 77.834 1.79 59.29 80.76 65.25 3,618 96,810STK-CHCN-13 CN 81.603 1.96 66.97 78.65 58.44 4,044 102,680STK-CHCN-14 CN 286.174 0.80 43.85 71.74 64.78 5,280 261,355STK CHLM CN 54.068 0.70 32.56 72.61 52.20 884 29,545STK CHLB CN 22.747 0.49 37.26 78.13 63.94 280 17,423Stocks PUSTK-PU-03 (*) PU 227.500 1.12 236.96 53.45 57.66 4,379 999,360Stocks MARMAR-2 LF 2640.895 0.64 28.69 80.95 72.84 43,988 1,774,363TOTAL 3,754.74 0.73 45.08 76.91 65.50 67,818 3,564,403

RESERVAS 2008

FASE RAJO



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.

Remane. Au Ag RecAu RecAg OzAu Recup. OzAg Recup.[Kton] [g/t] [g/t] [%] [%] [Oz] [Oz]

Stocks LFSTK-SP1 LF 82.87 0.73 54.80 72.40 72.00 1,408 105,123Stocks MARMAR-1 LF 4,307.01 0.56 33.49 59.24 55.00 45,938 2,550,611TOTAL 4,389.88 0.56 33.89 59.56 55.52 47,346 2,655,734

RECURSOS 2008

FASE RAJO

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.

Au Ag RecAu RecAggr/ton gr/ton % % Oz Kg Oz Kg

CN 938 1.76 58.16 78.87 59.03 41,896 1,303,110 1,035,670 32,212,955 PU 7 1.58 262.82 79.17 69.50 270 8,391 39,491 1,228,303

945 1.76 59.61 78.87 59.35 42,166 1,311,501 1,075,161 33,441,258 Remanejo CN 881 1.74 53.16 78.40 59.92 38,583 1,200,067 901,964 28,054,224 Remanejo PU 323 1.36 278.24 69.88 66.01Largo Plazo 287 0.48 69.28 74.99 63.03 3,331 103,617 403,267 12,543,018 Marginales 2,530 0.58 34.57 74.06 68.43 35,117 1,092,249 1,924,147 59,847,711

4,021 0.89 60.69 75.44 65.47 86,893 2,702,664 5,136,443 159,761,348 4,966 1.06 60.49 76.53 64.32 129,058 4,014,165 6,211,603 193,202,606

Stocks

Total

Kton Fino Au Rec Fino Ag Rec

Total Stock

Interior mina

Total Mina

Esta considerado solo el 65% de Purén.




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


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: MDO - La CoipaDate: 14-01-2008QP: Andres Guaringa

Classification Tonnes Grade Ounces Tonnes Grade Ounces Tonnes Grade Ounces Tonnes Grade Ounces Tonnes Grade Ounces(000's) (Au g/t) (000's) (000's) (Au g/t) (000's) (000's) (Au g/t) (000's) (000's) (Au g/t) (000's) (000's) (Au g/t) (000's)

Proven 11,975.9 1.49 574.5 (945.1) 1.76 (53.5) - - - (613.8) 5.75 (113.39) 10,416.9 1.22 407.6 Probable 6,450.0 1.33 275.0 - - - (2,880.3) 1.80 (166.68) 3,569.8 0.94 108.3 Stockpile 1,376.1 0.82 36.2 (4,020.7) 0.89 (115.2) - - - 6,399.4 0.81 167.1 3,754.7 0.73 88.2 Subtotal 19,802.0 1.39 885.7 (4,965.8) 1.06 (168.6) - - - 2,905.3 (1.21) (112.9) 17,741.4 1.06 604.1 Measured 10,677.1 0.84 289.4 - - - 3,710.7 1.83 218.5 14,387.8 1.10 507.9 Indicated 6,196.3 1.05 208.4 - - - 1,837.9 1.84 108.6 8,034.2 1.23 317.1 Subtotal 16,873.4 0.92 497.8 - - - - - - 5,548.5 1.83 327.2 22,421.9 1.14 825.0 Inferred 545.4 0.99 17.3 - - - 555.1 0.17 3.1 1,100.5 0.58 20.4 Other - - - - - - - - - Subtotal 545.4 0.99 17.3 - - - - - - 555.1 0.17 3.1 1,100.5 0.58 20.4 TOTAL 37,220.7 1.17 1,400.8 (4,965.8) 1.06 (168.6) - - - 9,009.0 0.75 217.3 41,263.8 1.09 1,449.5

Opening Balance Production Depletion Exploration Change Engineering Change Closing Balance



Tabla 13: Reconciliación de plata 2007 – 2008.

Property: MDO - CoipaDate: 14-01-2008QP: Andres Guaringa

Classification Tonnes Grade Ounces Tonnes Grade Ounces Tonnes Grade Ounces Tonnes Grade Ounces Tonnes Grade Ounces(000's) (Ag g/t) (000's) (000's) (Ag g/t) (000's) (000's) (Ag g/t) (000's) (000's) (Ag g/t) (000's) (000's) (Ag g/t) (000's)

Proven 11,975.9 51.38 19,784.5 (945.1) 59.61 (1,811.4) - - - (613.8) (70.03) 1,382.06 10,416.9 57.79 19,355.2 Probable 6,450.0 61.80 12,814.9 - - - (2,880.3) 37.45 (3,467.83) 3,569.8 81.44 9,347.1 Stockpile 1,376.1 94.98 4,202.3 (4,020.7) 60.69 (7,845.7) - - - 6,399.4 44.16 9,085.3 3,754.7 45.08 5,441.9 Subtotal 19,802.0 57.81 36,801.7 (4,965.8) 60.49 (9,657.1) - - - 2,905.3 74.93 6,999.5 17,741.4 59.86 34,144.1 Measured 10,677.1 35.21 12,087.5 - - - 3,710.7 1.83 2,253.5 14,387.8 31.00 14,341.0 Indicated 6,196.3 24.61 4,902.2 - - - 1,837.9 28.49 1,683.4 8,034.2 25.50 6,585.7 Subtotal 16,873.4 31.32 16,989.7 - - - - - - 5,548.5 22.07 3,937.0 22,421.9 29.03 20,926.7 Inferred 545.4 35.57 623.6 - - - 555.1 68.77 1,227.3 1,100.5 52.32 1,851.0 Other - - - - - - - - - Subtotal 545.4 35.57 623.6 - - - - - - 555.1 68.77 1,227.3 1,100.5 52.32 1,851.0 TOTAL 37,220.7 45.47 54,415.0 (4,965.8) 60.49 (9,657.1) - - - 9,009.0 42.00 12,163.8 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.


kt Au Oz Ag Oz AuEq Oz60.41

Total Diferencia -2,061 -281,673 -2,657,427 -325,658 - Diferencia entre 31/12/07 y 31/12/08Producción Período 4,966 168,645 9,657,079 328,487 - Consumidas entre 31/12/07 y 31/12/08

Total Balance Reservas 2,905 -113,028 6,999,653 2,829

Kton. OzAu (000) OzAg (000) Oz AuEq(000)60.42

Efecto:PRODUCCIÓN 2008 -1,991 -111 -4,716 -189PRODUCCIÓN DE STOCKS -490 -11 -2,930 -59CAMBIO DE STOCKS A RESERVAS 2,868 63 4,169 132CAMBIO DISENO -4,161 -270 -2,854 -318CAMBIO MODELO DE BLOQUES 668 34 2,649 77CAMBIO DE PRECIOS 2,303 35 2,796 81CAMBIO DE COSTOS -2,340 -35 -2,698 -80CAMBIO RESTRICCION TPH -102 -4 -459 -11CAMBIO DE METODOLOGIA 1,184 18 1,384 41

-2,061 -282 -2,657 -326



Tabla 14: Resumen de diferencias.

Tabla 15: Balance de Reservas.


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 Propiedad Minera, Kinross Minera Limitada Cristobal Mimica Ingeniero de Planificacion de Largo Plazo, MDO Cristian Gonzalez Ingeniero de Planificación de Largo Plazo, MDO Rodrigo Alvarez de Araya Ingeniero Geomecánica, MDO Juan Carlos Sepulveda Jefe Depto. Quimico Metalurgico, MDO Juan Navea Anaslista de Planificación, Kinross Servicios Limitada Julio Acosta Jefe Depto. Medio Ambiente, MDO Jose Luis Illanes Gerente de Exploracion y Desarrollo, MDO Guillermo Olivares 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.



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.



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 Hectareas

MDO Exploración, 100% MDO 20,800

Total Exploración 20,800

MDO Explotacion, 100% MDO23,695

Explotación Sociedad Contractual Minera Maricunga 75% MDO, 25% Juan Carlos Ortiz Ferrer 2,053

Explotación Sociedad Contractual Minera Puren 65% MDO, 35% Codelco.4,423

Explotación Sociedad Legal Minera Escondida, 99% MDO, 1% Kinross. 735

Total Explotación 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



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 sur-

este 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



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.



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

Ilustración 2; Geología regional de la Coipa.



6.2. 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.



6.3. 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.



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.



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

RC DDH

Sector Purén fase 1,2 y 3 2538 845

Sulfuros Oro-Zinc Purén

Sondajes

RC DDH

Sector Purén fase 1,2 y 3 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

RC DDH

Varios Sectores 0 1226



• 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

RC DDH

Sector Purén fase 2 y 3 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

RC DDH

Sector Purén fase 2 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.



Tabla 20; Objetivos, hectáreas y propiedad de nuevos proyectos.

N° Target TARGETS HECTARE TOTAL HECTARE PROPERTY 1 Proyecto Esperanza Teterita 13 Chimberos 20 33

ANGLO (MDO)

2 Sector Cerros Bravos 60 60 3 Sector Torito 75 75 4 Proyecto Sulfuros Au-Cu Ladera Farellón 34 Brecha Norte 36 Can Can 14 Coipa Norte 54 138

MDO

5 Proyecto Purén 10 10 TOTAL HECTARE 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



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.



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.



7.6. 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.



