Download Descargar - Minas el Cerro

JAC MINERAL RESOURCES
INFORME DE EXPLORACIÓN
PROGRAMA DE TRABAJOS Y OBRAS
LICENCIA DE EXPLORACION 4735
SAN CARLOS-ANTIOQUIA
ELABORO: GEOLOGO JAIME ALBERTO CAMACHO G.
MATRICULA PROFESIONAL 736 CPG
Bogotá, Diciembre de 2013
TABLA DE CONTENIDO
pag
1. INTRODUCCION………………………………………………………….….. 8
2. DELIMITACION DEFINITIVA DEL AREA DE LA LICENCIA…………… 9
2.1 LOCALIZACION Y VIAS DE ACCESO……………………………… 9
2.2 HIDROGRAFIA………………………………………………………… 11
2.3 GEOMORFOLOGIA…………………………………………………… 11
2.4 CLIMA Y VEGETACION……………………………………………... 12
2.5 TOPOGRAFIA………………………………………………………..... 12
3. GEOLOGIA DEL AREA…………………………………………………….. 13
3.1 UNIDADES LITOLOGICAS……………………………………….….. 14
3.1.1 Batolito Antioqueño…………………………………………….…. 14
3.1.2 Unidad riolítica-andesítica…………………………………..……. 15
3.1.3 Terrazas Torrenciales y Aluviales…………………………..…… 20
3.2 GEOLOGIA ESTRUCTURAL……………………………………...... 20
3.3 EXPLORACION GEOLOGICA…………………………………....... 24
3.3.1 Descripción de la trinchera 1………………………………..….... 25
3.3.2 Descripción de la trinchera 2………………………………..….... 26
3.4 RESULTADOS DE ANALISIS QUIMICOS REALIZADOS….…… 26
3.5 CARATERIZACION DE LA MINERALIZACION……………..……. 27
3.5.1 Asociación mineralógica……………………………………...…... 27
3.5.2 Minerales de Ganga…………………………………………..……. 27
3.5.3 Minerales de Mena ……………………………………….……….. 28
3.5.4 Alteración Hidrotermal……………………………………..……. 29
3.5.5 Tipo de yacimiento……………………………………….………. 30
3.5.6 Génesis……………………………………………………..………. 31
3.6 EXPLORACION GEOFISICA………………………………..…….. 32
3.7 EXPLORACION GEOQUIMICA………………………….……….... 33
4. CALCULO DE RECURSOS ……………………………………….………. 34
5. ANALISIS DEL MERCADO …………………………………………….….. 39
6. PLANEAMIENTO MINERO……………………………………………..….. 42
6.1 DESARROLLO MINERO DEL PROYECTO……………………..…... 42
6.2 LABORES DE DESARROLLO PARA LA CONSTRUCCION DEL
TUNEL ………………………………………………………………….…….. 43
6.2.1 Avance……………………………………………………………..…... 44
6.2.2 Entibación………………………………………………………..……. 45
6.2.3 Transporte………………………………………………………..…… 47
6.2.4 Perforación y voladura………………………………………..…….. 49
6.2.5 Ventilación……………………………………………………….…… 51
6.2.6 Desagüe…………………………………………………………….….. 51
6.2.7Alumbrado……………………………………………………….…….. 52
6.2.8 Señalización……………………………………………………….….. 53
6.2.9 Equipo y maquinaria utilizada …………………………………….. 53
2
6.3 DESCRIPCIÓN, LOCALIZACIÓN DE LAS INSTALACIONES Y pag
OBRAS DE MINERÍA, DEPÓSITO DE MINERALES…………………… 57
6.3.1 Condiciones de seguridad para el trabajo ……………….……... 61
6.3.2 Salvamento minero……………………………………………..……. 61
6.3.3 Normas Preventivas ……………………………………….………... 62
7. EVALUACION FINANCIERA……………………………………….......... 63
7.1 INVERSIONES PROYECTADAS …………………………………….. 63
7.2 COSTOS………………………………………………………..………… 66
7.2.1. Operacionales………………………………………………..………. 66
7.2.1.1 Costos labores de desarrollo ………………………….………... 67
7.2.1.2 Costos laborales de preparación y explotación………..……. 68
7.2.2 Financieros……………………………………………………..……... 69
7.2.3 Mano de obra ………………………………………………….……… 69
7.2.4 Herramientas y suministros………………………………..………. 70
7.2.5 Otros……………………………………………………………..……... 70
7.2.6 Unitarios………………………………………………………….……. 70
7.2.7 De producción…………………………………………………….….. 71
7.2.7.1 Costos de beneficio ………………………………………………. 71
7.2.7.2 Resumen de costos de beneficio ………………………………. 76
7.3 BENEFICIO Y TRANSPORTE………………………………….…….. 76
7.3.1 Reducción de tamaño………………………………………….……. 78
7.3.2 Molienda……………………………………………………….………. 80
7.3.2.1 Molienda primaria………………………………………….………. 80
7.3.2.2 Molienda secundaria……………………………………….……… 83
7.3.3 Clasificación de partículas………………………………….……… 87
7.3.4 Concentración de minerales………………………………….……. 87
7.3.5 Extracción y recuperación de metales preciosos………….….. 91
7.3.5.1 Amalgamación……………………………………………….……... 91
7.3.5.2 Tratamiento de los lodos………………………………….……… 91
7.3.5.3 Cianuración………………………………………………….……… 93
7.3.6 Fundición de precipitados …………………………………………. 99
7.3.7 Personal a utilizar en la planta …………………………………... 102
8.1. DESCRIPCIÓN DE LOS IMPACTOS AMBIENTALES………..…..
102
8.1.1 Proceso de extracción …………………………………………….. 103
8.1.1.1 Exposición a vibraciones………………………………….……. 104
8.1.1.2 Polvo de las voladuras……………………………………….…. 104
8.1.1.3 Gases contaminantes en la atmósfera subterránea….…… 104
8.1.1.4 Oscuridad parcial…………………………………………….…... 106
8.1.1.5 Exposición a peligros de fuerza mayor………………….…… 106
8.1.1.6 Actividades laborales peligrosas……................................... 106
8.1.1.7 Manejo de explosivos …………………………………………… 107
8.1.1.8 Transporte de material……………………………………….….. 107
8.1.1.9 Infiltración de aguas de escorrentías…………………….…… 107
8.1.2. Procesos de beneficio ……………………………………………. 107
3
pag
8.1.2.1 Impacto producido por la trituradora de mandíbula…….…..108
8.1.2.2 Impacto producido por el molino de bolas…………………...108
8.1.2.3 Impacto producido por las mesas concentradoras………...108
8.1.2.4 Impacto debido al uso del mercurio en los barriles
amalgamadores…………………………………………………………… 108
8.1.2.5 Impacto debido al uso de soluciones cianuradas……....... 110
8.1.2.6 Impacto producido por vertimiento de arenas cianuradas...110
8.1.2.7 Impacto producto de la fundición de precipitados……….. 110
8.2. PROGRAMA DE MANEJO AMBIENTAL………………………….. 111
8.2.1 Programa de Manejo de Aguas Mineras ……………………… 111
8.2.1.1 Manejo de Turbidez ……………………………………………. 111
8.2.1.2 Manejo de aguas ácidas ……………………………………… 113
8.2.2. Programa de control de emisiones ……………………………. 113
8.2.2.1 Manejo y control de polvo………………………………….….. 113
8.2.2.2 Manejo y control de ruido…………………………………….… 114
8.2.2.3 Manejo y control de gases………………………………….…. 116
8.2.3 Programa de manejo y disposición de estériles………….….. 117
8.2.4 Programa de Manejo y Control de las aguas producto del
proceso de beneficio …………………………………………………….. 119
8.2.4.1 Control de sustancias con contenido de cianuro……………119
8.2.4.2 Control de sustancias con contenido de mercurio utilizando
equipos de recuperación …………………………………………………122
8.2.5 Programa de recuperación de suelos, reforestación, plan de
cierre de mina. ……………………………………………………………...127
8.2.6 Programa de control de subsidencias y erosión………………128
BIBLIOGRAFIA………………………………………………………….…..137
4
TABLA DE FIGURAS
pag
FIGURA 1. Localización del área de estudio………………………….….. 10
FIGURA 2. Topografía del área de la licencia……………………….…… 13
FIGURA 3. Mapa geológico de la licencia 4735……………………….… 14
FIGURA 4. Microfotografía sección delgada roca félsica…………….. 17
FIGURA 5. Microfotografía Sección delgada roca félsica,
Nicoles X……………………………………………………………………….. 17
FIGURA 6. Sistema de fallas regionales en el Departamento de
Antioquia……………………………………………………………………….. 21
FIGURA 7. Imagen satelital. Fallas Miraflores, Calderas y
Bizcocho y la tendencia NE-SW en la red de drenaje………………….. 22
FIGURA 8. Trinchera (T1), Sector La Serranía…………………………… 25
FIGURA 9. Mapa de Intensidad de magnetismo total,
anomalías para oro……………………………………………………………. 33
FIGURA 10. Targets geoquímicos de oro en suelos licencia 4735….. 34
FIGURA 11. Proyección de la veta La Serranía y
estructuras asociadas……………………………………………………… 36
FIGURA 12. Bloque diagrama de la veta La Serranía…………………. 37
FIGURA 13. Aporte departamental en la producción
nacional de oro período 2012…………………………………………….… 41
FIGURA 14. Forma y dimensiones del túnel. Área: 3.36 m2………….. 45
FIGURA 15. Puerta alemana y dimensiones…………………………….. 46
FIGURA 16.Disposición de las puertas…………………………………… 46
FIGURA 17.Distanciamiento, rifles y forro……………………………….. 47
FIGURA 18. Modelo de vagoneta……………………………………….….. 48
FIGURA 19. Perfil de la sección entibada…………………………….….. 48
FIGURA 20. Diseño malla de perforación…………………………….….. 50
FIGURA 21. Vista lateral de la perforación…………………………….… 50
FIGUR 22. Esquema del túnel principal sobre veta
y vetillas asociadas………………………………………………………..…. 56
FIGURA 23. Ubicación instalaciones de beneficio minero……….…... 57
FIGURA 24. Ubicación del Polvorín…………………………………….…. 58
FIGURA 25. Distribución de explosivos dentro del polvorín……….… 59
FIGURA 26. Forma de arrumar las cajas de explosivos…………….…. 60
FIGURA 27. Esquema de planta de beneficio……………………….…… 77
FIGURA 28. Diagrama de flujo proceso de trituración
y molienda …………………………………………………………………….. 86
FIGURA 29. Diagrama de flujo concentración,
amalgamación y cianuración……………………………………………….100
5
pag
FIGURA30.Tanque Elutriador para recuperar……………………………123
mercurio de las corrientes de aguas residuales.
FIGURA 31. DEMA, Destilador de mercurio………………………………124
FIGURA 32. CVM3. Condensador de vapores de metales
pesados, en la fundición de precipitados de cianuración…………….126
FIGURA 33. Factores del medio a tener en cuenta
y acondicionamiento del terreno para instaurar
un uso determinado…………………………………………………………..128
6
TABLA DE TABLAS
Pag
TABLA 1. Coordenadas planas de las áreas de las licencias 4736…... 9
TABLA 2. Composición de la sección Granodiorita félsica…………… 16
TABLA 3. Resultados de Au y Ag en ppm……………………….............. 26
TABLA 4. Resumen de la voladura ………………………………………... 51
TABLA 5. Consumo de insumos………………………………………….... 54
TABLA 6. Cronograma diario actividades de avance,
arranque manual………………………………………………………………. 55
TABLA 7. Cronograma de las actividades de avance,
arranque con explosivos…………………………………………………….. 55
TABLA 8. Cronograma de inversiones del proyecto…………………… 65
TABLA 9. Resumen del Cronograma de Inversión
del área licencia 4736. ……………………………………………………… 66
TABLA 10. Costo de extracción…………………………………………… 71
TABLA 11. Costo de insumos y materiales en beneficio…………….. 74
TABLA 12. Resumen de costos de beneficio por tonelada…………... 76
TABLA 13. Reactivos utilizados en los diferentes
ensayos durante el proceso………………………………………………... 98
TABLA 14. Personal y actividades, planta de beneficio……………… 101
TABLA 15. Matriz de identificación de impactos ambientales………. 103
TABLA 16. Niveles medios de ruido en instalaciones de
plantas fijas………………………………………………………………….... 115
TABLA 17. Valor limite permisible para gases contaminantes……… 116
TABLA 18. Tipo de especies vegetales para los diferentes usos….. 130
TABLA 19. Algunos requerimientos y posibles
soluciones necesarias para implantar un determinado uso………… 133
7
1. INTRODUCCION.
Con el objetivo de realizar la conversión de la licencia de exploración 4735
otorgada mediante la ley 2685 de 1988, a la ley 685, se presenta este
trabajo final de exploración y se plantea un plan de trabajos y obras (PTO)
acorde con el conocimiento y modelo geológico hasta ahora estructurado.
Este estudio comprende el Programa de Trabajos y Obras (PTO), en el cual
se contempla como tema relevante, el método de explotación para la
extracción en bruto del metal, los aspectos geológicos, la viabilidad técnica,
económica, social y ambiental como requisito para iniciar en el área de
interés la explotación minera, en el contrato de concesión número 4736.
El PTO se presenta de conformidad con lo establecido en el Código de
Minas (Ley 685 del 2001), en su artículo 84 y a los términos de referencia
suministrados por la Agencia Nacional Minera que a su vez han sido
elaborados por el Ministerio de Minas para los Programas de Trabajos y
Obras- PTO.
El informe consta de 6 capítulos principales, así: Delimitación y topografía,
Exploración geológica, Planeamiento minero, Evaluación financiera, Plan de
recuperación geomorfológico y paisajística y plan de cierre y abandono de
labores mineras.
En el planeamiento minero se contempla utilizar la planta de beneficio para
la licencia 4735 y para la licencia 4736 que es geográficamente contigua y
de los mismos titulares.
8
2. DELIMITACION DEFINITIVA DEL AREA DE LA LICENCIA
El área de la licencia de exploración minera
para oro, plata y demás
concesibles, identificada en catastro minero con el número 4735 llamada
mina La Serranía, tiene una extensión de 150 Ha, y como punto arcifinio
ubicado en la confluencia del Río Caldera con la Quebrada Molino, cuyas
coordenadas planas del IGAC, origen central, son: X= 1`177.568 y Y=
885.978. Las coordenadas planas de los vértices de los polígonos que
delimitan las licencias en mención, tabla 1.
VÉRTICE
LICENCIA 4735
COORDENADA NORTE
COORDENADA ESTE
A
1177645.1
886859.6
B
1178937.6
887620.9
C
1178430.0
888482.6
D
1177137.6
886859.6
TABLA 1. Coordenadas planas de las áreas de las licencias 4736.
2.1 LOCALIZACIÓN Y VIAS DE ACCESO
El área de estudio se localiza en la sub-región oriente del Departamento de
Antioquia, en la vereda Caldera, jurisdicción del Municipio de San Carlos,
sobre la vertiente oriental de la cuenca alta del Río Caldera (Plancha 148III-A, a escala 1:25.000 del IGAC), figura 1.