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 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.




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.



Chancador de conoSvedala H6000

Harnerode Pebbles(2)

Staker de Emergencia

Harnero (1)

Conos Clarificadores(2)

Espesadores de lavado ( 3 )

Solución impregnada

soplador

Filtro de Banda (12)

Vacio

Retortas de Mercurio (8 )

Zinc en po lvo

Calcinas

Floculante

Cianuro

FloculantePila de Acopio

Molino Sag28'x14'

Molinos Bolas (2)16'x 24.5'

Filtro Prensa(4)

Horno de Reverbero (2)

Staker Móvil de colas. Rahco

Estanques de Lixiviación (8)

Espesador 18'

Ciclones D26

Chancador de PebbleOmnicone 1560

Chancador de conoSymond 5,5'

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

Cal

Precipitado

Solución Estéril a circuito de M olienda

Torre de desaiereación al vacio (2)

Barras de Metal Doré

Chancador GiratorioFuller Taylor 42" x 65"

M D O

AlimentadoresVibratorios

gua industrialA

Ayuda filtrado

Cinta Transportadora

Solución Estéril a circuito de M olienda

4)Clarificador de discos (

Escoria

Fundentes

Borax

Ceniza de sodaCoquesillo

Solución Estéril a CCDSolución Estéril a Planta de filtros


7.8. 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.



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.



• Cinéticas de lixiviación : tiempos 0, 2, 6, 12, 18 y 24 horas.

• % 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

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.



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.



• 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.



7.12. 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.

Au Ag Au AgCoipa Norte 80.24 60.37 80.11 57.82

Can Can 76.97 38.21 76.88 39.73 Ladera Farellón 85.98 72.26 82.33 70.18

Brecha Norte 58.61 62.96 60.92 64.28 Stockpiles 75.76 64.52 67.66 59.92

Purén 61.69 52.49 72.03 49.97 Teterita - - - 59.75

Recovery (%)Reservas Recursos

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.

Au Ag RecAu RecAggr/ton gr/ton % % Oz Kg Oz Kg

CN 938 1.76 58.16 78.87 59.03 41,896 1,303,110 1,035,670 32,212,955 PU 7 1.58 262.82 79.17 69.50 270 8,391 39,491 1,228,303

945 1.76 59.61 78.87 59.35 42,166 1,311,501 1,075,161 33,441,258 Remanejo CN 881 1.74 53.16 78.40 59.92 38,583 1,200,067 901,964 28,054,224 Remanejo PU 323 1.36 278.24 69.88 66.01Largo Plazo 287 0.48 69.28 74.99 63.03 3,331 103,617 403,267 12,543,018 Marginales 2,530 0.58 34.57 74.06 68.43 35,117 1,092,249 1,924,147 59,847,711

4,021 0.89 60.69 75.44 65.47 86,893 2,702,664 5,136,443 159,761,348 4,966 1.06 60.49 76.53 64.32 129,058 4,014,165 6,211,603 193,202,606

Stocks

Total

Kton Fino Au Rec Fino Ag Rec

Total Stock

Interior mina

Total Mina



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.



• 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



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.







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.

Unidad CN BN CC LF PU1 PU2 PU3 Stock Stock PUMina Mineral us$/tonnes 2.25 2.17 1.85 1.53 3.11 3.11 3.11 1.86 2.69Mina Esteril us$/tonnes 1.55 1.46 1.41 1.87 1.73 1.73 1.73 - 0Planta us$/tonnes 10.09 9.71 9.71 9.71 17.19 13.31 15.10 10.09 19.97G&A us$/tonnes 2.90 2.90 2.90 2.90 2.89 2.89 2.89 2.90 2.89Venta de Oro us$/oz 0.353 0.353 0.353 0.353 0.353 0.353 0.353 0.353 0.353 Venta de Plata us$/oz 0.281 0.281 0.281 0.281 0.281 0.281 0.281 0.281 0.281 Costos Ventas/Ton.Prod. us$/tonnesFee Riesgo us$/ozFee de Capital Planta us$/ozFee Administración us$/oz 2.68 2.68 2.68 2.68

Costos Promedio Año 2008 Reservas

Unidad CN BN CC LF PU1 PU2 PU3 Stock Stock PUMina Mineral us$/tonnes 2.35 2.26 1.93 1.58 3.11 3.11 3.11 1.94 2.69Mina Esteril us$/tonnes 1.60 1.50 1.46 1.95 1.73 1.73 1.73 Planta us$/tonnes 10.09 9.71 9.71 9.71 17.19 13.31 15.10 10.09 19.97G&A us$/tonnes 2.90 2.90 2.90 2.90 2.89 2.89 2.89 2.90 2.89Venta de Oro us$/oz 0.353 0.353 0.353 0.353 0.353 0.353 0.353 0.353 0.353 Venta de Plata us$/oz 0.281 0.281 0.281 0.281 0.281 0.281 0.281 0.281 0.281 Costos Ventas/Ton.Prod. us$/tonnesFee Riesgo us$/ozFee de Capital Planta us$/ozFee Administración us$/oz 2.68 2.68 2.68 2.68

Costos Promedio Año 2008 Recursos

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



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 2007US$/ton mov US$/ton mov US$/ton mov %

Mineral 2,25 2,17 0,09 4,03%Estéril 1,55 1,62 -0,07 -4,25%Mineral 1,85 2,14 -0,29 -13,56%Estéril 1,41 1,57 -0,15 -9,86%Mineral 1,53 1,47 0,07 4,55%Estéril 1,87 1,32 0,55 41,60%Mineral 2,17 2,17 0,00 0,15%Estéril 1,46 1,62 -0,16 -9,71%

Stock Mineral 1,86 1,11 0,76 68,62%Mineral 3,49 2,97 0,52 17,65%Estéril 1,84 1,38 0,46 33,44%Mineral 3,49 2,97 0,52 17,65%Estéril 1,91 1,38 0,53 38,22%Mineral 3,49 2,97 0,52 17,65%Estéril 1,91 1,38 0,53 38,22%

Variación 08 vs 07

Can Can

Ladera Farellón

Puren Fase 1

Puren Fase 2

Puren Fase 3

Brecha Norte

Rajo Material

Coipa Norte

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:



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



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 2007US$/ton proc US$/ton proc US$/ton proc %

Coipa Norte 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%

unidadRajoVariación 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.



Tabla 26: Comparación costo venta.

Costo 2008 Costo 2007US$/oz US$/oz US$/oz %

US$ / Au Oz 0,35 3,03 -2,68 -88,36%US$ / Ag Oz 0,28 0,16 0,12 75,46%US$ / Oz Doré 0,36 0,27 0,08 29,25%US$ / Au Oz 0,35 3,40 -3,05 -89,63%US$ / Ag Oz 0,28 0,21 0,08 36,66%US$ / Oz Doré 0,36 0,33 0,03 8,14%US$ / Au Oz 0,35 2,51 -2,15 -85,91%US$ / Ag Oz 0,28 0,19 0,09 47,05%US$ / Oz Doré 0,36 0,35 0,01 1,95%US$ / Au Oz 0,35 3,03 -2,68 -88,36%US$ / Ag Oz 0,28 0,16 0,12 75,46%US$ / Oz Doré 0,36 0,27 0,08 29,25%US$ / Au Oz 0,35 3,49 -3,14 -89,89%US$ / Ag Oz 0,28 0,21 0,07 31,71%US$ / Oz Doré 0,36 0,33 0,02 6,43%US$ / Au Oz 0,35 0,00 0,35US$ / Ag Oz 0,28 0,00 0,28US$ / Oz Doré 0,36 0,00 0,36

(*) Valor venta 2007 incluido en tarifa

unidadRajo

Stock

Puren 2 y 3 (*)

Coipa Norte

Can Can

Ladera Farellón

Brecha Norte

Variación 08 vs 07

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.

Recursos ReservasPrecio del oro ($/oz) 800 725Precio de la plata ($/oz) 13 12Tipo de cambio (En relación al US$) 515 515Precio de Petroleo (USD/bbl WTI) 90 100

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



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:

AgAgVtaAgAg

AuAuvtaAuAu RECL

CPRECL

CPIngreso **

10346.31**

10346.31 ⎟⎟⎠

⎞⎜⎜⎝

⎛ −+⎟

⎠⎞

⎜⎝⎛ −

=

AgAu RECREC & = Recuperación de Oro y de Plata

AgAu LL & =Ley de Oro y de Plata (gr/ton)

AgAu PP & = Precio de Oro y de Plata (usd/oz troy)

vtaAgvtaAu CC & = Costo de venta de oro y de plata (usd/oz troy)

( )sustKagprocesomm CCCCCCostoesterileral

+++−= &min

eralmCmin

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

esterilmC = Costo de mover 1 ton de material al botadero (usd/ton movida)

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

agC & = Costo de administrar 1 ton de mineral (usd/ton procesada)



sustKC = 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

CostoIngresoBeneficio −=

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 ValueBench Height 20 m (30m y 40 mt en Ladera Farellon)Berm width 8-20 mFace angle 70° - 75°

Mining face height 10 mMain ramp width 24 m

Secondary ramp width 16 mMaximum ramp gradient 10%

Interramp slope angle 32° - 55°Overall slope angle 33° - 52°



8.1.6. Flota de Equipos MDO.

Tabla 29: Flota de equipos MDO.

Type Make Model Number CapacityTrucks Caterpillar 785B 13 154 tLoader Caterpillar 994 1 23 yd3Loader Caterpillar 992 1 13 yd3Loader LeTorneau L-1400 2 28 yd3Shovel O&K RH170 1 25 yd3Drilling Ingersoll Rand DMM2 1Drilling Ingersoll Rand DMM 1Drilling Ingersoll Rand DML 1Drilling Tamrock CHA 1100 1

Bulldozer Caterpillar D10R 2Bulldozer Komatsu D375AIII 1

RTD Caterpillar 834B 1Grader Caterpillar 16H 2

Water Truck Caterpillar 773D 1

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.



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)



Ilustración 7: Cambio de diseño Ladera Farellón.

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



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,



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.

North South East West Overall slopeLadera Farellón 51 40 54 52Coipa Norte 39 32 41 42Brecha Norte 41 46 44 33Purén F1 45 41 47 45Purén F2 45 47 48 45Purén F3 47 43 47 45Can Can 43

Pit Wall Stopes



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:

Ladera Farellón LF

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

(2).- Cobre, Kriging Ordinario.

(3).- Mercurio, Inverso de la distancia al cuadrado.

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

Coipa Norte CN (1).- Oro y Plata, Kriging Ordinario.

(2).- RecAg, Consumo NaCN y Cal, Inverso de la distancia al cuadrado.

Brecha Norte BN

(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.




Tabla 32: Sondajes utilizados a la fecha en la estimación.

Sondaje TotalTipo (mts)

RC 83,152 DDH 6,308 RC - DDH - RC 74,431 DDH 13,713 RC 13,388 DDH 267 RC 53,124 DDH 2,610 RC 224,095 DDH 22,898 RC y DDH 246,993

Modelo Rec/Res Dic 2008

Mina

Coipa Norte

Brecha Norte

Ladera Farellón

Can Can

Purén

Total


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 ResourcesProperty: MDO - CoipaDate: 14-01-2008Gold Price: 800.0 Silver Price: 13.0 Copper Price:

Resource Summary

Classification Tonnes Au Grade Au Ounces Ag Grade Ag Ounces Cu Grade Cu Pounds(000's) (g/t) (000's) (g/t) (000's) (%) (000's)

Measured 14,387.8 1.10 507.9 31.0 14,341 - - Indicated 8,034.2 1.23 317.1 25.5 6,586 - - TOTAL 22,421.9 1.14 825.0 29.0 20,927 - - Inferred 1,100.5 0.58 20.4 52.3 1,851 - -


Summary of Mineral ReservesProperty: MDO - CoipaDate: 14-01-2008Gold Price: 725.0 Silver Price: 12.0 Copper Price:

Reserve Summary

Classification Tonnes Au Grade Au Ounces Ag Grade Ag Ounces Cu Grade Cu Pounds(000's) (g/t) (000's) (g/t) (000's) (%) (000's)

Proven 10,416.9 1.22 407.6 57.8 19,355 - - Stockpile(s) 3,754.7 0.73 88.2 45.1 5,442 - - Subtotal 14,171.7 1.09 495.8 54.4 24,797 - - Probable 3,569.8 0.94 108.3 81.4 9,347 - - TOTAL 17,741.4 1.06 604.1 59.9 34,144 - -

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



Tabla 34: Reservas Oficiales Diciembre 2008.

10.2. Reservas Oficiales Diciembre 2008.


10.3. 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



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.

Remane. Au Ag RecAu RecAg OzAu Recup. OzAg Recup.[ton] [g/t] [g/t] [%] [%] [Oz] [Oz]

Stocks CNSTK-SP18 CN 177.889 0.61 40.92 78.77 59.65 2,748 139,600Stocks LFSTK-SP-B LF 40.150 0.85 41.77 70.32 68.67 772 37,026Remanejo CNSTK CHCN LF 3.283 1.23 55.84 76.37 62.91 99 3,708STK CHOB-2 LF 46.400 0.51 26.00 71.70 64.70 546 25,095STK-CHCN-1 CN 96.201 0.52 41.61 73.44 60.17 1,181 77,437STK-CHCN-3 CN 77.834 1.79 59.29 80.76 65.25 3,618 96,810STK-CHCN-13 CN 81.603 1.96 66.97 78.65 58.44 4,044 102,680STK-CHCN-14 CN 286.174 0.80 43.85 71.74 64.78 5,280 261,355STK CHLM CN 54.068 0.70 32.56 72.61 52.20 884 29,545STK CHLB CN 22.747 0.49 37.26 78.13 63.94 280 17,423Stocks PUSTK-PU-03 (*) PU 227.500 1.12 236.96 53.45 57.66 4,379 999,360Stocks MARMAR-2 LF 2640.895 0.64 28.69 80.95 72.84 43,988 1,774,363TOTAL 3,754.74 0.73 45.08 76.91 65.50 67,818 3,564,403

RESERVAS 2008

FASE RAJO

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.



RECURSOS 2008

FASE RAJO




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.


Tabla 37; Reconciliación de oro 2007 – 2008.

Property: MDO - La CoipaDate: 14-01-2008QP: Andres Guaringa

Classification Tonnes Grade Ounces Tonnes Grade Ounces Tonnes Grade Ounces Tonnes Grade Ounces Tonnes Grade Ounces(000's) (Au g/t) (000's) (000's) (Au g/t) (000's) (000's) (Au g/t) (000's) (000's) (Au g/t) (000's) (000's) (Au g/t) (000's)

Proven 11,975.9 1.49 574.5 (945.1) 1.76 (53.5) - - - (613.8) 5.75 (113.39) 10,416.9 1.22 407.6 Probable 6,450.0 1.33 275.0 - - - (2,880.3) 1.80 (166.68) 3,569.8 0.94 108.3 Stockpile 1,376.1 0.82 36.2 (4,020.7) 0.89 (115.2) - - - 6,399.4 0.81 167.1 3,754.7 0.73 88.2 Subtotal 19,802.0 1.39 885.7 (4,965.8) 1.06 (168.6) - - - 2,905.3 (1.21) (112.9) 17,741.4 1.06 604.1 Measured 10,677.1 0.84 289.4 - - - 3,710.7 1.83 218.5 14,387.8 1.10 507.9 Indicated 6,196.3 1.05 208.4 - - - 1,837.9 1.84 108.6 8,034.2 1.23 317.1 Subtotal 16,873.4 0.92 497.8 - - - - - - 5,548.5 1.83 327.2 22,421.9 1.14 825.0 Inferred 545.4 0.99 17.3 - - - 555.1 0.17 3.1 1,100.5 0.58 20.4 Other - - - - - - - - - Subtotal 545.4 0.99 17.3 - - - - - - 555.1 0.17 3.1 1,100.5 0.58 20.4 TOTAL 37,220.7 1.17 1,400.8 (4,965.8) 1.06 (168.6) - - - 9,009.0 0.75 217.3 41,263.8 1.09 1,449.5


Tabla 38; Reconciliación de plata 2007 – 2008.

Property: MDO - CoipaDate: 14-01-2008QP: Andres Guaringa

Classification Tonnes Grade Ounces Tonnes Grade Ounces Tonnes Grade Ounces Tonnes Grade Ounces Tonnes Grade Ounces(000's) (Ag g/t) (000's) (000's) (Ag g/t) (000's) (000's) (Ag g/t) (000's) (000's) (Ag g/t) (000's) (000's) (Ag g/t) (000's)

Proven 11,975.9 51.38 19,784.5 (945.1) 59.61 (1,811.4) - - - (613.8) (70.03) 1,382.06 10,416.9 57.79 19,355.2 Probable 6,450.0 61.80 12,814.9 - - - (2,880.3) 37.45 (3,467.83) 3,569.8 81.44 9,347.1 Stockpile 1,376.1 94.98 4,202.3 (4,020.7) 60.69 (7,845.7) - - - 6,399.4 44.16 9,085.3 3,754.7 45.08 5,441.9 Subtotal 19,802.0 57.81 36,801.7 (4,965.8) 60.49 (9,657.1) - - - 2,905.3 74.93 6,999.5 17,741.4 59.86 34,144.1 Measured 10,677.1 35.21 12,087.5 - - - 3,710.7 1.83 2,253.5 14,387.8 31.00 14,341.0 Indicated 6,196.3 24.61 4,902.2 - - - 1,837.9 28.49 1,683.4 8,034.2 25.50 6,585.7 Subtotal 16,873.4 31.32 16,989.7 - - - - - - 5,548.5 22.07 3,937.0 22,421.9 29.03 20,926.7 Inferred 545.4 35.57 623.6 - - - 555.1 68.77 1,227.3 1,100.5 52.32 1,851.0 Other - - - - - - - - - Subtotal 545.4 35.57 623.6 - - - - - - 555.1 68.77 1,227.3 1,100.5 52.32 1,851.0 TOTAL 37,220.7 45.47 54,415.0 (4,965.8) 60.49 (9,657.1) - - - 9,009.0 42.00 12,163.8 41,263.8 42.91 56,921.8




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

Reservas M.D.O. al 31 de Diciembre de 2007Coipa Norte se calcula con precios de:( Au 600) y (Ag 11) Precio Au 550.00

Precio Ag 10.00Rajo kt Au gr/t Ag gr/t Au Oz Ag Oz

LF 4,085 1.19 22.10 156,276 2,902,528Total LF 4,085 1.19 22.10 156,276 2,902,528CN 7,897 1.46 44.43 371,599 11,281,890Total CN 7,897 1.46 44.43 371,599 11,281,890BN 0 0Total BN 0 0.00 0.00 0 0PU 4,283 1.62 98.81 222,974 13,608,402Total PU 4,283 1.62 98.81 222,974 13,608,402CC 2,161 1.42 69.19 98,709 4,806,511Total CC 2,161 1.42 69.19 98,709 4,806,511Stock 1,376 0.82 94.98 36,231 4,202,260Total Stock 1,376 0.82 94.98 36,231 4,202,260Total 19,802 1.39 57.8 885,788 36,801,591Nota: Para Coipa Norte se utilizo para su evaluación en las reservas 600 US$/Oz Ag 11 US$/Oz Ag