9
El acceso al área se realiza desde el Municipio de Medellín por vía
pavimentada hasta el Municipio de Guatapé, con un recorrido total de 97
Km (el cual se realiza en automóvil en 1 ½ horas aproximadamente); desde
el casco urbano del Municipio Guatapé en dirección SE, por vía sin
FIGURA 1. Localización del área de estudio
pavimentar que se dirige hacia la vereda Quebrada Arriba, se recorre una
distancia aproximada de 5 Km. hasta la entrada del Monasterio Benedictino
10
de Santa María de la Epifanía y desde allí se continúa por un camino de
herradura en regular estado de mantenimiento, (con un recorrido de dos
horas aproximadamente), hacia la vereda La Caldera, donde se encuentra
el área de las licencias.
A la salida de Guatapé hacia el municipio de San Rafael se desprende, al
costado derecho de la vía en dirección E aproximadamente, un ramal sin
pavimentar de unos 6 Km de longitud, cuya apertura ha sido adelantada
hasta un poco más adelante de las antenas de comunicación localizadas
cerca de la divisoria de la cuenca alta del Río Caldera; el trazo del diseño
de la vía pasa al NW del área de estudio. Se tiene información de que el
gobierno departamental actual realizará la apertura del trazo restante de la
vía. Una vez se realice la apertura de la totalidad de la vía, el área de
estudio quedaría directamente comunicada con el municipio de Guatapé y
San Carlos; el servicio de helicóptero se puede utilizar desde el aeropuerto
de Rio negro u Olaya Herrera de Medellín.
2.2 HIDROGRAFIA
La zona de estudio se caracteriza por tener una buena riqueza hídrica, la
principal fuente hídrica del sector es el Río Caldera, que corre al SW del
área y tiene como tributarios la Quebrada Molino, Quebrada Ramazón y la
Quebrada El Cerro o La Víbora, además existen otros tributarios menores.
2.3 GEOMORFOLOGIA
Toda el área comprendida por las licencias está enmarcada dentro de las
unidades geomorfológicas de COLINAS ALTAS Y MEDIAS, caracterizada
por presentar diferencias de altitud cercanas a los 400 metros entre el punto
más bajo ubicado en el Río Calderas (cota 2000 m.s.n.m.) y la máxima
11
altura alcanzada en la cuenca alta de la Quebrada Molino (2450 m.s.n.m.);
los filos son de forma redondeada con vertientes cortas de forma rectas y
cóncavas con pendientes moderadas ; los valles que predominan son
asimétricos y en forma de V abiertos. También se distinguen dos tipos de
terrazas, aluviales que en términos generales se encuentran en las orillas
de todas las quebradas y las torrenciales que se localizan principalmente en
la vertiente oriental de la Quebrada Molinos. La red de drenaje es subparalela y está controlada estructuralmente por el diaclasamiento.
2.4 CLIMA Y VEGETACIÓN
Con relación al clima, el sector presenta un rango de temperaturas que
oscila entre los 17 y 24oC, y una precipitación promedio anual de 1500
mm/año. La vegetación predominante consta de pastos y rastrojo alto, en
menor proporción hay cultivos industriales de pino pátula y ciprés; hay
zonas boscosas primarias, en forma de galería a lo largo de las quebradas
principales y en las cabeceras de las mismas.
2.5 TOPOGRAFIA
El área presenta un terreno abrupto de pendiente de ladera, dominado por
una serranía alargada de dirección NW-SE y un rasgo de montaña
orientado en la misma dirección denominado El Cerro, figura 2.
Para adelantar los estudios geológicos se utilizaron planchas a escala
1:25.000 especialmente y para este proyecto la 148-III-A, restituciones de
fotografías aéreas a escala 1:10.000 del IGAC.
12
FIGURA 2. Topografía del área de la licencia.
3. GEOLOGIA DEL AREA
Las labores de campo se realizaron en cuatro comisiones por las empresas
IGTER y JAC MINERAL RESORCES, se contó con el acompañamiento del
Señor Francisco Cárdenas quien es el titular de las licencias mineras,
realizadas desde junio de 2008 hasta diciembre de 2012.
En el área objeto de estudio afloran cuarzodioritas y tonalitas con
variaciones texturales locales, pertenecientes al Batolito Antioqueño,
depósitos de terrazas torrenciales y aluviales. En el marco estructural, los
sistemas de fracturas están relacionados con la falla regional Calderas,
figura 3.
13
FIGURA 3. Mapa geológico de la licencia 4735
3.1 Unidades Litológicas. A continuación se describen las unidades
litoestratigráficas que afloran en el área de la licencia 4735, en orden
cronológico.
3.1.1 Batolito Antioqueño (K2-Pi)
La roca presente en la zona de interés, corresponde a un cuerpo ígneo
plutónico de carácter intrusivo que cubre casi la totalidad del área de
estudio; los principales afloramientos se encuentran en el cerro localizado
entre las quebradas Molinos y Ramazón, a lo largo de la quebrada
Ramazón y de su afluente principal y al SE de la zona en la quebrada El
Cerro, y se caracterizan por ser discontinuos en las quebradas y con
longitudes que en promedio no superan los 25 metros, y por presentar
meteorización esferoidal. Con excepción de los sitios mencionados
14
anteriormente, en general, las rocas del batolito ocurren como saprolitos o
suelos residuales que alcanzan en algunos lugares hasta 20 metros de
espesor observables.
En el sector se identificaron tres facies del Batolito Antioqueño, clasificadas
en campo como facies cuarzodiorita y tonalita y facies félsica, la facies
cuarzodiorítica es la más abundante, mientras la facies félsica solo se
encuentra en pequeñas exposiciones en la quebrada Ramazón y al sur del
área sobre el camino que conduce a las pineras (cerca de la confluencia de
la quebrada Ramazón y su principal afluente).
Las
facies
cuarzodiorítica
del
batolito
antioqueño,
se
caracteriza
macroscópicamente por una textura equigranular, tamaño de grano medio,
índice de color promedio del 15 %; composicionalmente se encuentra
constituida por cuarzo (20 al 25%), plagioclasa (45 %), feldespato potásico
(10 al 18 %) biotita (10 %), hornblenda (6 %) y como mineral accesorio
epidota.
Las facies félsica, se caracteriza por presentar una textura porfídica,
inequigranular,
color
crema
e
índice
de
color
del
3
al
5
%.
Composicionalmente se encuentra constituido por fenocristales de tamaño
medio de plagioclasa, biotita y hornblenda, embebidos en una matriz
fanerítica cuarzo-feldespática de grano fino, tabla 2.
Sobre el camino de los aserradores que conduce a las pineras, sur del área,
en una zona de falla sobre un tramo de aproximadamente 20 metros de
longitud, afloran rocas félsicas altamente fracturadas, exhibiendo una
textura de cubo de azúcar, donde los fragmentos alcanzan hasta 2 cm. de
lado. Las diaclasas tienen aberturas menores a 3 mm y se encuentran
15
rellenas de óxidos de hierro y arcilla color blanca, la disposición estructural
de las diaclasas son; N 80° W / 85°E y N 10° W / 70° E.
MINERALES ESCENCIALES
%
MINERALES CARACTERIZANTES %
FENOCRISTALES
39
MATRIZ
Cuarzo
60.6
Plagioclasa-cuarzo
Feldespato K
Plagioclasa
MINERALES ACCESORIOS
MINERALES INTRODUCCIÓN
Opacos
TR
Sericita según plagioclasa
Esfena
0.1
Caolinita
Biotita
0.2
Sericita, venillas
TR
Hematita
TR
TABLA 2. Composición de la sección Granodiorita félsica.
3.1.2. Unidad riolítica-andesítica (Kar-Plar?).
Cuerpos hipoabisales y de flujo de composición riolítica a andesítica
inyectados en rocas ígneas granulares, su edad es relativa y se deduce por
la relación con el Batolito Antioqueño, puede ser singenético con este
evento o posterior si corresponde con el magmatismo volcánico de la
cordillera central observado al sur en la zona del Tolima.
La caracterización petrográfica demuestra un ensamble de roca félsica,
figura 4 y 5.
16
FIGURA 4. Microfotografía sección delgada roca félsica.
Cuarzo
Plagioclasa
Esfena
FIGURA 5. Microfotografía Sección delgada roca félsica, nicoles X.
17
Clasificación (Nombre y según autor): Riolita (Porfídica) (Strekeissen,
1979)
Origen: Ígneo Hipoabisal
Descripción composicional

Fenocristales
Cuarzo: Anhedral predominantemente de formas sub redondeados tanto en
cristales aislados como en agregados dispersos, por lo general con
embahiamiento donde se acumula material de la matriz; incoloro, limpio a
empolvado por micro inclusiones de opacos, no deformado con extinción
normal a ondulatoria débil, el tamaño de los fenocristales es variable y
aparece además en la matriz.
Feldespato K: Fenocristales subidiomórficos de hábito tabular con caras
cristalinas bien definidas, dispersos, incoloros, ligeramente empolvados por
productos arcillosos (caolinita), relieve bajo (n<b) maclados según Carlsbad,
por lo general con estructura porfídica incipiente, color de interferencia gris
de primer orden (d=0.005), biaxial (-) con ángulo 2v muy pequeño parece
uniaxial. Inclusiones de cuarzo y plagioclasa.
Plagioclasa: Fenocristales aislados dispersos con caras cristalinas
definidas según (100) y (001) desarrollando hábito tabular, empolvado por
alteración ligera a sericita y caolinita, relieve bajo (n<b) con planos de macla
incipiente según albita-Carlsbad, no zonada. Cristales muy finos aparecen
ocasionalmente incluidos en feldespato K y como constituyente esencial de
la matriz. Por relieve, la composición es sódica en el rango de albitaoligoclasa sódica (An<20). Biaxial (+) con zu=70-80°
18
Sericita: Producto de alteración de plagioclasa en láminas muy finas
formando agregados. Láminas más gruesas se encuentran rellenando
venillas, en algunos casos con hematita-limonita de color pardo rojizo.
Caolinita: Producto de argilización de feldespatos dándoles un aspecto
sucio o empolvado.
Opacos: Cristales xenomórficos muy finos diseminados y como micro
inclusiones en cuarzo formando caminillos.
Esfena: Accesorio primario diseminado y en vena, parda subidiomórfica a
xenomórfica.
Biotita: Laminas anhedrales pardas-amarillo incluidas en plagioclasa y
ocasionalmente dispersas, pleocroica como accesorio primario.

Matriz
Holocristalina granular fina, incolora, de composición félsica constituida por
cuarzo anhedral incolora, limpio sin evidencias texturales de deformación
presentando extinción normal-plana a ondulatoria débil, en mosaicos
equigranulares con plagioclasa sódica no maclada con ligera alteración a
caolinita. Trazas de opacos diseminados y de biotita en láminas muy finas,
Observaciones Roca de textura inequigranular porfídica con fenocristales
de cuarzo redondeados (cuarzo de alta temperatura) con abundantes
bahías a lo largo de las bandas, penetra la matriz de feldespato potásico
(sanidina) ligeramente pelítico y plagioclasa sódica en matriz holocristalina
félsica. Origen hipoabisal probablemente relacionado a facies tardías
volcánicas-subvolcánicas de un cuerpo plutónico.
19
Hasta la fecha ningún estudio anterior a este, ha reportado la presencia de
riolitas asociadas al Batolito Antioqueño, que parecen estar asociadas a
diques, si se tiene en cuenta la ocurrencia de esta junto a la roca félsica en
las estaciones de la licencia 4736 y el control estructural del cauce donde
se localizan estas facies, la ocurrencia de esta nueva facies se convierte en
una guía de exploración de depósitos hidrotermales de metales preciosos
en el marco geológico local y regional, queda para el futuro la realización de
trabajos investigativos sobre la génesis, distribución y relación de la facies
volcánica con las mineralizaciones y las facies intrusivas reportadas en la
literatura.
3.1.3. Terrazas Torrenciales y Aluviales (Qal - T)
Son depósitos mal seleccionados de bloques redondeados con tamaños
predominantes de centimétricos a métricos embebidos en una matriz areno
arcillosa, en ocasiones alcanzan tamaños que sobrepasan los 5 m. Estos
depósitos están localizados sobre la vertiente norte de la Quebrada Molinos
y tienen una longitud de aproximadamente 700 m y una inclinación inferior a
los 10°, la génesis de estos depósitos está relacionada probablemente con
aguaceros intensos que generaron flujos híper concentrados.
3.2 GEOLOGIA ESTRUCTURAL
Regionalmente Antioquia está enmarcada dentro de dos sistemas de fallas
perpendiculares entre sí, el primer sistema está representado por las fallas
regionales de Palestina y Mulato al Este y Cauca Patía al Oeste, su
tendencia estructural es NNE-SSW y NE-SW, el segundo sistema de fallas
está constituido por las fallas Monteloro, Nare, Nus, Caldera, Balseadero y
el Biscocho con tendencia NW-SE y lineamientos menores con dirección WE, figura 6.
20
Localización área de
estudio *
FIGURA 6. Sistema de fallas regionales en el Departamento de Antioquia.
La cercanía del área de estudio a sistemas de fallas regionales, el control
estructural ejercido por estas fallas y el patrón de diaclasamiento sobre el
diseño de la red de drenaje, las mineralizaciones vetiformes del área y la
ocurrencia de mineralizaciones en otros sectores del Batolito Antioqueño
asociadas a sistemas de fracturas, son claras evidencias que indican la
suma importancia que han tenido los sistemas de fracturas en la posibilidad
21
de permitir la circulación de fluidos mineralizantes y la depositación de
metales en zonas de cizalla.
La zona de estudio se encuentra estructuralmente influenciada por las fallas
inferidas Caldera, Miraflores y Biscocho; la Falla Caldera pasa al SW de la
zona con una dirección NW-SE y, es el rasgo estructural más cercano al
área de estudio ejerciendo un control estructural muy marcado sobre el
cauce del Río Caldera; la Falla Miraflores pasa con una dirección NNWSSE al oeste de la cuchilla occidental de la cuenca del rio Caldera y la Falla
Bizcocho se encuentra más alejada al noreste y tiene una dirección NNWSSE, figura 7.
FIGURA 7. Imagen satelital donse se observa las Fallas Miraflores, Calderas y
Bizcocho y la tendecia NE-SW en la red de drenaje.
En el área de estudio se observa claramente el patrón de drenaje paralelo
que sigue un curso NE-SW controlado estructuralmente por las diaclasas
que llevan esta misma dirección y que estarían asociadas a lineamientos
22
con esta misma disposición. Además se encontraron dos zonas de cizalla
mineralizadas en dos antiguos trabajos exploratorios, la primera se localizó
hacia la parte media de la Quebrada Molinos, vertiente izquierda aguas
abajo y tiene una dirección N79W/74W, y la segunda se localizó en la
vertiente derecha aguas debajo de la Quebrada El Cerro o La Víbora, esta
última presenta una dirección E-W/70N; una tercera zona de cizalla estéril
sin tendencia clara se identificó cerca de la confluencia de la Quebrada
Ramazón con su principal afluente.
En el área de estudio no se ha desarrollado a la fecha ninguna actividad
extractiva subterránea de oro, pero si se han efectuado algunos túneles
exploratorios que no superan en total los 200m, todos ellos localizados
dentro de la zona de alteración supergénica.
En el área de estudio se identificó un sistema de vetas denominadas La
Serranía, la veta principal paralela a la veta El Cerro, se localiza hacia el
centro del área de estudio, su tendencia en rumbo es W-E variando
ligeramente al SE.