Reservas M.D.O. al 31 de Diciembre de 2008Precio Au 725.00Precio Ag 12.00

Rajo kt Au gr/t Ag gr/t Au Oz Ag OzLF 2,518 1.28 22.36 103,382 1,810,365Total LF 2,518 1.28 22.36 103,382 1,810,365CN 5,030 1.18 45.25 191,154 7,317,241Total CN 5,030 1.18 45.25 191,154 7,317,241BN 2,629 1.04 51.85 88,273 4,382,120Total BN 2,629 1.04 51.85 88,273 4,382,120PU 1,417 0.67 219.13 30,329 9,980,658Total PU 1,417 0.67 219.13 30,329 9,980,658CC 2,394 1.34 67.72 102,802 5,211,909Total CC 2,394 1.34 67.72 102,802 5,211,909Stock 3,755 0.73 45.08 88,175 5,441,871Total Stock 3,755 0.73 45.08 88,175 5,441,871Total 17,741 1.06 59.9 604,115 34,144,135



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

Resumen de Diferencia de reservas Dic.-2007 v/s Dic.-2008Rajo kt Au gr/t Ag gr/t Au Oz Ag Oz

Total LF -1,567 -52,894 -1,092,164Total CN -2,868 -180,445 -3,964,649Total BN 2,629 88,273 4,382,120Total PU -2,867 -192,645 -3,627,744Total CC 233 4,093 405,399Total Stock 2,379 51,943 1,239,611Total -2,061 -281,673 -2,657,427

Producción Enero-Diciembre 2008Rajo kt Au gr/t Ag gr/t Au Oz Ag Oz

Total Mina CN 938 1.76 58.16 53,119 1,754,602Total Mina PU * 7 1.58 262.82 341 56,819Total Mina LF 0Total Stock Remanejo CN 881 1.74 53.16 49,212 1,505,197Total Stock Remanejo PU * 323 1.36 278.24 14,113 2,889,012Total Stock Largo Plazo 287 0.48 69.28 4,442 639,761Total Stock Materiales Marginales (BL1, BL2 2,530 0.58 34.57 47,418 2,811,688Total 4,966 1.06 60.49 168,645 9,657,079

kt Au Oz Ag Oz

Total Diferencia -2,061 -281,673 -2,657,427 - Diferencia entre 31/12/07 y 31/12/08Producción Período 4,966 168,645 9,657,079 - Consumidas entre 31/12/07 y 31/12/08

Total Balance Reservas 2,905 -113,028 6,999,653

FINOS Contenidos



Tabla 41; Explicación de diferencias.

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

Efecto: Kt KOzAu KOzAg Motivo:Efecto diseño LF -1,757 -56 -1,172 -Se reduce diseño. .Efecto modelo LF - No hay cambio de modelo de bloques.Efecto nuevos Precios 452 6 191 - Aumento en precios del Au y Ag.Efecto nuevos Costos -489 -7 -208 - Aumentan costos.Efecto Metodologia 228 4 97 - cambio de cubicación de las reservas.Efecto Extracción de Rajo 2008 LF - Sin producción anual 2008.Diferencia total LF -1,567 -53 -1,092Efecto diseño CN -1,097 -78 -1,177 - Cambio de diseño efecto geomecanico.Efecto modelo CN 57 0 493 - Se agrega información hasta Nov. 2008.Efecto nuevos Precios 318 5 218 - Aumento de precios de Au y Ag.Efecto nuevos Costos -604 -10 -436 - Aumentan costos.Efecto Metodologia 277 5 197 - cambio de cubicación de las reservas.Efecto Extracción de Rajo 2008 CN -1,819 -102 -3,260 - Alimentación Planta y Min estoqueado 2008.Diferencia total CN -2,868 -180 -3,965Efecto diseño BN 1,438 52 2,742 - Se diseña nueva fase.Efecto modelo BN 549 27 887 - Se agrega información (Sulfuros).Efecto nuevos Precios 784 10 923 - Aumento de precios del Au y Ag.Efecto nuevos Costos -551 -6 -662 - Aumentan costos.Efecto Metodologia 408 5 493 - cambio de cubicación de las reservas.Efecto Extracción de Rajo 2008 BN 0 0 0 - Sin producción anual 2008.Diferencia total BN 2,629 88 4,382Efecto Diseno -2,745 -188 -3,247 - No flota fase 2.Efecto modelo 62 6 1,269 - Se agrega información (Sulfuros).Efecto nuevos Precios 202 4 435 - Aumento de precios del Au y Ag.Efecto nuevos Costos -164 -4 -333 - Aumentan costos.Efecto Metodologia 51 1 163 - cambio de cubicación de las reservas.Efecto restriccion TPH -102 -4 -459 - Esteril tph < 100, 200 >TPH>100 se aumenta costo.Efecto Extracción de Rajo 2008 PU -172 -8 -1,456 - Alimentación Planta y Min estoqueado 2008.Diferencia total PU -2,867 -193 -3,628Efecto diseño CC - No hay cambio de diseño de rajo.Efecto modelo CC - No hay cambio de modelo de bloques.Efecto nuevos Precios 545 9 1,029 - Aumento de precios del Au y Ag.Efecto nuevos Costos -532 -8 -1,057 - Aumento en costos.Efecto Metodologia 220 4 434 - cambio de cubicación de las reservas.Diferencia total CC 233 4 405Stock a planta -490 -11 -2,930Aumento de Stock Marginales y PU b 2,868 63 4,169Diferencia total Stock 2,379 52 1,240


Kton. OzAu (000) OzAg (000) Oz AuEq(000)60.42

Efecto:PRODUCCIÓN 2008 -1,991 -111 -4,716 -189PRODUCCIÓN DE STOCKS -490 -11 -2,930 -59CAMBIO DE STOCKS A RESERVAS 2,868 63 4,169 132CAMBIO DISENO -4,161 -270 -2,854 -318CAMBIO MODELO DE BLOQUES 668 34 2,649 77CAMBIO DE PRECIOS 2,303 35 2,796 81CAMBIO DE COSTOS -2,340 -35 -2,698 -80CAMBIO RESTRICCION TPH -102 -4 -459 -11CAMBIO DE METODOLOGIA 1,184 18 1,384 41

-2,061 -282 -2,657 -326



Tabla 42; Resumen de diferencias.


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 2009 2010 2011 2012 TOTALOre tn 3,753,300 5,169,944 4,566,825 0 13,490,069Ore to stock tn 390,150 83,616 22,848 0 496,614Waste tn 15,665,940 9,235,239 10,888,935 0 35,790,113Prestripping tn 8,765,403 16,552,512 0 0 25,317,915Stock to mill tn 1,613,370 146,380 83,616 2,407,993 4,251,358Total ton moved tn 30,188,163 31,187,690 15,562,223 2,407,993 79,346,068

MILL PRODUCTION 2009 2010 2011 2012 TOTALDays días 365 365 365 366 2,829 Tonnes milled (000) tn 5,366,670 5,316,324 4,650,441 2,407,993 17,741,427 Ley Au (g/t) g/t 1.12 1.17 1.04 0.72 1.06Ley Ag (g/t) g/t 49.66 49.80 96.57 33.91 59.86Recuperacion Au % % 75.10 80.30 70.11 79.51 75.92Recuperacion Ag% % 58.74 65.34 47.55 67.33 56.31Onzas Au Oz 144,849 160,022 109,535 44,344 458,750 Onzas Ag Oz 5,033,487 5,561,185 6,865,166 1,767,516 19,227,355 Gold equivalent ounces Oz.Eq. 228,162 252,070 223,166 73,599 776,996



Factor de amortización de pretsripping 59.85 US$/oz Au eqFactor de depreciación Activos Fijos 2.99 US$/oz Au eq

Parámetros Plan Minero Unidad 2009 2010 2011 2012 TOTALAlimentación planta tn 5,366,670 5,316,324 4,650,441 2,407,993 17,741,427Movimiento estéril desarrollo tn 16,056,090 9,318,855 10,911,782 36,286,727Movimiento prestripping tn 8,765,403 16,552,512 25,317,915Total movimiento mina tn 30,188,163 31,187,690 15,562,223 2,407,993 79,346,068Oz Au oz 144,849 160,022 109,535 44,344 458,750Oz Ag oz 5,033,487 5,561,185 6,865,166 1,767,516 19,227,355oz Au eq oz 228,162 252,070 223,166 73,599 776,996oz doré oz 5,178,336 5,721,208 6,974,701 1,811,860 19,686,105

PreciosAu (US$/oz) US$/oz 725.00 725.00 725.00 725.00 725.00Ag (US$/oz) US$/oz 12.00 12.00 12.00 12.00 12.00

Costos unitariosCosto Mina Mineral US$/ton 2.12 2.12 2.12 2.12 2.12Costo Mina Estéril US$/ton 1.68 1.68 1.68 1.68 1.68Costo Mina Mina-Stock US$/ton 1.49 1.49 1.49 1.49 1.49Costo Mina Stock-Planta US$/ton 1.99 1.99 1.99 1.99 1.99Costo Mina Prestripping US$/ton 1.57 1.57 1.57 1.57 1.57Costo Planta - Proceso US$/ton 10.00 10.00 10.00 10.00 10.00Costo Refinación y Venta Au US$/oz 0.35 0.35 0.35 0.35 0.35Costo Refinación y Venta Ag US$/oz 0.28 0.28 0.28 0.28 0.28Costo G&A US$/ton 2.90 2.90 2.90 2.90 2.90

IngresosIngresos Au US$ 105,015,306 116,016,168 79,413,038 32,149,367 332,593,880Ingresos Ag US$ 60,401,847 66,734,224 82,381,992 21,210,195 230,728,258Other Operating Revenue US$

Total ingresos US$ 165,417,153 182,750,392 161,795,030 53,359,562 563,322,138

EVALUACIÓN ECONÓMICA 100 & 65

Costos OperativosCosto mina US$ 37,234,130 23,223,293 25,877,712 4,488,590 90,823,725Costo planta US$ 56,370,251 55,679,281 57,534,879 24,972,118 194,556,529Costo Venta US$ 1,465,095 1,618,052 1,967,778 512,325 5,563,251Costo G&A US$ 15,561,276 15,414,102 10,624,897 6,916,713 48,516,987Amortization of Capitalized Strip US$ 9,241,448 34,735,886 202,609 44,179,943

Total Costo Operativos US$ 110,630,752 105,176,177 130,741,152 37,092,355 383,640,436Amortizacion Gastos P Marcha US$Depreciación Activos Fijos US$ 681,608 753,031 666,683 219,870 2,321,193Reclamation Provision US$

Total Costs US$ 111,312,361 105,929,208 131,407,835 37,312,225 385,961,629Exploration Expense US$

Total Operating Earnings US$ 54,104,793 76,821,184 30,387,195 16,047,337 177,360,509Other Non-Operating Expense US$

Utilidad antes de impuest US$ 54,104,793 76,821,184 30,387,195 16,047,337 177,360,509Impuesto específico a la minería 5% 2,739,320 3,878,711 1,552,694 813,360 8,984,085Impuesto a la Renta 17% 8,848,004 12,528,236 5,015,201 2,627,154 29,018,595

Utilidad despues de impu US$ 42,517,469 60,414,238 23,819,300 12,606,823 139,357,829

FLUJO DE CAJAUTILIDAD DESPUES IMPUESTO US$ 43,199,077 61,167,268 24,485,983 12,826,693 141,679,022Depreciación Activos Fijos US$ 681,608 753,031 666,683 219,870 2,321,193Amortizacion US$ 9,241,448 34,735,886 202,609 44,179,943Inversion Desarrollo Mina US$ 14,533,504 29,646,440 44,179,943Inversion Act Fijos US$ 2,321,193 2,321,193

FLUJO CAJA US$ 27,025,989 41,515,307 59,888,553 13,249,172 141,679,022



IndicadoresTasa %

versión nominal 100-100 US$VAN MDO @ 12% US$

IVANPRC annual

12.000%46,501,136

121,266,515 2.61

Recursos

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

RESUMEN 2009 2010 2011 2012 2013 2014 2015 2016 2017 TOTALOre tn 3,753,300 5,314,119 5,132,200 2,196,583 3,578,989 4,904,346 4,397,966 1,156,098 30,433,600.50Ore to stock tn 390,150 124,612 217,033 401,707 271,050 95,804 7,976 76,837 1,585,166.00Waste tn 15,107,290 7,799,363 8,669,160 9,049,758 10,353,540 5,139,254 4,037,126 332,761 60,488,251.50Prestripping tn 9,324,053 21,408,728 16,670,365 17,479,209 711,750 65,594,104.00Stock to mill tn 1,613,370 146,380 61,878 3,372,648 1,325,358 506,380 2,606,431 97,344 9,729,786.87Total ton moved tn 30,188,163 34,793,200 30,750,635 32,499,903 16,240,686 10,139,404 8,949,448 4,172,126 97,344 167,830,908.87

MILL PRODUCTION 2,009 2,010 2,011 2,012 2,013 2,014 2,015 2,016 2,017 TOTALDays días 365 365 365 365 365 365 365 365 365 4,198 Tonnes milled (000) tn 5,366,670 5,460,499 5,194,078 5,569,230 4,904,346 4,904,346 4,904,346 3,762,528 97,344 40,163,387.37 Onzas Au Oz 144,849 161,572 77,433 106,170 144,976 169,377 159,410 108,863 2,411 1,075,060 Onzas Ag Oz 5,033,487 5,594,994 6,223,198 5,229,441 2,693,038 1,888,036 1,988,934 1,506,464 288,348 30,445,941 Gold equivalent ounces Oz.Eq. 226,643 252,491 178,560 191,149 188,738 200,057 191,730 133,343 7,097 1,569,806.84 Price ratio 61.54 61.54 61.54 61.54 61.54 61.54 61.54 61.54 61.54Gold equivalent of silver ounceOz.Eq. 81,794 90,919 101,127 84,978 43,762 30,681 32,320 24,480 4,686 494,746.54

Factor de amortización 70.50 US$/oz Au eq

1 2 3 4 5 6 7 8Parámetros Plan MinerUnidad 2009 2010 2011 2012 2013 2014 2015 2016 2017 TOTALAlimentación planta tn 5,366,670 5,460,499 5,194,078 5,569,230 4,904,346 4,904,346 4,904,346 3,762,528 97,344 40,163,387Movimiento estéril desarrollo tn 15,497,440 7,923,974 8,886,193 9,451,465 10,624,590 5,235,057 4,045,102 409,598 62,073,418Movimiento prestripping tn 9,324,053 21,408,728 16,670,365 17,479,209 711,750 65,594,104Total movimiento mina tn 30,188,163 34,793,200 30,750,635 32,499,903 16,240,686 10,139,404 8,949,448 4,172,126 97,344 167,830,909Oz Au oz 144,849 161,572 77,433 106,170 144,976 169,377 159,410 108,863 2,411 1,075,060Oz Ag oz 5,033,487 5,594,994 6,223,198 5,229,441 2,693,038 1,888,036 1,988,934 1,506,464 288,348 30,445,941oz Au eq oz 226,643 252,491 178,560 191,149 188,738 200,057 191,730 133,343 7,097 1,569,807oz doré oz 5,178,336 5,756,567 6,300,630 5,335,611 2,838,015 2,057,413 2,148,344 1,615,326 290,759 31,521,001

PreciosAu (US$/oz) US$/oz 800 800 800 800 800 800 800 800 800 800.00Ag (US$/oz) US$/oz 13 13 13 13 13 13 13 13 13 13.00

Costos unitariosCosto Mina Mineral US$/ton 2.25 2.25 2.25 2.25 2.25 2.25 2.25 2.25 2.25 2.25Costo Mina Estéril US$/ton 1.55 1.55 1.55 1.55 1.55 1.55 1.55 1.55 1.55 1.55Costo Mina Mina-Stock US$/ton 1.46 1.46 1.46 1.46 1.46 1.46 1.46 1.46 1.46 1.46Costo Mina Stock-Planta US$/ton 2.17 2.17 2.17 2.17 2.17 2.17 2.17 2.17 2.17 2.17Costo Mina Prestripping US$/ton 1.55 1.55 1.55 1.55 1.55 1.55 1.55 1.55 1.55 1.55Costo Planta - Proceso (Incl G&US$/ton 12.99 12.99 12.99 12.99 12.99 12.99 12.99 12.99 12.99 12.99Costo Refinación y Venta Au US$/oz 0.35 0.35 0.35 0.35 0.35 0.35 0.35 0.35 0.35 0.35Costo Refinación y Venta Ag US$/oz 0.28 0.28 0.28 0.28 0.28 0.28 0.28 0.28 0.28 0.28Costo G&A US$/ton

IngresosIngresos Au US$ 115,878,959 129,257,751 61,946,086 84,936,271 115,981,063 135,501,426 122,340,445 64,493,765 1,928,842 832,264,609Ingresos Ag US$ 65,435,334 72,734,927 80,901,571 67,982,734 35,009,498 24,544,472 21,784,067 5,973,151 3,748,524 378,114,278Other Operating Revenue US$

Total ingresos US$ 181,314,293 201,992,678 142,847,658 152,919,005 150,990,561 160,045,898 144,124,512 70,466,916 5,677,367 1,210,378,887

EVALUACIÓN ECONÓMICA 100/65

Período



Costos OperativosCosto mina US$ 37,166,301 23,948,911 25,089,532 23,587,502 26,601,027 19,890,416 16,887,215 5,192,400 148,936 178,512,241Costo planta US$ 84,856,248 85,691,702 83,744,174 89,481,201 79,654,646 79,654,646 71,719,672 34,218,768 2,963,307 611,984,363Costo Venta US$ 1,465,542 1,629,228 1,776,052 1,506,951 807,920 590,328 524,854 157,570 81,877 8,540,322Costo G&A US$Amortization of Capitalized S US$ 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

Total Costo Operativos 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 4,460,856 909,707,344Amortizacion Gastos P Marc US$Depreciación Activos Fijos US$Reclamation Provision US$

Total Costs 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 4,460,856 909,707,344Exploration Expense US$

Total Operating Earnings 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 1,216,510 300,671,543Other Non-Operating Expen US$

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 1,216,510 300,671,543Impuesto específico a la min 5% 2,599,601 3,867,805 925,131 1,129,651 1,287,079 2,284,425 2,083,393 795,666 60,826 15,033,577Impuesto a la Renta 17% 8,396,712 12,493,011 2,988,172 3,648,772 4,157,267 7,378,693 6,729,359 2,570,002 196,466 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

FLUJO DE CAJAUTILIDAD DESPUES IMPUES US$ 40,995,712 60,995,291 14,589,311 17,814,591 20,297,243 36,025,385 32,855,104 12,547,657 959,218 237,079,511Depreciación Activos Fijos US$Amortizacion US$ 5,834,178 13,366,729 13,735,285 15,750,338 18,185,378 14,222,005 13,324,916 14,984,853 1,266,736 110,670,418Inversion Desarrollo Mina US$ 14,481,114 35,726,346 28,163,351 30,947,282 1,352,325 110,670,418Inversion Act Fijos US$

FLUJO CAJA US$ 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

Indicadores%

Inversión nominal 100-100 US$US$

añosPRC

156,795,883 1.42

Tasa

VAN MDO @ 12%IVAN

12.000%110,670,418



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.



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.




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.