La veta, “La Serranía”, se observó en afloramiento en el sector de la
serranía hacia el sur del área cerca de la confluencia de la Quebrada
Ramazón y su principal afluente, eestación JCD-22, la roca de caja es
saprolito de cuarzodiorita del Batolito Antioqueño y cerca de la veta donde
se logra encontrar roca más fresca es de color grisáceo con tonalidad
verdosa por la presencia de epidota; esta veta no se encontró en zona de
cizalla, ella se dispone concordantemente a una familia de diaclasas con
disposición W-E/20S, la veta está conformada por un relleno de cuarzo
vítreo y cuarzo en drusa de unos 5 cm de espesor, presenta óxidos e
hidróxidos de Fe y Mn, no se observó presencia de sulfuros. El mayor tenor
de Au para esta veta se obtuvo en la muestra JCD022C con un contenido
23
de 0,065 gr/Ton; el contenido de plata fue de 0,2 gr/Ton, el cual no supera
el límite de detección del equipo de análisis.
En el primer estudio geológico no se pudo localizar los trabajos
exploratorios antiguos donde afloran las vetillas mineralizadas mencionadas
en el estudio de Mineral Recovery Services Inc., debido a la vegetación tan
espesa que cubre el área. Por esta razón se programó y se realizaron la
apertura de trincheras, destape y muestreo de taludes y recuperación de
túneles exploratorios existentes.
3.3. Exploración geológica de la licencia HCIH-24 (4736).
Los trabajos de exploración realizados comprendieron las siguientes
actividades: Apertura de trincheras, limpieza, destape taludes, cartografía
geológica y levantamiento de algunos túneles antiguos que se encontraron
en los recorridos. También se hizo un recorrido exploratorio en “El cerro”
hasta subir a su parte más alta con el fin de identificar nuevas estructuras
mineralizadas en ese sector.
En total se realizaron 2 trincheras en el sector de la quebrada Ramazón,
cada trinchera se abrió con dimensiones aproximadas de 3 metros de largo,
0.8 metros de ancho y 2.5 metros de profundidad. La ubicación de las
trincheras y estaciones geológicas se realizó con GPS. Proyectando en
superficie los datos estructurales que se obtuvieron al interior de túneles
antiguos y otras siguiendo el rumbo de algunas estructuras expuestas en
superficie.
En la trinchera donde se evidencia la presencia de estructuras con indicios
de mineralización (oxidación, silicificación y/o contenidos de sulfuros), se
procedía a hacer el muestreo para llevar a cabo análisis químicos en
24
laboratorio y determinar el contenido de oro en la estructura. Cuando en la
trinchera solo se encontraba material proveniente de la meteorización de las
rocas graníticas del Batolito Antiqueño se abandonan los trabajos en la
trinchera y se pasaba a otro lugar. A continuación se da un listado de los
datos generales para cada una de las trincheras y los resultados obtenidos
en ellas.
3.3.1 Descripción de la trinchera 1
- Localización: Este: 887.074, Norte: 1’177.43
- Altura: 2.084 msnm
- Dimensiones: 2,5 x 0,8 x 1,2
- Muestra: FC-020
- Dato estructural: 60/22SE
Observaciones: Trinchera abierta previamente en el sector de la Quebrada
Rumazón. Se encuentra veta de cuarzo, cuarzo en drusa y óxidos de hierro
de 20 cm de espesor. Presencia de oxidación, silicificación y/o contenidos
de sulfuros, Figura 8.
FIGURA 8. Trinchera (T1), Sector La Serranía.
25
3.3.2 Descripción de trinchera 2
- Localización: Este: 887153, Norte: 1177436
- Altura: 2084 msnm
- Muestras: FC-021
- Dato estructural: 40/65NW
Observaciones: Trinchera abierta previamente, se encuentra pequeña
zona de cizalla de 15 cm con oxidaciones de manganeso y vena de cuarzo
de 5 cm. Presencia de oxidación, silicificación y/o contenidos de sulfuros.
3.4. RESULTADOS DE ANALISIS QUIMICOS REALIZADOS
Se analizaron 39 elementos a un total de 5 muestras por los métodos de
Espectofotómetro de emisión de plasma ICP-OES, ensayo gravimétrico
para oro y ensayo al fuego para oro en las instalaciones de los laboratorios
de SGS en Lima-Perú. De las 5 muestras 2 son de trincheras, 3 de taludes
y/o afloramientos en quebradas, tabla 3.
Aunque existen otros elementos anómalos que confirman el evento
mineralizante, en la siguiente tabla se observa la presencia del Au y Ag en
las muestras tomadas.
Muestra
Ubicación
FC-017
FC-018
FC-019
FC-020
FC-021
Talud 3
Talud 3
Muestra de Riolita
Trinchera 9
Trinchera 10
Au (Ppm)
0.006
< 0.005
< 0.005
7.860
0.131
Ag (Ppm)
< 0.2
< 0.2
0.2
4.3
0.4
TABLA 3. Resultados de Au y Ag en ppm.
De las muestras colectadas los valores más representativos para oro se
observan en una muestra de veta la Serranía con un valor de 7.86 gr/ton,
26
adicionalmente se observan algunos valores anómalos de Ag con 4.3
gr/ton.
3.5 . CARATERIZACION DE LA MINERALIZACION
3.5.1 Asociación mineralógica.
El estudio mineralógico del yacimiento se desarrolló a través del análisis de
secciones delgadas y pulidas, realizadas sobre muestra de la veta.
Macroscópicamente se observa un enriquecimiento de pirita como sulfuro
predominante en este depósito. El cuarzo se presenta como mineral de
todas las variedades de grises y lechoso, siendo las primeros más ricos en
pirita.
3.5.2 Minerales de Ganga
Cuarzo: se presentan dos variedades que corresponden a dos etapas de
formación. La primer variedad de cuarzo se presenta asociado a feldespato
tipo ortoclasa, formando zonas de oxidación, presenta una textura
alotriomorfa de tipo granular.
El segundo tipo se presenta en venas y venillas de color gris claro con
mayores concentraciones de oro. Con tamaño de grano medio a grandes
cristales euhedrales concéntricos formando estructuras dientes de perro.
Feldespato potásico. Mineral poco común en la veta, puede ser de
carácter introducido, arrastrado o relíctico ocurre en cristales subhedrales
fracturados parcialmente alterados a caolín o sericita.
27
Plagioclasas. Se presenta en mayor abundancia que los feldespatos
potásicos, generalmente sericitizados.
3.5.3. Minerales de Mena
Pirita. Es el sulfuro más abundante, se presentan dos variedades, el primer
tipo ocurre en cristales idiomórficos de hasta 3 mm de tamaño, con
frecuencia es remplazada por cuarzo hidrotermal; distribuida localmente en
concentraciones de sulfuros en forma de lentes de espesor variable.
El otro tipo de pirita bordea nódulos residuales de cuarzo remplazando al
mismo cuarzo y evidenciando su formación posterior, distribuida en
pequeñas fisuras y en forma diseminada irregular, frecuentemente alterada
a óxidos de hierro color ocre.
Galena. Presenta gris plomo, textura sub idioimórfica granular, asociado a
los pulsos mineralizantes y distribuida como relleno de fracturas de la pirita
y el cuarzo, por tal de formación posterior a ellos.
Blenda. (Esfarelita), ocurre en cristales alotriomórficos de color blanco
grisáceo y textura granular, se encuentra con frecuencia reemplazando
cristales de galena y a la vez reemplazada por pirita.
Calcopirita. De color amarillo latón, ocurre en cristales alotriomórficos, con
textura granular, distribuida localmente por trazas. Su presencia es
evidenciada por la bornita, ya que este último se presenta como producto
de alteración de la calcopirita.
28
Calcosina. Distribuida como relleno de fisuras en microcristales, rodeando
cristales de cuarzo.
Oro y Plata. Son los minerales de interés económico del yacimiento; en el
estudio petrográfico a través de secciones delgadas y pulidas. Se observó
en la sección de la muestra oro muy fino asociado a calcosina.
Estudios anteriores definen la ocurrencia del oro en tamaño muy fino a
microscópico, asociado a pirita; también han encontrado oro nativo producto
de una segunda fase mineralizante rellenando pequeñas fisuras de las
vetas.
3.5.4 Alteración Hidrotermal. Considerando que la roca encajante de las
mineralizaciones
corresponde
a
rocas
félsicas
la
alteración
está
representada por sericitización, argilización y silicificación.
La alteración es controlada estructuralmente y restringida a las vetas
discretas descubiertas en campo.
Alteración sericítica. Se presenta tanto en vetas, stockworks y las rocas
encajantes, principalmente rocas ácidas. Ocurre como alteración de
plagioclasas y feldespato, borrando total o parcialmente las maclas y
enmascarando los contactos entre minerales. La sericita se encuentra
asociada a cuarzo-pirita.
Alteración
argílica.
Este
tipo
de
alteración
hidrotermal
afecta
principalmente a la granodiorita porfirítica, distribuida o centrada en los
respaldos de las vetas.
29
La argilización varía desde la caolinización de los feldespato a nivel
microscópico hasta zonas adyacentes mas alteradas en donde los
feldespatos y minerales máficos (biotita principalmente), están totalmente
alteradas dando lugar a un material arcilloso de color pardo amarillento con
alto contenido de oxido de hierro.
Silicificación. Se desarrolla generalmente en el contacto entre la roca
encajante y las vetas. Microscópicamente presenta cuarzo secundario,
plagioclasa con presencia de sericita y ausencia de feldespato potásico.
La zona de alteración silícea se desarrolla más hacia la roca caja, asociada
con sericitización.
Oxidación – meteorización. Debido a la presencia de pirita que existe en
la zona, las soluciones ácidas derivadas de la oxidación de este mineral
han producido una zona de alteración supergénica sobre impuesta a la
hipogénica.
Se caracteriza porque la pirita se descompone a limonita, produciendo un
aspecto poroso, el conjunto rocoso presenta un color rojizo o amarillo.
3.5.5 Tipo de yacimiento.
Clasificación. Partiendo de la revisión de informes de trabajos anteriores,
las características estructurales de la mineralización detallada en el trabajo
de campo, el análisis textural y mineralógico aportado por el estudio
petrográfico a través de secciones delgadas y pulidas y la descripción de
los tipos de alteración relacionadas, se establecerá de modo preliminar el
tipo de yacimiento:
30
Las mineralizaciones auroargentíferas del sector la Serranía pueden
corresponder a depósitos hidrotermales de relleno de cavidades a través de
vetas de fisuras. Tomando la clasificación genética de Bateman A; 1950, la
cual hace énfasis en los aspectos morfológicos del yacimiento.
Las estructuras donde se alojan las mineralizaciones corresponden a vetas
cuarcíferas de color gris, conformados mediante relleno de cavidades, lo
cual se demuestra por la presencia de espacios vacíos desplazamientos de
cristales de cuarzo y estructuras “dientes de perro”.
Estos filones tienen una potencia de 0,1 a 0,6m; presentando una zona de
alteración aproximadamente paralela a las paredes del respaldo.
3.5.6 Génesis. El modelo propuesto corresponde a consideraciones
preliminares tendientes a establecer las condiciones geológico-estructurales
y genéticas del yacimiento, las cuales son susceptibles a modificaciones en
la medida que avancen las investigaciones geológicas.
El yacimiento aurífero está relacionado genéticamente con las rocas ígneas
félsicas principalmente los cuerpos de rocas riolítico andesíticas, como el
producto residual de la cristalización del magmatismo Triásico-Jurásico y
post-Cretáceo inferior que originó el emplazamiento de dichos cuerpos y
aportó la energía y las soluciones hidrotermales.
Durante el enfriamiento del magma intrusivo y debido probablemente a la
presión ejercida por los volátiles contenidos en las soluciones residuales o a
eventos estructurales, se generó una acumulación de tensiones en el techo
31
del cuerpo intrusivo produciendo fracturas que facilitaron el paso y la
depositación de las soluciones constituyentes de las vetas.
La precipitación y consolidación de los minerales de las soluciones
hidrotermales es originada generalmente por enfriamiento o por haberse
alcanzado el límite de solubilidad.
Expuesto de esta forma, la edad de la mineralización se considera
contemporánea con los esfuerzos que produjeron las fracturas en las cuales
se emplazaron las vetas, correspondientes a la última etapa del lapso de
tiempo comprendido entre finales del Cretáceo y comienzos del Terciario.
3.6 EXPLORACION GEOFISICA
Con el fin de conocer las estructuras y respuesta geofísica del yacimiento
se contrato el estudio de magnetometría, radiometría con la empresa
canadiense
MPX
posteriormente
se
GEOPHYSICS
contrato
la
para
empresa
adquisición
PGW
de
para
los
obtener
datos,
una
interpretación más acertada e identificar los targets de enriquecimiento en
oro. Las zonas de anomalías geofísicas para oro y elementos asociados se
observan en la figura 9.
32
FIGURA 9. Mapa de Intensidad de magnetismo total, anomalías para oro.
3.7 EXPLORACION GEOQUIMICA
Se tomaron un total de 175 muestras de suelo
correspondientes al
horizonte B inferior, organizada en una malla de 100x100m inclinada en 450
de azimut dispuesto perpendicular a las estructuras, siguiendo un programa
diseñado para detectar oro y asociados usando modernas técnicas de
exploración. Las muestras tomadas se enviaron a SGS y los resultados se
analizaron para Au, Ag, Cu, Pb, Zn, Mo, Bi, As, Sb, W utilizando el
programa Map Info y su aplicativo de mapas temáticos mediante
geoestadística. Se determinaron varios targets para oro y los elementos
asociados, figura 10.
33
FIGURA 10. Targets geoquímicos de oro en suelos licencia 4735
4. CALCULO DE RECURSOS
Analizando la información obtenida de las vetas muestreadas y sus
resultados, más la información geofísica
realizada por MPX y la
interpretación estructural de PGW donde define targets de perforación, el
recurso aurífero se puede establecer teniendo en cuenta tres tipos de
mineralización:
Vetiforme o filoniana.
Stockwork asociado a las estructuras vetiformes o filonianas
Pórfidos (diseminados) en profundidad.
34
Las muestras de filón y respaldo tomadas en el afloramiento donde aflora la
veta la Serranía fueron analizadas en el laboratorio, los mayores tenores de
Au en esta estructura mineralizada se obtuvieron en las muestras FC-020
Filón con 7.86 ppm y la muestra FC-021 con 0.131 ppm, observada en el
Anexo 1.
Aquí se hace un cálculo solo del primer tipo mencionado, es decir del
recurso aurífero asociado a estructuras vetiformes o filonianas, porque es lo
que hasta ahora realmente se conoce parcialmente tanto en los
afloramientos superficiales de las vetas como de los túneles que fueron
explotados de manera artesanal y que fueron muestreados pero que hoy se
encuentran derrumbados.
Hasta el momento no se han encontrado stockworks, ni se han encontrado
alteraciones y mineralizaciones tipo pórfido. Esto podría observarse con las
fases de perforación que se puedan adelantar. Por lo pronto se hace un
estimativo que puede estar en la realidad de acuerdo con datos observados
en terreno y algunos supuestos por minas conocidas en este ámbito del
Batolito Antioqueño.
Descripción de trabajos de IGTER “La muestra de canal JCD022C y la
muestras selectiva de roca JCD022B, correspondientes a la veta La
Serranía contienen tenores de oro de 0,065 y 0,028 gr/Ton. Otra muestra de
esta veta tomada
en segundo trabajo de IGTER se describe como “la
estructura presenta un desarrollo de veta de 0.2 a 0.3 m de espesor y
disposición N 30- 60 E y buzamientos entre los 15 y 40 al SE, con 7,86
gr/ton”.Figura 11.
35
FIGURA 11. Proyección de la veta La Serranía y estructuras asociadas
Para realizar los cálculos se definen los promedios del tenor en la veta en
este caso 0.065, 0.028 y 7.86 el promedio es 2,65 gr/ton y el espesor
promedio de veta conocido es 0.25 m. La proyección de la veta en el
rumbo, de acuerdo con las estructuras definidas por PGW es de 245m,
considerando en profundidad hasta 200m tenemos los siguientes
estimativos de recurso, figura 12.
El volumen es 0.25m x 245m x 200m igual a 12250 m3 para saber el peso
multiplicamos este volumen por la densidad del cuarzo de veta que es 2,6,
obtenemos 31850 toneladas, si multiplicamos por el tenor obtenemos el
total de gramos de la veta, esto es 31850 x 2,65 gr/ ton., total 84400 gramos
de oro, dividido por 31.1 nos da la cantidad de onzas en total 2714 Onzas
de oro. Si la ley del oro es de 850, tendríamos en total 2300 onzas de oro
puro.
36
Otro criterio de cálculo y su potencial está en el trabajo de MINERAL
RECOVERY SRVICES que dice: “La mineralización en las rocas del área
está en vetas, las vetas son muy características y fáciles de hallar en
superficie en la zona de óxidos, los prospectores y mineros locales han
explotado la zona de oxidación de la veta aurífera pero apenas encuentran
la zona de sulfuros ellos paran la actividad, ellos nunca han tenido ni el
conocimiento ni el equipo para procesar menas de oro con sulfuros”. “las
vetas en el área parecen cabecear hacia el cerro que es una montaña
volcánica en el centro de las concesiones”.”Las vetas parecen ser más
largas y cercanas de lo que se muestran en la montaña”. “La zona de
oxidación del granito aparece entre los 30 a 100m, los valores en la zona de
sulfuros son muy buenos con por lo menos una onza de oro por tonelada en
las muestras de sulfuro que nosotros tomamos”.
FIGURA 12. Bloque diagrama de la veta La Serranía.
37
Con lo observado en la zona en su resumen dice: “En pequeña escala, una
recuperación de 20 onzas troy puede ser sustentada con un tenor de frente
de mina de una onza troy por tonelada. El tenor en la mena de sulfuro
disponible puede exceder este número, siendo así un estimativo
conservador”.
Con base en esta información podríamos combinar los datos tomados por
IGTER y obtener un cálculo de recurso como el siguiente.
El promedio en este caso para la zona de respaldo es 0.64 gr/ton,
estimamos una zona de stockwork de 5m de espesor a ambos lados de la
veta que se disponen de forma paralela a la estructura y se proyecta en su
rumbo por una
distancia de 245m. Considerando una profundidad de
explotación de 200m tendremos los siguientes recursos inferidos.
El volumen de roca de respaldo es 245x200x10 m3 igual a 490.000 m3 si
multiplicamos por la densidad de la granodiorita 2, 5 nos da el peso total,
1.225.000 toneladas. Para saber la cantidad de recurso aurífero
multiplicamos el total de toneladas de roca de respaldo por el tenor
promedio que es de 0.64 gr/ton, tendremos entonces 784.000 gramos de
oro, convertido a onzas equivale a 25.209 onzas de oro, si la ley es 850,
tendríamos 21.427 onzas de oro puro.
Hay que hacer la salvedad que el ancho de la veta puede aumentar su
espesor hasta varios metros y por lo general el contenido de oro aumenta
en profundidad, igualmente puede suceder en los respaldos, estos
parámetros se conocerán cuando se realice la etapa de perforación del
proyecto. Además existen otras vetas menores satélites a esta que aun no
han sido caracterizadas y que podrán aumentar los tenores de oro a
extraer.
38
5. ANALISIS DEL MERCADO
Colombia esta posicionado como uno de los principales productores de oro
del mundo, ocupando un segundo lugar en América Latina, después de
Brasil. La producción nacional proviene en un 60% de operaciones
artesanales a pequeña escala, un 35% de pequeña a mediana minería y
sólo un 5% de proyectos de más grande envergadura.
El 80% de la
producción se deriva de la explotación a cielo abierto de depósitos
aluviales, y el 20% restante de la minería subterránea de yacimientos de
veta o filón.
Uno de los aspectos del mercado de los metales preciosos que menos
preocupa a sus explotadores es la demanda ya que todos ellos coinciden al
afirmar que existe mercado para estos productos cualquiera sea la cantidad
que se ofrezca. Esto es cierto, aun cuando al menos en forma teórica una
sobreoferta de estos metales podría llegar a afectar su precio en la región
independientemente del nivel que en ese momento tenga el precio
internacional, parámetro que sirve de mecanismo de fijación de sus precios
en la actualidad. Esta mencionada sobreoferta se podría presentar en los
departamentos más productores en el momento en que las empresas
multinacionales inicien su proceso de explotación y comercialice una parte
de la producción en el país, hecho que eventualmente se prevé no se
efectuará, porque se presume que estas empresas extranjeras realizarán la
comercialización directamente en el exterior a través de exportaciones de
concentrados poli metálicos.
Si analizamos lo referente a los registros sobre producción de oro, lo cierto
es que la liberación de la comercialización de estos productos
39
colateralmente produjo la desaparición de una estadística confiable de su
producción y mercadeo, la entidad que tradicionalmente recopilaba estos
datos (Banco de la República) dejó de reportarlos hace ya unos años
probablemente en razón a la falta de consistencia de las estadísticas
durante los últimos años debido al gran porcentaje de producción que se
venía manejando en bolsa negra.
Una muestra de ello se hace patente en el comportamiento de las
estadísticas de producción de oro en los departamentos por tradición más
productores de oro como son Antioquia y Bolivar, sin embargo las cifras
manejadas no son confiables y reflejan esta realidad, figura 13.
Una explicación a este desfase entre la realidad y las estadísticas podría
ser la existencia de un mercado “paralelo” o el llamado “mercado en bolsa
negra” de estos metales en joyerías y pequeñas fundiciones que ofrecen
como incentivos a los productores: en primer lugar, la posibilidad de evadir
el pago de las regalías de ley, y en segundo lugar, disminución de trámites
en su comercialización y la agilidad en el pago, pues la mayoría de mineros
exige efectivo al realizar la transacción, si bien es cierto que al realizar la
comercialización en bolsa negra el minero reporta una diferencia negativa
respecto al precio oficial de compra en una suma que fluctúa entre los $200
y los $500 por gramo de oro, éste prefiere asumir esa pérdida a
comercializarlo por los canales legales.
40
40%
4% 3%
2%
2%
1%
1%
1%
46%
CORDOBA
ANTIOQUIA
BOLIVAR
CHOCO
NARIÑO
CAUCA
SANTANDER
OTROS
CALDAS
FIGURA 13. Aporte departamental en la producción nacional de oro período 2012.
Esta circunstancia, unida a la natural reserva de los productores y
compradores de estos metales, hace supremamente difícil una medición
real de este mercado, así como también el determinar de manera infalible el
uso y el destino final de esta mercancía en la región.
Lo que sí se puede afirmar es que su precio regional está ligado al precio
de compra fijado por las Fundiciones autorizadas por el Gobierno Nacional
y éstas a su vez disponen de un mecanismo de fijación de precios atado
41
indisolublemente al precio internacional de compra fijado por la Bolsa de
Londres disminuido tradicionalmente en un 3%.
En el ámbito nacional, este sector de la minería aurífera continúa
exhibiendo una tasa de expansión negativa, reflejando las mismas
tendencias del petróleo y el carbón. La proyección del PIB del 2012 en
explotación de minas ha sido considerada como un decrecimiento del
(4.14), hay que esperar si esta cifra se cumplió o aún fue mayor debido a la
incidencia del orden público que ha alejado la inversión, especialmente a
las empresas extranjeras que sumado a la incertidumbre en las leyes
mineras y ambientales han decidido salir del país, aunado con la crisis de
las bolsas de Vancouver y Toronto en Canadá, que esperan mejore este
panorama para participar en las posibles futuras explotaciones a gran
escala en Colombia.
6. PLANEAMIENTO MINERO
6.1 DESARROLLO MINERO DEL PROYECTO
Debido a que se ha identificado una estructura de veta aurífera principal, se
ha planeado como forma de explotación la elaboración y construcción de un
túnel de exploración-explotación con frente único, el cual tiene como fin
seguir el rumbo de la mineralización en formas de veta o filón, igual para
obtener información detallada metro a metro durante el avance de la labor
que permita evaluar una posible presencia de oro diseminado en la roca
caja.
Para realizar un análisis técnico sobre algunos aspectos de la construcción
del túnel, en un recorrido por el terreno en el cual se lleva a cabo este
proyecto, se observó los aspectos ambientales que pueden ser afectados,
42
igualmente se ubicó un sitio como posible bocamina para desarrollar un
túnel de explotación planteado por el departamento de geología, que
también servirá de exploración, aledaño a uno existente.
Como aporte técnico en la construcción del túnel, se sugiere que la
proyección sea en línea recta con pendiente positiva del 1%, la dirección
definida se proyectó dependiendo de los criterios geológicos internos, de
superficie, aspectos ambientales y de ubicación en el terreno.
En la observación en campo se estableció un sitio posible para la apertura,
teniendo en cuenta el afloramiento de las estructuras vistas en campo en
trabajos mineros, también se analizaron las condiciones de estabilidad y
sostenimiento en el avance del túnel.
Teniendo el sitio de la ubicación de la bocamina, se determino el horizonte
aproximadamente a 200 metros proyectados en superficie, con el fin de
ubicar el sitio a donde llegaría el frente de la galería, estos dos puntos se
ubican con GPS de precisión sub-métrica y de la medición se obtiene la
dirección del eje del trabajo.
A medida que se vaya avanzando en el túnel se estarán realizando
actualizaciones en cuanto a topografía, geología estructural, ambiental y
social del sitio. El inicio del túnel servirá como eje principal de explotación,
que puede ser complementado con otros que se puedan adelantar en vetas
satélites y que servirá para el desarrollo, preparación y explotación del
yacimiento.
6.2 LABORES DE DESARROLLO PARA LA CONSTRUCCION DEL
TUNEL.
43
Punto de bocamina:
N: 1’177.428
E: 887.204
Azimut
H: 2058 msnm
92,5º
Las dimensiones propuestas para el túnel son de un ancho de la base de 2
metros, Capiz 1.2 metros y altura 2.1 metros, para una sección con área de
3.36 m2
6.2.1 Avance. Para iniciar la emboquillada del túnel, se debe construir un
patio el cual se realiza con herramienta manual, como pico y pala. El patio
tiene unas dimensiones aproximadas de 6 x 4 metros, en este punto sobre
el talud sur se inicia la emboquillada avanzando la construcción del túnel en
dirección azimut 87º.
Las dimensiones de la sección del túnel están dadas en la figura 14. Estas
medidas están sujetas a cambios por requerimiento de la exploración que
se pretende llevar a cabo, sin embargo el diseño permite realizar
ampliaciones a través del tiempo si se requieren.
Los primeros metros del túnel, los cuales atraviesa terreno meteorizado,
con una distancia supuesta entre los 10 a 20 metros hasta encontrar la roca
fresca, se avanza manualmente con pico y pala, entibando la sección tal
como se sugiere mas adelante; el entibado es vital en este sector debido a
las características de inestabilidad vistas desde la superficie. Desde el inicio
debe controlarse la dirección y la pendiente del 1%, construyendo a la vez
la cuneta de desagüe al lado izquierdo de la vía con las dimensiones dadas
en la figura 15.
44
6.2.2 Entibación. Para la primera fase del avance, el entibado se arma en
madera rolliza, con un diámetro calculado mínimo de 18 cms. El tipo de
entibación es en puerta alemana (Fig. 2), distanciadas cada 80 cms entre
ejes de los puntales, sin embargo es posible encontrar tramos bastante
inestables y con movimientos del terreno, por lo tanto el distanciamiento
entre las puertas debe acortarse dependiendo de la magnitud de lo
presentado en el avance, figura 16.
Se aseguran las puertas para evitar el corrimiento entre si, por medio de
rifles de diámetro 10 cms, se colocan 3 entre puerta y puerta. El encofrado
o forro, se coloca en la parte exterior de la puerta contra la roca bien sea
con tablón o madera rolliza de 6 cms de diámetro, figura 17.
Al encontrar la roca fresca es posible que la consistencia de la roca permita
no entibar, sin embargo es posible encontrar tramos críticos por la
presencia de un fracturamiento intenso o fallas locales.
2.10 m
1.20 m
2.00 m
FIGURA 14. Forma y dimensiones del túnel. Área: 3.36 m 2
45
1.90 m
Ø=20 cm
1.60 m
15x20 cm
FIGURA 15. Puerta alemana y dimensiones
0.80 m
0.80 m
FIGURA 16.Disposición de las puertas
46
RIFLES
FORRO
FIGURA 17.Distanciamiento, rifles y forro
6.2.3 Transporte. Al iniciar el túnel, solo se requiere de carretas en las
cuales se transportará el material arrancado al sitio escogido como
escombrera. A partir de 30 metros se debe iniciar la colocación de carrilera,
para transportar el material en vagonetas de descargue lateral, con
capacidad de 0.7 m3 empujadas manualmente, la trocha o ancho de vía es
de 40 cms y las dimensiones de la vagoneta, figura 18.
La carrilera se construye con riel, bien sea en madera con recubrimiento en
ángulo de acero, o con perfil tipo H con especificación 8 kilos por metro. Los
polines se colocan cada 40 cms y para el asiento de los polines se puede
utilizar concreto, figura 19.
47
1
Ancho
Dimensiones
Ancho
medio
Base mayor: 0.80 m
Base menor: 0.50 m
0.65 m.
0.80 m
Largo
Altura
Volumen
Peso aprox.
de carga
1.0 m.
0.7 m.
0.46 m.
1 ton
1.0 m
0.70 m
Vagoneta
0.50m
0.7 m
0.4 m
FIGURA 18. Modelo de vagoneta
Conducción de aire comprimido
e instalaciones eléctricas
Ducto de
ventilación
FIGURA 19. Perfil de la sección entibada
48
6.2.4 Perforación y voladura.
En la construcción del túnel, cuando aparece la roca fresca, el arranque en
el frente de avance se debe hacer con explosivos, el explosivo a utilizar es
Indugel plus y el encendido con mecha lenta.
Para la perforación de los barrenos se utiliza equipo neumático rotopercutor
con varilla de 32 mm de diámetro, efectuando una malla de perforación en
el frente de avance con barrenos que permiten perforar una profundidad de
1.20 metros, con el fin de obtener un avance efectivo de 1 metro en cada
voladura.
Se emplea un compresor Ingersoll Rand con capacidad de 185 CFM a una
presión de trabajo de 100 psi con motor diesel.