Anexos

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

ReservasAl 31 de diciembre de 2008

Precios [US$/Oz] FechaPU 65% Au Ag

725 12.00MATERIAL

kt Au Ag RecAu RecAg Au Ag Aueq Au Ag Aueq Estéril Total[g/t] [g/t] [%] [%] [Oz] [Oz] [Oz] [Oz] [Oz] [Oz] kt kt

LF 2518.05 1.28 22.36 85.98 72.26 88,889 1,308,161 110,541 103,382 1,810,363 133,347 9170.03 11,688.082,518.05 1.28 22.36 85.98 72.26 88,889 1,308,161 110,541 103,382 1,810,363 133,347 9,170.03 11,688.08

CN 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 11,670.375,029.51 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

PU1exp 407.42 1.15 250.46 64.23 58.50 9,644 1,919,252 41,411 15,016 3,280,735 69,318 7,629.91 8,037.33PU2 0 0 0 0.00PU3 1009.24 0.47 206.48 59.20 49.55 9,066 3,319,605 64,011 15,313 6,699,914 126,209 12,592.02 13,601.26

1,416.66 0.67 219.13 61.69 52.49 18,710 5,238,857 105,422 30,329 9,980,650 195,526 20,221.93 21,638.59

BN 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 13,228.562,628.65 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 22,282.922,393.83 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 2,640.90 0.64 28.69 79.74 71.75 43,329 1,747,747 72,257 54,340 2,435,973 94,660 0.00 2,640.90STOCK 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 0.00 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

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 66,521.82 84,263.26

TOTAL BN

TOTAL STOCK

TOTAL CC

31-Dic-08

RAJO

Departamento de Ingeniería Gerencia Mina

FINOS RECUPERADOS

Total Reservas

TOTAL PU

TOTAL C-N

TOTAL L-F

RESERVAS KINROSS

PROBADAS + PROBABLES FINOS In SituMINERAL

Cia Minera Mantos de Oro



Tabla 45; Reservas Probadas.


FechaPU 65% Au Ag

725 12.00

kt Au Ag RecAu RecAg Au Ag Aueq Au Ag Aueq Total[g/t] [g/t] [%] [%] [Oz] [Oz] [Oz] [Oz] [Oz] [Oz] kt

LF 2518.05 1.28 22.36 85.98 72.26 88,889 1,308,161 110,541 103,382 1,810,363 133,347 2,518.052,518.05 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

CN 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 3,134.743,134.74 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

PU1exp 303.58 1.18 256.87 64.40 58.61 7,423 1,469,385 31,744 11,527 2,507,163 53,025 303.58PU2 0 0 0 0.00PU3 317.21 0.45 197.83 58.57 54.72 2,688 1,103,945 20,960 4,589 2,017,563 37,983 317.21

620.79 0.81 226.70 62.74 56.87 10,111 2,573,331 52,704 16,116 4,524,726 91,008 620.79

BN 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 2,115.582,115.58 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 2,027.772,027.77 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 2,640.90 0.64 28.69 79.74 71.75 43,329 1,747,747 72,257 54,340 2,435,973 94,660 2,640.90STOCK 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

31-Dic-08

FINOS In Situ FINOS RECUPERADOS

TOTAL L-F

TOTAL C-N

TOTAL PU

TOTAL BN

TOTAL CC

TOTAL STOCK

Total Reservas

Precios [US$/Oz]RESERVAS KINROSS

PROBADASMINERAL

Cia Minera Mantos de OroGerencia MinaDepartamento de Ingeniería

RAJO



Tabla 46; Reservas Probables.


FechaPU 65% Au Ag

725 12.00MINERAL

kt Au Ag RecAu RecAg Au Ag Aueq Au Ag Aueq Total[g/t] [g/t] [%] [%] [Oz] [Oz] [Oz] [Oz] [Oz] [Oz] kt

LF0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0 0 0 0 0 0 0.00

CN 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 1,894.771,894.77 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

PU1exp 103.84 1.05 231.72 63.65 58.15 2,221 449,866 9,667 3,489 773,572 16,293 103.84PU2 0 0 0 0.00PU3 692.03 0.48 210.45 59.47 47.32 6,378 2,215,660 43,051 10,724 4,682,351 88,225 692.03

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

BN 513.07 1.10 48.34 54.71 58.92 9,891 469,886 17,668 18,079 797,462 31,279 513.07513.07 1.10 48.34 54.71 58.92 9,891 469,886 17,668 18,079 797,462 31,279 513.07

CC 366.06 1.02 76.65 66.97 28.77 8,071 259,534 12,367 12,052 902,042 26,982 366.06366.06 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

TOTAL C-N

TOTAL PU

TOTAL STOCK

Total Reservas

TOTAL L-F

TOTAL BN

TOTAL CC

31-Dic-08

Precios [US$/Oz]RESERVAS KINROSS

PROBABLES FINOS In Situ


RAJO FINOS RECUPERADOS



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

RecursosAl 31 de diciembre de 2008

FechaPU 65% Au Ag

800 13.00

kt Au Ag RecAu RecAg Au Ag Aueq Au Ag Aueq[g/t] [g/t] [%] [%] [Oz] [Oz] [Oz] [Oz] [Oz] [Oz]

LF 3,979.80 1.11 21.89 82.33 70.18 117,243 1,965,348 149,180 142,412 2,800,389 187,9193,979.80 1.11 21.89 82.33 70.18 117,243 1,965,348 149,180 142,412 2,800,389 187,919

CN 14,085.07 1.23 31.37 80.11 57.82 447,641 8,214,756 581,130 558,803 14,207,122 789,66914,085.07 1.23 31.37 80.11 57.82 447,641 8,214,756 581,130 558,803 14,207,122 789,669

PU 6,029.80 1.56 71.60 72.03 49.97 218,087 6,936,193 330,800 302,762 13,881,156 528,3316,029.80 1.56 71.60 72.03 49.97 218,087 6,936,193 330,800 302,762 13,881,156 528,331

BN 4,456.42 0.84 47.12 60.92 64.28 73,604 4,339,833 144,126 120,825 6,751,082 230,5304,456.42 0.84 47.12 60.92 64.28 73,604 4,339,833 144,126 120,825 6,751,082 230,530

TT

CC 3,467.68 1.23 64.63 76.88 39.73 105,049 2,862,977 151,572 136,648 7,205,732 253,7413,467.68 1.23 64.63 76.88 39.73 105,049 2,862,977 151,572 136,648 7,205,732 253,741

STOCK MAR 6,947.90 0.59 31.67 67.16 60.23 88,577 4,260,099 157,804 131,885 7,073,448 246,829STOCK MIN 1,196.72 0.93 81.92 69.48 59.23 24,860 1,866,735 55,194 35,779 3,151,897 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

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 TT

TOTAL CC

TOTAL STOCK

Total Recursos



TOTAL L-F

TOTAL C-N

TOTAL PU

TOTAL BN

FINOS In Situ

RECURSOS KINROSS

TOTALESMINERAL

Precios [US$/Oz]

31-Dic-08



Tabla 48; Recursos Medidos.


FechaPU 65% Au Ag

800 13.00MINERAL


LF 3979.80 1.11 21.89 82.33 70.18 117,243 1,965,348 149,180 142,412 2,800,389 187,9193,979.80 1.11 21.89 82.33 70.18 117,243 1,965,348 149,180 142,412 2,800,389 187,919

CN 7,739.23 1.42 35.64 80.98 58.07 285,307 5,148,699 368,973 352,332 8,867,015 496,4217,739.23 1.42 35.64 80.98 58.07 285,307 5,148,699 368,973 352,332 8,867,015 496,421

PU 2540.97 1.65 76.74 72.52 53.74 97,526 3,368,745 152,268 134,490 6,268,863 236,3592,540.97 1.65 76.74 72.52 53.74 97,526 3,368,745 152,268 134,490 6,268,863 236,359

BN 3,191.35 0.85 48.50 61.84 64.03 53,614 3,186,240 105,391 86,701 4,975,791 167,5573,191.35 0.85 48.50 61.84 64.03 53,614 3,186,240 105,391 86,701 4,975,791 167,557

TT 0 00.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0 0 0 0 0

CC 2,963.50 1.26 62.98 77.96 41.56 93,669 2,493,699 134,192 120,146 6,000,650 217,6572,963.50 1.26 62.98 77.96 41.56 93,669 2,493,699 134,192 120,146 6,000,650 217,657


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

TOTAL TT

TOTAL CC

TOTAL STOCK

Total Recursos

TOTAL L-F

TOTAL C-N

TOTAL PU

TOTAL BN


RAJO FINOS In Situ

RECURSOS KINROSS

MEDIDOS31-Dic-08

FINOS RECUPERADOS

Precios [US$/Oz]



Tabla 49; Recursos Indicados.


FechaPU 65% Au Ag

800 13.00MINERAL


0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0 0 0 0 0 0

CN 6,345.84 1.01 26.17 78.62 57.42 162,334 3,066,057 212,157 206,472 5,340,107 293,2486,345.84 1.01 26.17 78.62 57.42 162,334 3,066,057 212,157 206,472 5,340,107 293,248

PU 3488.83 1.50 67.86 71.65 46.86 120,561 3,567,449 178,532 168,272 7,612,292 291,9723,488.83 1.50 67.86 71.65 46.86 120,561 3,567,449 178,532 168,272 7,612,292 291,972

BN 1,265.07 0.84 43.65 58.58 64.98 19,989 1,153,592 38,735 34,125 1,775,291 62,9731,265.07 0.84 43.65 58.58 64.98 19,989 1,153,592 38,735 34,125 1,775,291 62,973

TT 0 00.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0 0 0 0 0

CC 504.18 1.02 74.34 68.96 30.64 11,379 369,277 17,380 16,502 1,205,082 36,084504.18 1.02 74.34 68.96 30.64 11,379 369,277 17,380 16,502 1,205,082 36,084

STOCK MINSTOCK BL

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

TOTAL TT

TOTAL CC

TOTAL STOCK

Total Recursos



TOTAL L-F

TOTAL C-N

TOTAL PU

TOTAL BN

FINOS In Situ

RECURSOS KINROSS

INDICADOS31-Dic-08

Precios [US$/Oz]



Tabla 50; Recursos Inferidos.