La distribución de los barrenos en el frente se muestra en la figura 20,
igualmente el orden del encendido. Según lo calculado se perfora 16
barrenos de los cuales el del centro se deja vacio y la cantidad de dinamita
en cada barreno es de 362 gramos, tacando un 60% de la longitud del
barreno, figura 21.
La ignición se hace por medio de fulminante activado con mecha lenta,
controlando los tiempos por la longitud del tramo de mecha.
49
5
5
5
1
4
1
Vacío 1
1
2
3
4
3
2
3
3
FIGURA 20. Diseño malla de perforación
1.20 m
Avance efectivo
(1.08 m)
FIGURA 21. Vista lateral de la perforación
50
De la quema teóricamente se debe obtener un avance efectivo de 1.08 m y
los parámetros de la voladura se muestran en la tabla 4.
LABOR
MINERA
PARÁMETROS DE PERFORACIÓN Y
VOLADURA
FRENTE DE AVANCE
Distribución:
Cuele de barrenos paralelos con
una cara libre vacía.
Barrenos:
Número: 16 (15 cargados)
Diámetro:
32 mm
Longitud:
1,20 m
Explosivo/barreno: 0.362 Kg de Indugel Plus
Explosivo a utilizar por quema: 5.43 Kg
Longitud retacado: 40 cm
Longitud de carga: 80 cm
Distancia entre barrenos:
Cuele:
35 cm
Contra cuele: 70 cm
De contorno: 70 cm
Ignición:
Long mecha lenta / barrenos No 1: 1,40 m. Se
aumenta 5 cms por cada tiempo de retardo
Fulminantes / barreno: 1
RESULTADOS DE LA
QUEMA
Sección:
1.6 m x 2,21m
Avance(90%): 1,08 m
Área:
3.36 m2
Volumen:
3.63 m3
t / voladura: 9.8 t
Densidad in situ: 2,7 t/m3
Consumo específico de
explosivo:
554.1 g/t
TABLA 4. Resumen de la voladura.
6.2.5 Ventilación.
En los primeros 30 metros la ventilación se hace por difusión o sea natural.
Para el resto de la labor, la ventilación se complementa por medio de un
ventilador axial soplante, haciendo llegar el aire fresco por medio de un
ducto de 8” de diámetro y con un motor eléctrico de 5 Hp de potencia, este
ventilador garantiza la cantidad de aire que requiere el frente cuando se
realiza la voladura y el oxigeno suficiente para el personal.
6.2.6 Desagüe.
El desagüe se hace naturalmente por gravedad, se debe mantener la
pendiente del 1% a medida que se avance el túnel.
51
6.2.7 Alumbrado.
Se utiliza energía eléctrica a 110v, con lámparas resistentes a la humedad y
los alambres conductores de energía deben cumplir con las normas de
seguridad.
El túnel por encontrarse dentro de la categoría
(mina y frentes no
grisutuosos) permite la instalación de redes eléctricas en las labores
principales, no obstante la propuesta solo implicaría instalarlas en lugares
estratégicos donde se acondicionen equipos eléctricos como ventiladores
auxiliares debido a que la utilización de explosivos limita su instalación en
los frentes, los parámetros técnicos para su implementación segura deben
apegarse a las normas establecidas en el Decreto 1335 de 1987,
Reglamento de seguridad en las labores subterráneas y en las normas
complementarias sobre instalaciones eléctricas en bajo tierra.
La tensión minera de las instalaciones eléctricas bajo tierra debe ser de 110
voltios,
los
cables
e
instalaciones
eléctricas
deben
ser
aislados
correctamente y protegidos en sus uniones por medio de cajas de conexión
u otros medios como controladores térmicos e interruptores, dichas
instalaciones deben mantenerse en constante vigilancia, supervisión y
mantenimiento continuo efectuado por personal calificado, todos los
equipos instalados bajo tierra deben contar con la protección adecuada
para evitar su desgaste por la cantidad de agua presente en este tipo de
labores. Igualmente protección para tensión y cortocircuitos.
6.2.8 Señalización. Dentro y fuera de la mina, debe contar con las señales
preventivas que señala el decreto 1335 de 1987. Reglamento de Seguridad
en las labores subterráneas, del Ministerio de Minas y Energía.
52
6.2.9 Equipo y maquinaria utilizada.
1 Compresor 250 Cfm a 100 Psi de trabajo
2 Martillos rotopercutores (consumo de 80 cfm) con barrenos de 1.20
metros y corona
Manguera de alta presión para aire comprimido
Lubricador de línea
3 carretas
6 Palas
6 Picos
Trocero para madera
Martillo, almádana y otros.
Los insumos a utilizar se muestran en la tabla 5. Las dos posibilidades de
avance ya sea manual o con explosivos presenta diferentes cronogramas y
actividades a realizar con rendimientos que se pueden comparar en la tabla
6 y tabla 7.
Insumos
Consumo
especifico
Distancia
en
metros
Consumo
total en 180
m.
2.5 palancas/metro
25
63 pal
1.25 palancas/m.
25
32 pal
3.75 rifles/metro
25
95 rif
Madera 15 cms de ancho y 2.0 m de largo
13 forros/metro
25
325 tab
Madera Polines de 10x10 x 60 cms
2.5 polines/metro
200
500 polín
Mecha
lenta
22.4 metro/metro
200
4480 m
Insumo
Descripción
Palancas de diámetro 18 cms y 2.3 de
Madera longitud
Palancas para techo de 18 cms de
Madera diámetro y 1.2 m
Rifles de madera rolliza boca de
Madera pescado 12 diámetro y 50 de long
Tablón para forro de 4 cms de grueso,
Metros de mecha
53
Fulminantes para encendido con
Fulmin. mecha lenta
Dinamit
Kilos de dinamita Indugel plus
a
Riel
Rieles con tramos de 3 metros
Ducto Tubo plástico de alta resistencia y 8”
ventilac. de diámetro
Instalac.
Cable encauchado duplex No 10
eléctrica
Alumbra Lámparas y portalámparas de 200 w
protegido para golpes y humedad
do
15 Ful/metro
200
3000 ful
5.43 Kg/metro
200
1086 Kg
0.67 tramos riel/m
200
134 rieles
1 m/m
200
200 m
1 m/m
250
250 m
0.125 lámparas/m
200
25 lámparas
TABLA 5. Consumo de insumos.
54
Personal empleado y cronograma de actividades laborales.
Turno I:
6 am–2 pm
Turno II:
2 pm – 10 pm
TURNO
ACTIVIDAD
H/T
1
2
3
HORAS
4
5
6
7
8
Servicios adicionales
Construcción de la bancada para
colocar la carrilera de transporte.
3
Colocación y prolongación de
carrilera
Arranque manual del material con
pico - pala
3
Cargue y transporte de material al
patio de almacenamiento en carreta.
TABLA 6. Cronograma diario actividades de avance, arranque manual.
6 am–2 pm
2 pm – 10 pm
Turno II:
Turno I:
TURNO
ACTIVIDAD
H/T
1
2
3
HORAS
4
5
6
7
8
Desabombe, limpieza del frente
de avance.
Reducción del tamaño de los
bloques.
4
Cargue, transporte y adecuación
de carrilera
Preparación, transporte equipo,
material y accesorios de
perforación.
Perforación del frente.
Cargue de barrenos y realización
de la voladura
3
TABLA 7. Cronograma de las actividades de avance, arranque con explosivos.
Si en el túnel se requiere ingresar maquinaria de perforación se debe
adecuar las dimensiones de la sección del túnel, si se utiliza equipo
desarmable las dimensiones planteadas son suficientes para el ingreso.
55
La construcción de salones como plataformas de perforación bajo tierra,
son viables en el lugar que se requiera y permiten la perforación en
cualquier sentido, figura 22.
Para la construcción del túnel debe realizarse todo el sistema de seguridad
industrial y manejo de personal con su respectivo equipo de salvamento y
protección personal.
Zona meteorizada
Roca fresca con
vetillas paralelas
FIGURA 22. Esquema del túnel principal sobre veta y vetillas asociadas.
56
6.3 DESCRIPCIÓN, LOCALIZACIÓN DE LAS INSTALACIONES Y
OBRAS DE MINERÍA, DEPÓSITO DE MINERALES.
La localización de las instalaciones y obras a realizar para el buen
desempeño de la labor de explotación minera se observa en la figura 23.
FIGURA 23. Ubicación instalaciones de beneficio minero.
Se observa un patio de acopio de material estéril, que tendrá como
dimensiones 20 x 20 metros o 400 m2, esto calculado según lo observado
en campo y por la evaluación topográfica del filón puede tener una longitud
de 200 metros, por lo cual en el transcurso de la construcción va a producir
un total de 604,8 m3, aproximadamente 1633 toneladas de escombro.
Se debe construir una locación que servirá como bodega de herramientas,
con un compartimento para alojar un compresor Ingersoll Rand, las
dimensiones deben ser de 5m de largo, 5m de ancho y 2.2m de alto.
57
La planta de trituración y beneficio tendrá un área de 30m de largo, 15 de
ancho y se realizará en desnivel desde la tolva hasta las piscinas de
cianuración con una pendiente de 10 grados como máximo.
Polvorín: Se ubicará un polvorín que debe cumplir con todas las
especificaciones técnicas de la industria militar y las normas de seguridad
(Decreto 1335 de 1987).
El polvorín se debe construir con en cemento y con divisiones apropiadas,
tiene que ubicarse mínimo a 100 metros de la boca mina y con una
señalización adecuada y con vigilancia las 24 horas del día, éste se utilizara
para el almacenamiento de explosivos y accesorios; al polvorín solo
ingresará el dinamitero y se seguirá lo establecido en el Decreto 2222 sobre
manipulación de explosivos, figura 24. Ubicación en superficie del polvorín.
FIGURA 24. Ubicación del Polvorín.
58
Para el almacenamiento de los explosivos es conveniente hacer una
distribución de habitaciones que permita almacenar por separado los
diferentes componentes utilizados para la voladura, figura 25. Se muestra la
distribución del almacenamiento de explosivos dentro del polvorín; un
cuarto para guardar las cajas de Indugel, éstas se tienen que colocar sobre
una estiba (base de madera) y formar arrumes que no sobrepasen los 1.60
metros de altura por 1.2 metros de largo por 2.4 metros de ancho.
FIGURA 25. Distribución de explosivos dentro del polvorín.
En la figura 26 se muestra la manera de arrumar las cajas de Indugel. Se
obliga a dejar calles de 0.6 metros entre estibas para el tránsito de personal
59
y la circulación de aire.
FIGURA 26. Forma de arrumar las cajas de explosivos.
Un segundo cuarto para las espoletas, el cordón detonante y la mecha de
seguridad, estos accesorios se acomodarán sobre repisas en madera y
separados entre sí; un tercer cuarto donde se instalarán otros insumos y
herramientas necesarios para la ejecución de las quemas.
El polvorín debe tener una muy buena ventilación de tal manera que no
exista humedad ni altas temperaturas que puedan ocasionar un accidente.
No obstante el transporte de los explosivos a la mina y de ella a los frentes
a cargar debe hacerse bajo los siguientes aspectos:
Cada tipo de explosivo o elemento de ignición debe ser transportado en
recipientes separados y en vehículos diferentes.
60
El transporte de explosivos no debe realizarse al mismo tiempo que el de
personal y debe ser realizado por el dinamitero y/o personal capacitado
para este oficio solamente.
Los elementos utilizados en las voladuras deben transportarse en
recipientes de madera, cuero, lámina galvanizada o plástico, en varios
compartimientos, que permitan el aislamiento entre cada uno de ellos.
El material no utilizado se debe llevar nuevamente al polvorín, al término de
la jornada1.
6.3.1 Condiciones de seguridad para el trabajo. Se optimizará el área de
las vías en 4,2 m2 y 2,1 m de altura para labores de desarrollo y 3 m 2 para
labores de preparación y explotación con la que se mantendrá la holgura en
las posiciones ergonómicamente normales.
En cuanto a los tambores, se designarán estratégicamente los tambores
para acceso de personal en los cuales se instalará un sistema de pasos en
madera y manilas con un diámetro mínimo de ½ pulgada que mejorarán
ostensiblemente la seguridad para el acceso de personal.
6.3.2 Salvamento minero. La empresa minera debe contar con un plan de
salvamento minero en el cual se deben estipular todos los pasos a seguir
en el evento de la ocurrencia de una emergencia de cualquier tipo,
contando con el apoyo de la Estación de apoyo y salvamento minero más
cercana.
2
Ministerio de Minas y Energía, Decreto 1335 de 1987, Reglamento de Seguridad en las labores
subterráneas. Título VI. Capítulo III. Pág. 36 - 37
61
Además deberá contar con un Plan Vial actualizado con las diferentes
opciones de acceso a la zona y el estado de las mismas de igual manera
que las recomendaciones e instrucciones técnicas para solucionar los
problemas puntuales de seguridad que particularmente se puedan
presentar y así evitar al máximo la accidentalidad.
Lo anterior teniendo en cuenta lo estipulado en el Capítulo VI, Título X, y
Capítulo III, Título XII, Decreto 1335 de 1987. Reglamento de Seguridad en
las labores subterráneas.
6.3.3 Normas Preventivas. Es esencial la capacitación de personal antiguo
periódicamente, pero primordialmente al trabajador nuevo, al cual se le
debe instruir sobre los riesgos y peligros que puede correr, haciendo
reconocimiento general tanto en superficie como bajo tierra, informándolo
del funcionamiento de la parte operativa y sobre las normas de prevención
que debe seguir para realizar su labor en forma segura.
Las máquinas eléctricas, al igual que las instalaciones deben estar
provistas de una conexión a tierra, también se prohíbe sujetar a cualquier
objeto de las cuerdas que conducen el flujo, al igual que de instalaciones y
aparatos.
Es de obligatorio cumplimiento tomar cualquier clase de medida que
asegure que en las labores subterráneas no se presenten derrumbes ni
desprendimientos que pongan en peligro la seguridad del personal.
Las vías por donde circula personal deben estar dotadas de nichos o
refugios salvavidas con capacidad mínima de dos personas, separadas 50
m entre sí, y su construcción es obligatoria en vías donde el espacio entre
las paredes laterales y la vagoneta sea menor a 60 cm.
62
Las labores por donde transita personal se deben mantener libres de
obstáculos y en buen estado de limpieza, los elementos de sostenimiento y
los que en general sean de madera y no vayan a ser utilizados, deben ser
evacuados de la mina para evitar su deterioro y descomposición por acción
del agua principalmente.
7. EVALUACIÓN FINANCIERA
7.1 Inversiones proyectadas. De acuerdo a los datos suministrados por el
ingeniero de minas encargado del área, y previamente discutido con el
director de estudios, el asesor empresarial recibe los datos de las
inversiones a realizar e investigando los precios reales del mercado con
cotizaciones a los diferentes proveedores de equipos, y en cuanto a los
requerimientos de infraestructura se ha consultado con un grupo de
ingenieros civiles sobre las áreas a construir, adicionando por m² un
incremento del 20% por costos de transporte al considerarse un poco
retirado del municipio de Guatapé de donde se suministraría el material.
El ingeniero de minas relaciona en los requerimientos de equipos e
infraestructura una inversión ambiental, en el capítulo de beneficio metalurgia y el capítulo de ambiental se encuentran unos equipos de
mitigación ambiental.
Los términos de referencia precisan identificar las inversiones del año 1
(uno), y se tiene en cuenta además que la vida útil del proyecto es la de
cinco años, el año cero es el estudio o pre inversión donde se definen las
inversiones.
63
Dentro de las inversiones proyectadas se debe tener en cuenta que el
compresor funcionará para las dos áreas de licencia de la empresa y por lo
tanto a cada área le corresponde un costo de inversión del 50%, de igual
forma para la planta de Beneficio, tabla 8.
INVERSIÓN
CANTIDAD
ESPECIFICACIONES
EN EQUIPO MINERO
PERIODO EN AÑOS
1º
2º
3º
4º
5º
VALORES EN MILLONES
Compresor
1
Caudal 250 cfm y
presión 90 Psi
Martillo perforador
2
Consumo 90 cfm y
presión 90 Psi
20
Vagonetas
2
Capacidad 0.7 t y
descargue lateral
2
Ventilador auxiliar
2
Con potencia de
motor 3.21 HP
18.3
2
7
EN INFRAESTRUCTURA MINERA
Campamento
1
50 m² y 2 baños,
capacidad 10
personas
36
Oficina
1
Con una dependencia
36 m²
11
1
Mecánica,
electricidad,
soldadura 25 m²
Tolva de
almacenamiento
1
Capacidad 20 ton,
estructura en
concreto
5
Vía carreteable
100
Ancho mínimo de 5
metros
9
Taller
7
7
EQUIPO PLANTA DE BENEFICIO
64
Trituradora
primaria
1
3,5 t/ h
Trituradora
secundaria
1
3 t/ h
9
Molino de bolas
primario
1
4 t/ h
21
Molino de bolas
secundario
1
Remoledor 2.5 t/ h
12
Mesa
concentradora
1
Mesa Wilfley. 3 t/h.
10.8
Motobombas
2
Con potencia 2 HP
3
Lavadores de
lodos
2
Barril
amalgamador
1
13.2
4.8
Barril con motor
1.2
EN INFRAESTRUCTURA DE BENEFICIO
Tinas de
cianuración
8
(4m x 4m) con techo
1
Ramadas, taller
fundición y
electromecánica
Tolva
1
Capacidad 60 ton,
estructura en
concreto
Volqueta
1
Capacidad mínima 10
ton
Estructuras
TOTAL
5
13.3
5
70
143.
3
147
TABLA 8. Cronograma de inversiones del proyecto.
Para una mayor comprensión podemos resumir el cronograma de
inversiones del proyecto, considerando que el compresor solo le
corresponde al área de la licencia 4736, la mitad del costo de inversión, y
65
de igual forma la planta de Beneficio también tienen un costo de inversión
de la mitad, la otra mitad está considerada en la licencia 4735, tabla 9.
INVERSIÓN
En equipo minero
1º
2º
3º
40.3
9.0
En infraestructura minera
7.0
68
Equipo planta de beneficio
25.2
Infraestructura planta de beneficio
23.3
70
95.8
147
TOTAL
4º
5º
TABLA 9. Resumen del Cronograma de Inversión del área licencia 4736.
7.2. COSTOS
El presente tema de costos se desarrollará de acuerdo a los parámetros
que se relacionaron en los capítulos anteriores. La sección de geología a
definido un tenor promedio general de oro de 6.5 gr/t, es muy prudente
analizar la explotación subterránea que diseña la sección de ingeniería de
minas, hay que tener en cuenta que la sección de geología recomendó la
veta La Serranía que tiene un tenor de 6.2 gr/ton que fue acogido para el
diseño minero.
La evaluación a realizar se desarrollará bajo bases teóricas y con
fundamento en la información suministrada por la sección técnica del
proyecto.
7.2.1. Operacionales. Con respecto al sistema de operación pueden
desarrollarse en forma preliminar y bajo bases teóricas, unos costos de
desarrollo, preparación y explotación bajo ese esquema productivo.
66
7.2.1.1 Costos labores de desarrollo. De acuerdo a los datos técnicos
suministrados para desarrollar el túnel principal se tienen los siguientes
costos.
A los perforadores que participan en la voladura 3,06 con un rendimiento de
5.44 t/h-t y los vagoneteros que participan con 2,04 con un rendimiento de
3.62 t / h – t, se remuneran con un salario mínimo (585.000 pesos SMV)
con un “factor prestacional“, de 1.6412.
Para el análisis del costo de cercho y ángulo como los rieles se aplicará a
200m de desarrollo.
Se utilizará por cada 1.8 m de avance 3,6 metros de cercho y una longitud
de ángulo metálico para el riel, donde transitarán las vagonetas.
A cada voladura de desarrollo se le compartirá el costo de acuerdo a los
siguientes cálculos:
Total de metros por construir en rieles
200
2.16 metros de cercho y ángulo por 200 metros
432
Valor del metro de cercho y ángulo
Valor total de cercho y ángulo por la construcción de rieles
5.600
2’419.200
En lo referente a los costos de construcción de la puerta alemana estos
consistirían de acuerdo a los siguientes cálculos:
La entrada al nivel tendrá en los 10 primeros metros una estibación con
puerta alemana diente sencillo cada 1,2 metros tendremos: 8,33 puertas
alemanas por el nivel principal.
67
-
Costo de cada puerta alemana
$ 20.500
-
Costo total de puertas alemanas
-
Costos forros (techo y costado) con cáscara de madera
$ 35.000
-
Valor total
$ 205.765
$ 20.500 * 8,33
$ 170.765
En resumen cada voladura de Desarrollo tiene el siguiente costo:
-
3,06 turnos perforadores $ 585.000 / 30 x 1,6412
97.930
-
2.04 turnos vagoneteros $ 585.000 / 30 x 1.6412
65.287
-
23 Tacos de Indugel $250.000 / 156 Tacos
36.859
-
15 Fulminantes a $ 800
12.000
-
45 paquetes de ANFO (54.000 gr.) $ 40.000 / 25.000 gr.
-
21 metros de mecha lenta $ 600
-
VALOR TOTAL POR QUEMA =
8.640
12.600
$ 233.316
Para hacer el túnel de 200m proyectados con un avance por quema de
1.08m se tendrían que realizar 185.19 quemas a $165.823 daría un total de
$43.207.790=, con una producción final de 672m3 de material y una
densidad de roca de 2,3 tendríamos, con lo cual se estima un total de
desarrollo de 1.545.6 toneladas de mena. De esta forma el costo de
desarrollo sería $27.955=.
7.2.1.2 Costos laborales de preparación y explotación. Para estos
efectos se considera que básicamente las labores de preparación,
desarrollo y explotación se adelantan por un mismo procedimiento que
consiste en la voladura de la roca, cargue de la misma y en el transporte
interno hasta la superficie del material removido por la explosión. Es decir
68
los costos de preparación y explotación estarían incluidos en los cálculos
del desarrollo.
7.2.2 Financieros. Para la fase operativa de la mina no se debe considerar
la posibilidad de un crédito bancario porque estos costos operativos deben
ser sufragados por los titulares.
Estos recursos invertidos en la parte operativa son del ciclo ordinario
productivo porque entran hacer una explotación directamente de mineral
aurífero y no alteraría a los titulares. Lo que se requiere de un crédito
bancario serian las inversiones, el cual veremos su análisis más adelante.
7.2.3 Mano de obra. Con base en el diseño elaborado por la sección
minera del proyecto, para obtener una producción de 5 Toneladas diarias,
se requiere analizar el personal que de una u otra manera tienen efecto
sobre los costos de producción y sobre los frentes de trabajo.
Tengamos en cuenta que los perforadores y vagoneteros fueron incluidos
en los costos operacionales.
Servicios varios
$ 585.000 x 2 obreros x 11 meses x 1,6412 =
$21.112.244=
Toneladas explotadas en un año =
1825
Incrementa el costo a la Tonelada =
$11.568=
Técnico de minas
$1.200.000 x 11 meses x 1.6412 =
$21.663.840=
69
Toneladas explotadas en un año =
1825
Incrementa el costo a la tonelada =
$11.871=
7.2.4 Herramientas y suministros. En cada una de las quemas se incurre
en costos de aire comprimido, combustible, aceites filtros y repuestos tanto
del compresor como de los martillos.
El uso de insumos de bajo consumo como el carburo para lámparas y
herramientas menores como palas, de igual forma los repuestos para
vagonetas que se cuantificarán en un 5% de la mano de obra directa de la
explotación.
Herramientas y suministros(5%x$163.217)
$8.161=
Este sería el incremento por cada quema, multiplicado por 185.19 quemas
que se realizarían para completar el túnel daría $1.511.336=, El costo por
tonelada por este concepto estaría en $ 977.8=.
7.2.5 Otros. No se considera otro tipo de costos como el transporte interno
donde se utilizará el sistema de vagonetas, y el transporte externo de la
boca mina a la planta de beneficio se utilizará una volqueta, estos dos
medios de transporte se contemplan en el cronograma de inversiones, y no
se contemplan como costos.
7.2.6 Unitarios. Una vez se tienen los costos de cada ítem se procede a
sumarlo teniendo el costo unitario por tonelada, tabla 10.
70
COSTOS
VALOR
Desarrollo, Preparación, Explotación
27.955
Mano de obra indirecta
23.439
Herramientas y suministros
Costo Total ( 1 ton--mineral)
977.8
$ 52.371.8
TABLA 10. Costo de extracción.
El costo por tonelada extraída es de $52.371.8, si lo comparamos con la
región del Sur de Bolívar el costo por tonelada extraída es de $62.000, en la
zona de Vetas y California en Santander el costo por tonelada es de
$40.000. También se conoce que en las zonas de pequeña minería de
Caldas (Marmato), y de Antioquia su costo se aproxima a $48.000 por
tonelada.
7.2.7. De producción. Para este caso solo tendremos en cuenta los costos
del proceso de beneficio, ya que la planta que se construirá se considera
como una inversión y servirá a las licencias 4736 y 4735.
7.2.7.1 Costos de beneficio. Para determinación de los diferentes costos
se recurrió a los datos disponibles de otros montajes mineros y al
diagnóstico realizado en el propio proyecto el cerro. La idea es optimizar el
volumen de costos e insumos en esta labor.
Para este análisis de costos procederemos a tener en cuenta la mano de
obra, insumos y materiales, mantenimiento. .
71
a. Mano de Obra Directa:
1 palero x $585.000 x 1,6412 (FM) x 12 meses
=
$
11.521.224
1 operario x $585.000 x 1,6412 (FM) x 12 meses =
$
1 plantero x 585.000 x 1,6412 (FM) x 12 meses
=
$ 11.521.224
1 cianurador x 585.000 x 1,6412 (FM) x 12 meses
=
$ 11.521.224
Total Costos Mano de Obra Directa
11.521.224
$ 46.084.896
La mano de obra que calculamos es la directamente aplicada en la planta
de beneficio, y se le remunera a los trabajadores por el salario mínimo
mensual multiplicado por el factor prestacional (FM), no se tiene en cuenta
el recargo nocturno a los trabajadores debido a que se rotan en los
respectivos turnos (día-noche)
El cianurador se considera en calidad de jefe de la planta de beneficio, por
sus funciones de supervisión, análisis y responsabilidad sobre el precipitado
por lo que se considera un salario superior a los obreros corrientes.
Si tenemos en cuenta que se extrae 5 toneladas/ día, tendremos en un mes
150 toneladas/mes tendríamos entonces una producción anual de 1.800
toneladas, entonces $ 46.084.896/ 1800 toneladas: $ 25.602=
Costo total de mano de obra directa por tonelada: $ 25.602=
b. Mano de Obra Indirecta: Es el personal administrativo que de forma
indirecta tienen su efecto sobre los costos de producción, pero para nuestro
caso estos costos de tipo administrativo se cargaran a la administración de
la planta de beneficio, con el fin de que sean compartidos y se reduzcan
72
estos, es la aplicación del típico modelo de economía de escala (distribuir
los costos administrativos).
1. Contador: Se contratara periódicamente por prestación de servicios
durante 3 días al mes durante el año con costo total de $ 1.200.000=
2. Asesor minero: Es el ingeniero de minas encargado de mantener la
dinámica técnica, para que se cumplan los parámetros respecto a la
aplicación del diseño del planeamiento como mínimo en un 80%. Y este
pendiente para darles solución a los inconvenientes mineros que se
presenten en la parte minera y de beneficio.
Además hará la distribución del uso del compresor y ajustara los
cronogramas de trabajo de la planta de beneficio.
$ 600.000 x 12
= $ 7.200.000
3. Apoderado jurídico: Es un abogado contratado para que mantenga una
asesoría legal e indudablemente represente a los titulares y a la empresa
ante las autoridades mineras y ambientales, en especial los intereses del
planeamiento minero.
$ 400.000 X 12 meses
=
$
Total De Costos De Mano De Obra Indirecta
$ 14.200.000=
$ 14.200.000 / 1.800 toneladas
Costo Total Por Tonelada Mano De Obra Indirecta
4.800.000
=
$
$ 7.888=
7.888=
4. Insumos, materiales y otros: De acuerdo a los datos entregados por el
ingeniero de minas se deben tener en cuenta los siguientes consumos:
-
Cianuro 750 gramos por tonelada.
73
-
Cal 3 kilos por tonelada de arena.
-
Zinc 0,15 kilogramos por tonelada.
Por el sistema de amalgamación la experiencia demuestra que el oro libre
es igual al consumo de mercurio, para nuestro caso el filón tiene un tenor
de 5 gramos de oro por tonelada, por tonelada según dato reportado por el
geólogo del proyecto.
-
Mercurio 5 gramos por tonelada.
-
Cuerpos moledores 0,023 kilos por tonelada.
5. Costo por tonelada de insumos y materiales en beneficio: Para esta
relación se tiene en cuenta los costos de mercado de los elementos
necesarios para el proceso de beneficio, de igual forma se contempla el
servicio de fundición con un costo determinado, tabla 11.
INSUMOS Y MATERIALES
-Cianuro
COSTO POR TONELADA
5.000
- Cal
420
- Zinc
1.050
- Mercurio
325
- Cuerpo moledores
42
TOTAL
$ 6.837
TABLA 11. Costo de insumos y materiales en beneficio
6. Otros costos de beneficio: Hay que tener en cuenta que existe un costo
que aunque es muy marginal, e incluso en otros planeamientos no se ha
cuantificado vale la pena resaltarlo que es el costo de fundición del
74
precipitado. Los elementos a utilizar en la fundición serian gas propano,
bórax, bicarbonato o harina, y los elementos en la purificación serian los
ácidos sulfúricos, nítrico.
De acuerdo a los cálculos que se han determinado en la parte metalúrgica
de 5 toneladas de arena se puede obtener entre 500 a 1000 gramos de
precipitado, por lo que se puede deducir que ante esta variabilidad la
fundición y purificación tienen un costo de $ 4.000 el kilo, manteniendo una
constante de 1000gr de precipitado por cada 5 toneladas tendríamos un
costo por tonelada de $ 800.
Total de Costo por tonelada De Otros (Fundición y Purificación): $ 800=
En lo referente a los ensayos de laboratorio a las arenas se considera que
los reactivos tienen un costo anual de $ 200.000, en este evento para el
volumen de arenas se puede identificar un costo de $ 14 por tonelada.