FechaPU 65% Au Ag

800 13.00MINERAL


0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0 0 0 0 0 0

CN 282.20 0.93 23.05 65.61 58.86 5,512 123,081 7,512 8,402 209,095 11,799282.20 0.93 23.05 65.61 58.86 5,512 123,081 7,512 8,402 209,095 11,799

PU 60.82 1.37 11.47 72.79 54.07 1,944 12,131 2,141 2,671 22,436 3,03660.82 1.37 11.47 72.79 54.07 1,944 12,131 2,141 2,671 22,436 3,036

BN 533.83 0.52 36.80 68.97 71.40 6,132 450,942 13,460 8,890 631,548 19,153533.83 0.52 36.80 68.97 71.40 6,132 450,942 13,460 8,890 631,548 19,153

TT 207.96 0.00 140.56 0.00 59.75 0 561,527 9,125 0 939,793 15,272207.96 0.00 140.56 0.00 59.75 0 561,527 9,125 0 939,793 15,272

CC 15.64 0.85 95.64 70.56 24.29 303 11,682 492 429 48,092 1,21015.64 0.85 95.64 70.56 24.29 303 11,682 492 429 48,092 1,210

STOCK MINSTOCK BL

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

TOTAL CC


TOTAL L-F

TOTAL C-N

TOTAL PU

TOTAL BN

TOTAL TT

RECURSOS KINROSS

Inferidos


Total Recursos

31-Dic-08

Precios [US$/Oz]

FINOS In Situ

TOTAL STOCK



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


Precios [US$/Oz] FechaPU 100% Au Ag

725 12.00MATERIAL

kt Au Ag RecAu RecAg Au Ag Aueq Au Ag Aueq Estéril Total[g/t] [g/t] [%] [%] [Oz] [Oz] [Oz] [Oz] [Oz] [Oz] kt kt

LF 2518.05 1.28 22.36 85.98 72.26 88,889 1,308,161 110,541 103,382 1,810,363 133,347 9170.03 11,688.082,518.05 1.28 22.36 85.98 72.26 88,889 1,308,161 110,541 103,382 1,810,363 133,347 9,170.03 11,688.08

CN 5029.51 1.18 45.25 80.24 60.37 153,388 4,417,549 226,506 191,154 7,317,235 312,267 6640.86 11,670.375,029.51 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

PU1exp 626.80 1.15 250.46 64.23 58.50 14,837 2,952,695 63,709 23,101 5,047,285 106,642 7,629.91 8,256.71PU2 0 0 0 0.00PU3 1552.67 0.47 206.48 59.20 49.55 13,948 5,107,085 98,479 23,559 10,307,560 194,167 12,592.02 14,144.69

2,179.47 0.67 219.13 61.69 52.49 28,784 8,059,780 162,188 46,660 15,354,845 300,809 20,221.93 22,401.40

BN 2628.65 1.04 51.85 58.61 62.96 51,735 2,758,959 97,400 88,273 4,382,116 160,805 10599.91 13,228.562,628.65 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 2393.83 1.34 67.72 76.97 38.21 79,126 1,991,582 112,091 102,802 5,211,905 189,068 19889.09 22,282.922,393.83 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 2,640.90 0.64 28.69 79.74 71.75 43,329 1,747,747 72,257 54,340 2,435,973 94,660 0.00 2,640.90STOCK MIN 1,236.35 0.96 99.10 69.37 58.66 26,533 2,310,618 64,777 38,245 3,939,151 103,445 0.00 1,236.35

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 3,877.24

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 66,521.82 85,148.57

31-Dic-08

TOTAL L-F

TOTAL BN

RESERVAS

PROBADAS + PROBABLES FINOS In SituMINERAL

Cia Minera Mantos de Oro

Departamento de Ingeniería Gerencia Mina

TOTAL STOCK


Total Reservas

TOTAL PU

TOTAL C-N

TOTAL CC



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


FechaPU 100% Au Ag

800 13.00


LF 3,979.80 1.11 21.89 82.33 70.18 117,243 1,965,348 149,180 142,412 2,800,389 187,9193,979.80 1.11 21.89 82.33 70.18 117,243 1,965,348 149,180 142,412 2,800,389 187,919

CN 14,085.07 1.23 31.37 80.11 57.82 447,641 8,214,756 581,130 558,803 14,207,122 789,66914,085.07 1.23 31.37 80.11 57.82 447,641 8,214,756 581,130 558,803 14,207,122 789,669

PU 9276.61 1.56 71.60 72.03 49.97 335,519 10,671,066 508,924 465,788 21,355,624 812,8179,276.61 1.56 71.60 72.03 49.97 335,519 10,671,066 508,924 465,788 21,355,624 812,817

BN 4,456.42 0.84 47.12 60.92 64.28 73,604 4,339,833 144,126 120,825 6,751,082 230,5304,456.42 0.84 47.12 60.92 64.28 73,604 4,339,833 144,126 120,825 6,751,082 230,530

TT

CC 3,467.68 1.23 64.63 76.88 39.73 105,049 2,862,977 151,572 136,648 7,205,732 253,7413,467.68 1.23 64.63 76.88 39.73 105,049 2,862,977 151,572 136,648 7,205,732 253,741


8,267.12 0.65 41.98 67.70 59.86 116,502 6,679,564 225,045 172,076 11,158,603 353,403

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

FINOS In Situ

RECURSOS

TOTALESMINERAL

Precios [US$/Oz]

31-Dic-08



TOTAL L-F

TOTAL TT

TOTAL C-N

TOTAL PU

TOTAL BN

TOTAL CC

TOTAL STOCK

Total Recursos



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:

Pau : Precio del oro (US$/Oz)VTaAu : Costo de venta del oro (US$/Oz)Au : Ley del oro (gr/tonnes)RecAu : Recuperación del oro (%)Pag : Precio de la plata (US$/Oz)VTaAg : Costo de venta de la plata (US$/Oz)Ag : Ley de la plata (gr/tonnes)RecAg : Recuperación de la plata (%)CtoMin : Costo mina mineral (US$/tonnes) no se considera perforación ni tronadura.CtoPro : Costo de proceso planta (US$/tonnes)CtoRA : Costo administración y recursos humanos (US$/tonnes)CtoFee : Costo Contractual que cobra MDO a Puren, solo aplica a Puren (US$/tonnes)

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

La siguiente tabla muestra los costos y precios utilizados para la evaluación de los diferentes materiales estoqueados,

tanto como para reservas y como recursos.



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

Reservas Recursos Reservas Recursos Reservas RecursosPau US$/oz 725 800 725 800 725 800Pag US$/oz 12 13 12 13 12 13VTaAu US$/Oz 0.35 0.35 0.35 0.35 0.35 0.35VTaAg US$/Oz 0.28 0.28 0.28 0.28 0.28 0.28CtoMin US$/t 1.86 1.86 1.86 1.86 2.69 2.69CtoEst US$/t 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00CtoPro US$/t 10.09 10.09 10.09 10.09 19.97 19.97CtoGA US$/t 2.90 2.90 2.90 2.90 2.89 2.89CtoFee US$/t 0.00 0.00 0.00 0.00 2.68 2.68

UnidadPrecios y Costos para Stock 2008

Stock sector CN Stock sector LF Stock Pu

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.



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

Ktonnes Au Ag RecAu RecAg OzAu OzAg Beneficio Reservas Beneficio Recursos31-Dec-08 [g/t] [g/t] [%] [%] [Oz] [Oz] (US$/Tonnes) (US$/Tonnes)

Stock CNSTK SP18 CN 177.89 0.61 40.92 78.77 59.65 2,748 139,600 5.5 7.4Stock LFSTK SP1 LF 82.87 0.73 54.80 72.40 72.00 1,408 105,123 14.8 14.8STK SP B LF 40.15 0.85 41.77 70.32 68.67 772 37,026 9.9 12.2Stock PUSTK-PU-03 PU 227.50 1.12 236.96 53.45 57.66 4,379 999,360 37.2 43.0Stock RemanejoSTK CHCN LF 3.28 1.23 55.84 76.37 62.91 99 3,708 20.3 23.6STK CHOB-2 LF 46.40 0.51 26.00 71.70 64.70 546 25,095 0.01 1.35STK-CHCN-1 CN 96.20 0.52 41.61 73.44 60.17 1,181 77,437 3.5 5.1STK-CHCN-3 CN 77.83 1.79 59.29 80.76 65.25 3,618 96,810 33.4 38.1STK-CHCN-13 CN 81.60 1.96 66.97 78.65 58.44 4,044 102,680 35.8 40.7STK-CHCN-14 CN 286.17 0.80 43.85 71.74 64.78 5,280 261,355 9.2 11.4STK CHLM CN 54.07 0.70 32.56 72.61 52.20 884 29,545 3.4 5.1STK CHLB CN 22.75 0.49 37.26 78.13 63.94 280 17,423 3.0 4.7Stock Marginales y Baja LeySTK BL-3 LF 3,001.86 0.22 22.51 76.49 78.12 16,454 1,697,075 -4.3 -3.4STK BL-4 LF 212.58 0.39 33.66 59.24 55.00 1,579 126,527 -2.5 -1.4STK BL-5 LF 7,004.35 0.22 22.51 76.49 78.12 38,393 3,959,842 -4.3 -3.4MAR 1 LF 4,307.01 0.56 33.49 59.24 55.00 45,938 2,550,611 -0.2 1.1MAR 2 LF 2,640.90 0.64 28.69 80.95 72.84 43,988 1,774,363 5.1 6.9MAR 3 LF 430.91 0.15 55.08 59.24 55.00 1,231 419,695 -1.4 -0.3

18,794.32 0.40 30.55 70.79 67.30 172,822 12,423,276

Stock Pile Sector Ubicación

TOTAL



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.

Remane. Au Ag RecAu RecAg OzAu Recup. OzAg Recup.