Total De Costos Por Tonelada De Otros (Laboratorio): $ 14
7. Mantenimiento: De igual forma como se hizo en la parte de la minería,
para la planta de beneficio también se calcula un 5% del valor de la
tonelada calculada para la mano de obra directa, para repuestos,
reparaciones, revestimiento de los molinos de bolas, recalce de las
trituradoras que correspondería lo siguiente:
$ 25.602 t (M.O. directa) x 10% = $ 2.560
Necesariamente implica que se tendría mensualmente la suma de $76.800
para los costos de mantenimiento y revestimiento
75
8. Consumo de fluido eléctrico: Este costo se puede determinar por el
consumo de fluido eléctrico, según el diseño los motores de las máquinas
requieren de esta energía, considerando que se consume un promedio de
40 kilovatios por hora, para un consumo de 20 horas diarias promedio.
40 Kilovatios x 20 horas x $ 220 x 22.5 días $ 3.960.000 mensual.
$ 3.960.000 / 150 toneladas- mensuales = $ 26.400
Costo Total Por El Consumo Eléctrico: $ 880=
7.2.7.2 Resumen de costos de beneficio. Estos se resumirían en el
siguiente cuadro a continuación, tabla 12.
IDENTIFICACIÓN DEL COSTO
Mano de obra directa
Mano de obra Indirecta
Insumos y Materiales
Fundición y purificación
Laboratorio
Mantenimiento
VALOR
Consumo eléctrico
25.602
7.888
6.837
800
14
2560
880
$ 44.581
Costo Total Por TN
TABLA 12. Resumen de costos de beneficio por tonelada.
7.3 BENEFICIO Y TRANSPORTE.
El diseño de la planta de beneficio para el material extraído del túnel
corresponde a un volumen inicial de 5 t/día, considerado de pequeña
magnitud pero suficiente para generar un flujo de caja que puede sostener
76
las mismas labores de construcción del túnel, figura 27. Se debe recalcar
que este túnel cumple los objetivos de exploración y explotación.
1.2 PA
TIO
TRITURADOR
A
35x20 (2 t/h)
MOLINO 4
DE BOLAS
MALLA 35 (Tyler)
CANALÓN DE
BAYETAS
TANQUE PARA
LAVADO DE
BAYETAS
MESA
CONCENTRADORA
TANQUE
DEPOSITO DE
3x1.8 m (1 t/h)
ARENAS
LAVADOR
DE LODOS
BARRIL
AMALGAMADOR
SEDIMEN
TADOR
PATIO DE ARENAS
PATIO DEPOSITO PARA
DEGRADACIÓN DE
CIANURO
CONCENTRADOR EN
CANAL O BATEA
4 TINAS DE
CIANURACIÓN
ORO
FUNDICIÓN
Y AFINACIÓN
CAJAS DE
PRECIPITACIÓN
CON ZINC
TANQUE DE
SOLUCIÓN
DIAGRAMA PLANTA TRADICIONAL:
FIGURA 27. Esquema de planta de beneficio.
77
7.3.1 Reducción de tamaño. (Trituración). Para la trituración del material
se requiere de una trituradora primaria que reducirá el material a una
granulometría menor de 37.5 mm que posteriormente alimentará la
trituradora secundaria la cual arrojará un tamaño menor a 16 mm.
Se implementará un sistema de clasificación de material de entrada a las
trituradoras para maximizar su funcionamiento.
Las trituradoras a implantar son de mandíbulas, dado el alto grado de
eficiencia y duración, económicas y con una facilidad de maniobra que
ofrecen este tipo de trituradoras, comprobadas en todo tipo de industria en
Colombia y a nivel mundial, por lo cual seguirán siendo utilizadas sin
necesidad de hacer comparaciones con otros sistemas de molienda.
1. Trituradora primaria
Razón de reducción (Rr)
Rr = Tamaño máximo alimentación / Tamaño máximo de producto.
Rr = 30 cm / 5 cm = 6
Capacidad de la trituradora (Qt)
Qt = (60 x
x x nop x L x e x Df) / tan
Donde:
= Coeficiente de variación de la densidad =
/
= 0,71
= Densidad material suelto = 2 t / m3
78
= Densidad material in-situ = 2,8 t / m3
nop = Velocidad de operación = 90 ciclos / min
L = Longitud abertura de alimentación = 0,35 m
e = Carrera de la mandíbula = 0,012 m
Df = Tamaño de salida del material = 0,05 m
= Angulo de pellizco = 25º
Entonces:
Qt = (60 x 0,71 x 2 x 90 x 0,35 x 0,012 x 0,05) / tan 25º
Qt = 3,5 t / h
2. Trituradora secundaria
Razón de reducción (Rr)
Rr = Tamaño máximo alimentación / Tamaño máximo de producto.
Rr = 50 mm / 16 mm
Capacidad de la trituradora. (Qt)
Qt = (60 x
x x nop x L x e x Df) / tan
Donde:
= Coeficiente de variación de la densidad =
/
= 0,79
= Densidad material suelto = 2,2 t / m3
= Densidad material in-situ = 2,8 t / m3
nop = Velocidad de operación = 150 ciclos / min
L = Longitud de abertura de alimentación = X
79
e = Carrera de la mandíbula = 0,015 m
Df = Tamaño de salida de material = 0,016 m
= Angulo de pellizco = 18º
Qt = 3.0 t / h
Se determina (L):
L = (Qt) (tan ) / (60 x
x x nop x e x Df)
L = 3.0 x tan 18º / 60 x 0,79 x 2,2 x 150 x 0,015 x 0,016
L = 0,26 m
Dimensiones de la entrada de alimentación = 10 cm x 26 cm
7.3.2
Molienda.
7.3.2.1 Molienda primaria.
Se utilizará un molino de bolas de las características dadas, la selección de
este molino se obtiene de la experiencia que se conoce a escala mundial,
en donde gran cantidad de plantas de beneficio utilizan este tipo de molino,
demostrando, grandes ventajas sobre otros sistemas de molienda; el molino
es sobre - dimensionado para cuando se esté utilizando, se puedan
efectuar las correcciones necesarias, cuyo objeto final es obtener un
material de salida sin gruesos que superen el tamaño de la malla
clasificadora de salida.
El material de entrada será máximo de 16 mm y el de salida de 0,25 mm.
80
La molienda se realiza en medio húmedo, teniendo en cuenta los siguientes
parámetros:
La molienda precisa menor energía por tonelada de material.
La clasificación en medio húmedo requiere menos espacio.
La molienda utiliza más medios de molienda de acero y material de
emplaquetado del molino por tonelada de producto, debido a la
corrosión.
El proceso subsiguiente (concentración gravimétrica) se realiza en
medio húmedo.
El tamaño de salida del material molido, aproximadamente es la malla
60, por lo cual se espera que se produzca unos gruesos no más del 20%
respecto a la alimentación, con un tamaño que no supere la cuarta parte
del tamaño de entrada (4 mm).
Estos datos se deben tener en cuenta cuando la maquinaria se
encuentre en funcionamiento, condicionando los parámetros variables
del molino para que esto suceda, igualmente se debe regular la entrada
al sistema de trituración para que se den los resultados a la salida del
molino, figura 28.
Consumo de potencia del molino
La energía suministrada a un molino se consume esencialmente en el
movimiento de los medios (y en menor grado el mineral), pero también
81
se utiliza algo de energía en hacer girar el casco y en superar la fricción
de la transmisión.
Una ecuación típica para calcular consumo de potencia es:
P = 8,44 x DM2,5 x L x KMt x KL x Ksp
Donde:
P = Consumo de potencia (Kw)
DM = Diámetro interior del molino (m) = 0,9
L = Longitud del molino interno (m) = 1,8
KMt = Factor tipo de molino (1,0 para molinos de derrame en medio
húmedo)
KL = Factor de carga (4,8)
Ksp = Factor de velocidad (0,18)
Entonces:
P = 8,44 x (0,9)2,5 x 1,9 x 1,0 x 4,8 x 0,18
P = 10,65 Kw.
P = 14,3 H.P.
El motor funciona para cuando el molino se encuentre en movimiento,
por lo cual se requiere de una potencia en el motor aproximadamente un
40% mas para el arranque y así vencer el torque inicial (20HP). La
necesidad de energía debe suplirse con una infraestructura eléctrica que
debe ser mínimo de 70 Kva., suficiente para el resto de maquinaria de la
planta, mina, campamento, etc.
82
Características del molino de bolas
Alimentación:
3 t/hora
Tamaño de la alimentación
Tamaño del producto
a 16 mm.
0,6 mm
Índice Bond, teórico para mineral de oro = 4.97 Kw hora / t
Densidad de material seco = 2,2 t / m3
Tipo de circuito: Cerrado normal
Porcentaje de sólidos en el molino: 40%
Medios moledores: Bolas de acero con diámetro entre 30 y 125 mm
Peso de medios moledores: 1,3 t
Densidad de los medios moledores: 4,65 t / m3
Velocidad crítica convencional de rotación = 39,6 r.p.m.
Diámetro del molino interno: 0.9 m
Longitud interna: 1.8 m
7.3.2.2 Molienda secundaria.
83
El molino secundario, se alimenta del exceso de los gruesos del molino
primario, por lo cual es acondicionado para moler no más del 20% del
material del circuito (0.6 t/h). Por lo tanto:
El material de entrada será mayor a los 0.25 mm, máximo de 4 mm.
Consumo de potencia del molino
La energía suministrada a un molino se consume esencialmente en el
movimiento de los medios (y en menor grado el mineral), pero también se
utiliza algo de energía en hacer girar el casco y en superar la fricción de la
transmisión.
Una ecuación típica para calcular consumo de potencia es:
P = 8,44 x DM2,5 x L x KMt x KL x Ksp
Donde:
P = Consumo de potencia (Kw)
DM = Diámetro interior del molino (m) = 0,7
L = Longitud del molino interno (m) = 1,1
KMt = Factor tipo de molino (1,0 para molinos de derrame en medio
húmedo)
KL = Factor de carga (4.0)
Ksp = Factor de velocidad (0,18)
Entonces:
P = 8,44 x (0,7)2,5 x 1,1 x 1,0 x 4.0 x 0,18
84
P = 2.7 Kw.
P = 3.7 H.P.
El motor funciona para cuando el molino se encuentre en movimiento, por lo
cual se requiere de una potencia en el motor aproximadamente un 40%
mas para el arranque y así vencer el torque inicial (5HP).
Características del molino de bolas secundario
Alimentación:
0.6 t/hora
Tamaño de la alimentación: entre 0.25 mm y 4 mm.
Tamaño del producto
0,25 mm
Índice Bond, teórico para mineral de oro = 6,3 Kw hora / t
Densidad de material seco = 2,4 t / m3
Tipo de circuito: Continuo normal
Porcentaje de sólidos en el molino: 40%
Medios moledores: Bolas de acero con diámetro entre 30 y 100 mm
Peso de medios moledores: 0.3 t
Densidad de los medios moledores: 4,65 t / m3
Velocidad crítica convencional de rotación = 45 r.p.m.
Diámetro del molino interno: 0.7 m
Longitud interna: 1.1 m
85
MINERAL DE TOLVA
Tamaño máximo 30 cm
4 t/hora
CLASIFICADOR
3 Tamaños
3 t/h (75%)
Tamaño 50 mm
0.6 t/h (15%)
Tamaño 16 50 mm
0.4 t/h (10%)
Tamaño 16 mm
TRITURADORA
PRIMARIA
CLASIFICADOR
2 Tamaños
2.1 t/h (70%)
Tamaño 16 50mm
0.4 t/h
0.9t/h (30%)
Tamaño 16mm
0.9 t/h
0.6 t/h
2.1
TAMAÑO
t/h
0.6 mm
MOLINO DE BOLAS
SECUNDARIO (Remoledor)
TRITURADORA
SECUNDARIA
1.3 t/h
2.7 t/h
MOLINO DE
BOLAS PRIMARIO
TAMAÑO 0.6 mm
2.5 t/h
El mineral de la molienda pasa a la siguiente fase
de concentración, clasificación, amalgamación y
cianuración
Figura 28. Diagrama de flujo proceso de trituración y molienda
86
7.3.3 Clasificación de partículas. Las partículas de mineral provenientes
de la molienda debe ser en lo posible lo más homogéneo en su tamaño, por
lo cual debe procurarse que las mallas de clasificación a la salida de los
molinos sean de buena calidad para evitar que el material que pasa la malla
sea máximo del tamaño al cual pertenece la serie Tyler de tamaños, sucede
con frecuencia que los golpes del molino abren los orificios de la malla
produciendo un efecto de diferencias de tamaño muy grandes que
repercute en la concentración de la mesa concentradora.
7.3.4 Concentración de minerales. Se utilizará la concentración primaria
por medio del canalón provisto de bayetas de lana utilizando un tejido
adecuado que permita atrapar la mayor cantidad de oro libre de tamaño
grueso.
El sistema de mesa que cuenta el molino de pisones, con las bayetas o
paños, es relativamente eficiente para obtención de partículas de oro de
mayor tamaño (Mayores a 75 ). Esta mesa o canalón se ubica a la salida
del molino, con dimensiones de 1 m de ancho por 1.6 m de longitud.
Para clasificar el mineral después de la molienda, separando el estéril del
concentrado y lodos se utilizan las mesas de concentración vibratorias o
también llamadas mesas Wilfley.
La concentración secundaria utilizará una mesa concentradora Wilfley que
han arrojado resultados aceptables predominantemente en la separación de
lodos, además logran un concentrado rico y una buena clasificación de
arenas aptas para cianuración de la estéril.
La mesa concentradora es eficiente para recuperar oro con partículas de
87
menor tamaño, donde es clasificado en: concentrado, lodos y arenas para
cianuración.
La mesa concentradora (Wilfley) debe adecuarse ajustando los factores que
inciden en el buen funcionamiento como son:
Caudal de agua,
Ángulo de inclinación,
Marcha horizontal con retroceso rápido,
Golpes por minuto,
Altura de lo rifles,
Velocidad de alimentación,
Homogenización del tamaño de la pulpa y,
Otros, que solo se deben adecuar cuando la mesa se encuentre en
funcionamiento y llevando un control continuo que solo se logra con un
muestreo selectivo de los tenores de oro que se presentan en cada uno de
las partes de la mesa.
Se instalará un sistema de tubería en los efluentes amplio y correctamente
dimensionado de manera tal que los concentrados y medios no se mezclen.
Se deben realizar ensayos a prueba y controlar los parámetros importantes
en su operación.
88
a. Variables de la mesa concentradora
Variables de diseño:
Dimensiones de la mesa.
Material de recubrimiento en la superficie de la mesa.
Forma y dimensión de los rifles separadores.
Patrón de distribución de los rifles.
Aceleración y desaceleración de los ciclos de sacudida.
Presentación y homogenización del material de alimentación.
Carrera del recorrido del ciclo de sacudida.
Cantidad de agua en el circuito y de lavado.
Velocidad del motor.
Tamaño de la polea.
Inclinación de la mesa.
Densidad de la pulpa de alimentación.
Posición de los partidores del producto.
89
b. Características de la concentración por mesas vibratorias
Capacidad: 3 t/h.
Granulometría del material de entrada:
0,6 mm.
Agua de lavado: Debe regularse hasta que se forme una línea continua
de sulfuros.
La instalación y disponibilidad de agua debe ser mínimo para un caudal
de 50 l/min.