[ton] [g/t] [g/t] [%] [%] [Oz] [Oz]Stocks CNSTK-SP18 CN 177.889 0.61 40.92 78.77 59.65 2,748 139,600Stocks LFSTK-SP-B LF 40.150 0.85 41.77 70.32 68.67 772 37,026Remanejo CNSTK CHCN LF 3.283 1.23 55.84 76.37 62.91 99 3,708STK CHOB-2 LF 46.400 0.51 26.00 71.70 64.70 546 25,095STK-CHCN-1 CN 96.201 0.52 41.61 73.44 60.17 1,181 77,437STK-CHCN-3 CN 77.834 1.79 59.29 80.76 65.25 3,618 96,810STK-CHCN-13 CN 81.603 1.96 66.97 78.65 58.44 4,044 102,680STK-CHCN-14 CN 286.174 0.80 43.85 71.74 64.78 5,280 261,355STK CHLM CN 54.068 0.70 32.56 72.61 52.20 884 29,545STK CHLB CN 22.747 0.49 37.26 78.13 63.94 280 17,423Stocks PUSTK-PU-03 (*) PU 227.500 1.12 236.96 53.45 57.66 4,379 999,360Stocks MARMAR-2 LF 2640.895 0.64 28.69 80.95 72.84 43,988 1,774,363TOTAL 3,754.74 0.73 45.08 76.91 65.50 67,818 3,564,403

RESERVAS 2008

FASE RAJO






RECURSOS 2008

FASE RAJO


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



1. 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



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 deCorte (Au ppm) Dens. t/m3 kTon Au (ppm) Ag (ppm)

1 1.99 1,609 2.08 56.10.8 2.00 2,202 1.76 55.90.6 1.99 3,100 1.45 54.20.4 2.00 4,425 1.16 53.00.2 1.99 6,627 0.87 50.2

0.0

0.5

1.0

1.5

2.0

2.5

0

2,000

4,000

6,000

8,000

10,000

12,000

14,000

16,000

18,000

0 1 2 3 4 5 6 7

Ley

Med

ia A

u (p

pm)

Tone

laje

(Kto

n)

Cut-off Au (gr/t)

Ton - Ley CanCan (AU)

Tonnage AU



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.



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.

Valor UnidadCostos MineralMina 2.300 [US$/ton proc]

EsterilTotal 1.720 [US$/ton moved]

Costos lanta TOTAL 7.720 [US$/ton proc]ll Au 3.4 [US$/oz]

Costs Ag 0.21 [US$/oz]

A G&A 2.05 [US$/ton milled]Costs

ITEM

PSe

G&

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):



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



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.



- 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 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 Au Ag Au Eq. Ben. s/CM Ben. c/CM INGCorte (Au Eq. ppm) kTon ppm ppm ppm (US$/t) (US$/t) (US$/t)

1 3,542 1.29 66.1 1.96 16.09 14.50 26.340.8 4,711 1.07 64.2 1.70 12.30 10.97 22.230.6 6,476 0.85 60.5 1.42 8.96 7.98 18.080.4 8,334 0.70 55.4 1.22 6.96 6.20 15.250.2 11,026 0.56 49.4 0.99 5.26 4.69 12.36

0.000

0.200

0.400

0.600

0.800

1.000

1.200

1.400

0.0

2,000.0

4,000.0

6,000.0

8,000.0

10,000.0

12,000.0

14,000.0

16,000.0

18,000.0

0 1 2 3 4 5 6 7

Tone

laje

(Kto

n)

Cut-off AuEq (gr/t)

Ton - Ley CanCan (AUEQ)

TonnageAU



Ingreso (US$/t)

Ley de Au Ag Au Eq. Ben. s/CM Ben. c/CM INGCorte (Ing. US$/t) kTon ppm ppm ppm (US$/t) (US$/t) (US$/t)

10 4,132 1.17 62.7 1.79 14.05 12.51 24.398 4,998 1.03 60.7 1.62 11.61 10.34 21.726 6,282 0.88 57.6 1.43 9.24 8.23 18.694 8,645 0.69 54.0 1.18 6.71 5.98 14.942 11,462 0.55 47.6 0.96 5.06 4.51 11.99

0.000

0.200

0.400

0.600

0.800

1.000

1.200

1.400

0.0

2,000.0

4,000.0

6,000.0

8,000.0

10,000.0

12,000.0

14,000.0

16,000.0

18,000.0

0 1 2 3 4 5 6 7

Tone

laje

(Kto

n)

Cut-off Income (US$/t)

Ton - Ley CanCan (Ingreso)

TonnageAU

Beneficio s/Costo Mina (US$/t)

Ley de Corte Au Ag Au Eq. Ben. s/CM Ben. c/CM ING(Ben s/CM. US$/t) kTon ppm ppm ppm (US$/t) (US$/t) (US$/t)

10 1,612 1.96 71.8 2.79 29.58 27.86 39.938 1,907 1.80 70.0 2.59 26.40 24.68 36.756 2,348 1.62 68.3 2.36 22.74 21.02 33.094 2,869 1.45 66.3 2.15 19.52 17.80 29.872 3,362 1.32 64.8 1.99 17.09 15.37 27.44

0.001 3,991 1.19 63.1 1.82 14.54 12.95 24.89



0.000

0.500

1.000

1.500

2.000

2.500

0.0

500.0

1,000.0

1,500.0

2,000.0

2,500.0

3,000.0

3,500.0

4,000.0

4,500.0

0 1 2 3 4 5 6 7

Tone

laje

(Kto

n)

Cut-off Ben (US$/t)

Ton - Ley CanCan (Beneficio s/CM)

TonnageAU

Beneficio c/Costo Mina (US$/t)



10 1,370 2.13 73.1 3.00 32.88 31.16 43.238 1,667 1.93 71.5 2.75 28.92 27.20 39.276 1,965 1.78 69.5 2.56 25.85 24.13 36.204 2,406 1.59 67.9 2.33 22.34 20.62 32.692 2,932 1.43 66.0 2.13 19.18 17.46 29.53

0.001 3,428 1.31 64.7 1.97 16.80 15.08 27.15

0.000

0.500

1.000

1.500

2.000

2.500

0.0

500.0

1,000.0

1,500.0

2,000.0

2,500.0

3,000.0

3,500.0

4,000.0

0 1 2 3 4 5 6 7

Tone

laje

(Kto

n)

Cut-off Ben (US$/t)

Ton - Ley CanCan (Beneficio c/CM)

TonnageAU


3. 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 mineral

Valor preliminar Bloque <= 0 estéril



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 summaryPrice Au Price Ag Rock Ore Strip AU AU

Rev Ftr US$/Oz US$/Oz Tonnes Tonnes Ratio Grade Grade x1000 x1000

0.9 450 9 488 131 2.72 0.71 93.50.93 465 9.3 15,416 1,504 9.25 1.57 68.50.96 480 9.6 15,420 1,554 8.92 1.54 68.30.99 495 9.9 18,208 1,965 8.27 1.44 65.81.02 510 10.2 18,859 2,108 7.95 1.40 65.41.05 525 10.5 24,562 2,824 7.7 1.32 67.61.08 540 10.8 25,303 2,980 7.49 1.29 68.21.11 555 11.1 26,073 3,130 7.33 1.27 67.81.14 570 11.4 26,078 3,226 7.08 1.24 67.51.17 585 11.7 27,665 3,465 6.98 1.21 65.71.2 600 12 27,678 3,533 6.83 1.20 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.



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.



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:



• 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:



• 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



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.



4.1 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).

Total Mineral Ley Au Ley Ag Ley AuEqCorrida Rev. Factor (Kton) (Kton) E/M g/t g/t g/tAu+Ag 1.0 18,494 2,033 8.1 1.42 65.3 2.06Au Eq 1.0 18,494 2,041 8.1 1.42 65.3 2.06Ingreso 1.0 18,494 2,033 8.1 1.42 65.3 2.06Benef s/CM 1.0 18,494 2,033 8.1 1.42 65.3 2.06Benef c/CM 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 Ag Au Eq. Ben. s/CM Ben. c/CM INGAu Eq. (ppm) kTon ppm ppm ppm (US$/t) (US$/t) (US$/t)

1 1,963 1.45 66.8 2.12 18.21 16.69 28.410.8 2,652 1.17 65.3 1.80 13.58 12.38 23.360.6 3,807 0.88 62.4 1.47 9.47 8.62 18.160.4 4,877 0.73 58.2 1.25 7.39 6.73 15.200.2 6,047 0.61 54.7 1.07 5.96 5.43 12.83

0.001 8,071 0.47 42.8 0.82 4.47 4.07 9.810 18,494 0.20 18.7 0.36 1.95 1.78 4.28



Por Ingreso (US$/t)

Ley de Corte Au Ag Au Eq. Ben. s/CM Ben. c/CM INGIngreso (US$/t) kTon ppm ppm ppm (US$/t) (US$/t) (US$/t)

10 2,107 1.38 65.2 2.02 17.11 15.58 27.458 2,582 1.21 63.9 1.81 13.96 12.71 24.046 3,206 1.03 62.6 1.60 11.25 10.24 20.724 4,647 0.76 59.5 1.29 7.76 7.07 15.812 6,008 0.61 54.5 1.07 6.00 5.46 12.91

0.001 8,071 0.47 42.8 0.82 4.47 4.07 9.810 18,494 0.20 18.7 0.36 1.95 1.78 4.28

Por Beneficio s/CM (US$/t)


10 867 2.40 69.6 3.20 35.88 34.16 46.238 1,005 2.20 68.5 2.97 32.17 30.45 42.526 1,225 1.95 67.3 2.68 27.65 25.93 38.004 1,465 1.75 67.0 2.45 23.93 22.21 34.282 1,709 1.59 66.5 2.26 20.93 19.21 31.28

0.001 2,033 1.42 65.3 2.06 17.73 16.15 28.080 18,494 0.20 18.7 0.36 1.95 1.78 4.28

Por Beneficio c/CM (US$/t)

Ley de Corte Au Ag Au Eq. Ben. s/CM Ben. c/CM ING(Ben c/CM. US$/t) kTon ppm ppm ppm (US$/t) (US$/t) (US$/t)

10 746 2.61 71.4 3.45 39.93 38.21 50.288 885 2.37 69.7 3.17 35.32 33.60 45.676 1,035 2.16 68.5 2.92 31.47 29.75 41.824 1,241 1.94 67.3 2.66 27.35 25.63 37.702 1,492 1.73 66.8 2.43 23.56 21.84 33.91

0.001 1,735 1.57 66.4 2.24 20.64 18.92 30.990 18,494 0.20 18.7 0.36 1.95 1.78 4.28

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



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.



5. 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.



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.



• 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



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



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


Informe Reservas 2008 - Mina La Coipa

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