Características de la alimentación: 25% de sólidos en peso.
Velocidad: 150 – 350 golpes por minuto.
Inclinación de la mesa: La mesa debe permitir que se pueda variar de
acuerdo al material a tratar.
Patrón de enriflado: Los rifles deben decrecer hacia la salida del
concentrado con el fin de dar oportunidad a la estratificación.
El espaciamiento entre los rifles: ¼ a 2 pulgadas con alturas de ¼
pulgada en su parte más profunda a cero junto a la salida.
Se debe considerar la ventaja de instalar los rifles en diagonal.
Potencia: Se requiere un motor de potencia entre 1 – 2 HP.
Dimensiones: La superficie de la mesa debe tener mínimo 4.5x 2 metros
90
7.3.5. Extracción y recuperación de metales preciosos. La separación
de las partículas de oro libre se efectuará por amalgamación en barril
amalgamador, el oro presente en los lodos se recuperará de acuerdo a las
instrucciones descritas más adelante y se seguirá aplicando la cianuración
por percolación.
7.3.5.1
Amalgamación.
Se
realizará
el
proceso
en
los
barriles
amalgamadores reduciendo el tiempo a 2 horas evitando la atomización del
mercurio y adicionando reactivos que mantengan la tensión superficial del
mercurio.
La solución proveniente del lavado de los barriles debe ser conducida
directamente al lavador de lodos.
Parámetros a tener en cuenta en el proceso:
Granulometría del mineral: Los rangos de tamaños apropiados para ser
recuperados por amalgamación están entre mallas Tyler 35 – 150.
Aditivos químicos: Para combatir contaminantes orgánicos y evitar
contaminación de mercurio por presencia de algunos sulfuros, se adiciona
Hidróxido de Sodio (NaOH) o de Potasio (KOH) o cal hidratada Ca(OH) 2
entre otros.
Densidad de la pulpa: En molinos amalgamadores es de 30 – 50% por
peso de sólidos.
7.35.2 Tratamiento de los lodos. La investigación de las etapas que
comprende el actual proceso de beneficio, nos ha llevado a concluir que un
91
25% aproximadamente del oro presente en el mineral a procesar se pierde por
acción del arrastre del oro demasiado fino en la pulpa en aguas de lavado, por
lo cual se ha investigado la manera de facilitar por medios prácticos la
obtención de la mayor parte de este oro, diseñando un lavador de lodos para
este fin, consiguiendo así una eficiencia en el proceso de beneficio que podría
alcanzar más del 75% de recuperación total.
Los lodos que se generan del proceso de molienda y separados en la mesa
concentradora, contiene importante cantidad de valores, por lo cual se deben
procesar de acuerdo a las siguientes consideraciones:
En pruebas realizadas de tenores, se determina la riqueza de los lodos para
diferentes plantas de beneficio.
Contrario a la creencia de algunos mineros, el oro mezclado en los lodos se
encuentra en estado libre y un tamaño microscópico y se va arrastrado en
suspensión por la alta viscosidad de la pulpa, por esta razón el
procedimiento debe mirarse desde el punto de vista de separación
gravimétrica.
El procedimiento utilizado actualmente se inclina por la cianuración directa
de los lodos, observándose gran dificultad de aplicación debido entre otros
problemas a la escasa permeabilidad y la poca penetración de la solución al
interior de la masa lodosa, por lo cual se han creado algunas posibilidades
de aplicarle un sistema de agitación, pero sigue presentándose la dificultad
de separar el material sólido de la solución.
Por lo tanto se plantea implementar un sistema para lavado de lodos, con el
objeto principal de aliviar la viscosidad de la pulpa con suficiente agua y
depositar los sólidos más gruesos y material concentrado de más densidad
92
para luego ser recuperado del fondo del lavador para ser sometido a
cianuración por percolación.
Los lodos restantes ya empobrecidos se pasan por el sedimentador para
evitar ser transportado al cauce de la quebrada.
El sistema de lavado puede hacerse con un equipo portátil, construido en
lámina de acero corriente o construirlo en forma definitiva en cemento, las
especificaciones se realizaran de acuerdo a la cantidad de material a lavar..
7.3.5.3 Cianuración. Se realizará el proceso de cianuración por percolación
en la tina de la planta que se construirá para las dos licencias, para tal
efecto se introducirá una serie de mejoras que muy seguramente
optimizarán su funcionamiento, y minimizará el consumo de cianuro
disminuyendo gradualmente el grado de contaminación de las arenas
impregnadas, de la sustancia nociva, figura 29.
Determinación de sales solubles.
La presencia de sales solubles en las arenas repercute en el consumo
excesivo de cianuro y cal.
Se debe determinar mediante ensayos químicos el contenido de sales
férricas, ferrosas, sales de cobre y sales de zinc.
Si las arenas poseen sales se procede a cargar la tina con arenas y cal, si
poseen por lo menos una de las sales se debe lavar las arenas con agua
suficiente incluso en lo posible por fuera de las albercas si contiene
demasiadas sales.
93
Cuando la arena está cargada se comprueba el PH con cinta o utilizando
fenolftaleína asegurándose de que el resultado sea básico para comenzar a
cianurar.
Se debe procurar bombear la mayor cantidad de solución diariamente sobre
las tinas y lograr contacto rápido y continuo con las arenas el promedio
debe ser de 4 – 6 bombeos diarios.
Se debe picar la arena todos los días con una pala y disgregar la capa de
lodos que se forma en la superficie, logrando mejor filtración.
La cantidad de agua en el pozo de solución debe ser de 100 litros / t de
arena.
Cuantificación de insumos en la cianuración.
Cantidad de Cianuro:
Arenas normales sin sales
1 – 1,5 g/l
Arenas con contenido alto de Pirita.
2 – 3.0 g/l
Solución
150 g CN/t
100 l/t x 1.5 g/l
en promedio
En la práctica debido a los agentes cianicidas presentes en las arenas el
consumo de cianuro por tonelada varia en promedio unas 5 veces más del
teórico o sea 750 g de cianuro / tonelada.
El consumo de cal varía por el grado de acidez que contiene la arena, en
promedio
y
de
acuerdo
a
la
experiencia
se
puede
establecer
aproximadamente un consumo de 3 kilos / tonelada de arena.
El zinc varía entre 3 y 5 kilos durante el proceso, por lo cual se consume en
94
promedio 0.15 kg/t.
Control de PH y alcalinidad protectora.
Determinar el PH adecuado de la solución es muy importante dado que
cuando el resultado no indica buena alcalinidad, se corre el riesgo de un
consumo excesivo de cianuro, por tanto se debe agregar más cal en forma
de lechada o directamente esparcida en la arena.
Importante determinar la presencia de alcalinidad protectora independiente
del valor de PH de la solución, la alcalinidad protectora es un parámetro que
requiere la solución y protege el cianuro de agentes cianicidas y se
determina de acuerdo a las instrucciones en el momento de medir la
concentración de cianuro de la solución
La calidad de la cal es muy importante, debe ser pulverizada y libre de
impurezas, pedazos de carbón, piedras y otros.
Se propone inicialmente que el tiempo del proceso de cianuración por
percolación sea un periodo menor a los 15 días, realizando una prueba
piloto cianurando durante 12 días, tiempo luego en el cual se efectuará un
análisis de los resultados.
Posteriormente, se continuará cianurando otros 9 días hasta completar el
periodo empleado normalmente y de igual forma se analizarán los
resultados obtenidos que serán analizados con el objetivo de determinar el
excedente en la recuperación y determinar si es económicamente viable
cianurar durante este periodo adicional.
Claro está, en esta prueba es esencial el aumento de la periodicidad del
bombeo diario de solución de las tinas con el fin de mantener el movimiento
95
de la solución con la arena.
Obtención del precipitado.
Se implementará el sistema de precipitación empleando viruta de Zinc en
las cajas de precipitación como se realiza generalmente.
El zinc que se utilice debe ser maleable y brillante, bien distribuido en las
cajas y en cantidades moderadas.
Para mejorar la actividad del zinc, la viruta se sumerge en una solución de
acetato de plomo (2 gr / lt de agua) por espacio de 2–3 minutos antes de
colocarlo en las cajas; los 2 o 3 últimos días antes de sacar el precipitado
no es necesario colocar Zinc.
Quema de precipitado.
Para quemar el precipitado, especialmente el que contiene demasiado zinc,
cuando esté seco le agregan pequeñas cantidades de sal de nitro (entre 50
– 150 gr) que ayuda a determinar si la quema se ha completado totalmente,
así se obtendrá un precipitado reducido y fácil de fundir.
Análisis de contenido de oro durante el proceso y en el precipitado.
Tomando una muestra de zinc atacado por la precipitación (10 a 20 g),
cuando la tina esté funcionando, se le añade ácido nítrico y calentándolo
hasta obtener un polvillo negro (oro prácticamente puro), que determinara si
se está obteniendo oro, se puede repetir esta prueba diariamente hasta que
no se obtenga el polvillo, indicando que ya se puede recuperar el
precipitado debido a que el proceso ha concluido, tabla 13.
96
El precipitado ya quemado, se obtiene una muestra de 20 gr, se lava con
agua hirviendo y se purifica con ácido nítrico; el residuo se seca, como el
precipitado contiene arena y otras impurezas que no reaccionan con el
ácido, el concentrado se puede aislar con una pequeña cantidad de
mercurio, luego se determina la cantidad de oro.
Oro puro =
Peso del precipitado x peso oro purificado
Peso de la muestra del precipitado
Esta prueba, determina con alguna precisión el oro puro que se debe sacar
en la fundición.
NOTA: Es importante lavar bien con agua las muestras, puesto que puede
ser peligroso el contacto de cianuro con ácido y demás los precipitados
pueden contener sales que disuelven el oro de la muestra.
NOMBRE DEL
REACTIVO
USO
PREPARACIÓN
Al 5%. 5 g de ferrocianuro
disuelto en 100 cc de agua
destilada
Al 5%. 5 g de ferrocianuro
Determinación
de
sales
Ferrocianuro de Potasio
disuelto en 100 cc de agua
ferrosas
destilada
Determinación de sales de
Amoniaco concentrado
No necesita preparación
cobre y zinc
Indicador en la prueba de Al 3%. 3 g de yoduro de
Yoduro de potasio
medición de % de cianuro potasio disuelto en 100 cc
libre
de agua destilada
Reactivo para medir la 0.1 N. 17 g de nitrato de
Nitrato de Plata
concentración de cianuro plata disuelto en 1 litro de
libre.
agua destilada.
Indicador para determinar el
Diluir 5 g de fenolftaleína
Fenolftaleína
estado
básico
de
una
en 100 cc de alcohol
solución
Al momento de utilizarlo
Para decantar complejos
Acetato o Nitrato de plomo
diluirlo racionalmente en
cianógenos o activar el zinc
agua.
Ferrocianuro de Potasio
Determinación
férricas
de
sales
97
Oxidar completamente el zinc
y otros metales en la Se utiliza granulado
tostación y fundición
Para
realizar
pruebas
Se utiliza el comercial al
Ácido nítrico
sencillas en la determinación
37%
de oro y en afinación
Como agente oxidante en la
Bórax
Granulado
fundición de precipitados
Bicarbonato de sodio o Como agente reductor en la
Polvo
harina
fundición de precipitados
Agente
cristalizante
en
Sílice
Granulado
fundición en medio ácido
TABLA 13. Reactivos utilizados en los diferentes ensayos durante el proceso.
Sal de nitro
Adicionalmente se utiliza los siguientes materiales para efectuar pruebas:
Vasos de precipitado de 50 cc c/u
Frasco lavador de 500 cc
Frascos gotero opacos de 50 cc c/u
Frasco plástico oscuro de 500 cc
Jeringa desechable de 10 cc (toma muestras)
Jeringa desechable de 1 o 2 cc (nitrato de plata)
Vaso de acero inoxidable
Con los parámetros de optimización propuestos se espera un aumento en la
eficiencia de la planta de beneficio hasta llegar a un 80%.
98
7.3.6 Fundición de precipitados. Las instalaciones de fundición deben contar
con equipos de control de gases y los hornos con chimeneas para atrapar los
vapores de metales pesados.
El fundente agregado debe ser como mínimo un 100% de bórax y 30% de
bicarbonato o harina como reductores, el tiempo de fundida no influye en la
calidad de la fundición.
Cuando se obtiene una escoria demasiada espesa significa que falta fundente
y/o temperatura al horno (procurar que sea a base de gas propano)
ocasionando que pequeñas bolas metálicas se queden en la escoria, además:
El crisol no debe ser llenado sino hasta las ¾ partes.
El ácido utilizado en la purificación no debe volverse blanco – lechoso,
porque indica contenido de cloro que disuelve el oro.
El botón final debe ser de color metálico y libre de escorias.
La escoria debe ser vítrea y quebradiza, sin contener pequeñas bolas de
metal.
99
1.1.1.1.1.1 MOLINO
DE
BOLAS
Canalón con bayetas
Amalgamación
en barril
Concentrados
con
Arenas con tamaño
6 mm
tenores altos
Lavado de
barriles
Mesa concentradora
Concentración
en canalón
Estéril y lodos
Depósito de
arena estéril
Lavador de
lodos
Sedimentador
de lodos
Arenas medias y
concentrados
Elutriador
Cianuración por
percolación
Quema amalgama
en el DEMA
Oro Libre
Precipitación
Fundición
Afinación
Botadero
ORO
FIGURA 29. Diagrama de flujo concentración, amalgamaciónPURO
y cianuración .
100
7.3.7 Personal a utilizar en la planta. El personal mínimo se considera para
cumplir con cada una de las labores necesarias en el circuito de producción
1 Molinero
1 Plantero
1 Cianurador
2 Paleros
1 Operario
ACTIVIDADES
Alimenta la trituradora primaria,
controla el circuito de trituración hasta
la alimentación del molino de bolas
Controla la alimentación del molino
de bolas, la operación de la mesa,
controles del encendido de motores y
oficios varios de la planta.
Supervisa el consumo de reactivos,
titulación de soluciones, bombeo de
solución, y recuperación, tostación, y
fundición del precipitado.
Mezclan las arenas para prepararlas,
cargan y descargan las tinas de
cianuración y oficios propios en las
tinas
H/T
TURNO I
7 am – 4 pm
PERSONAL
minera, tabla 14.
3
XXXXX
2
XXXXX
0.5
X X X
6
XXXXX
Lavado de los paños del canalón,
recolección
de
concentrados, 4
amalgamación y lavado de barriles
XXXXX
TABLA 14. Personal y actividades, planta de beneficio.
NOTA: La asesoría técnica de los procesos gravimétricos, trituración, molienda,
amalgamación cianuración, fundición, afinación y ensayos de laboratorio, lo hará
un profesional especializado en procesos de beneficio en recuperación de oro.
101
8. ASPECTOS AMBIENTALES
8.1. DESCRIPCIÓN DE LOS IMPACTOS AMBIENTALES
La descripción y caracterización ambiental del área de explotación minera
debe permitir el diagnóstico y establecer el grado de sensibilidad ambiental
de los recursos naturales y sus ecosistemas.
Las actividades que se desarrollaran en el proyecto, junto con sus posibles
técnicas de ubicación (vías de acceso, labores mineras, explotación,
almacenamiento y acopio, áreas de disposición de estériles, transformación
y beneficio, infraestructura de apoyo y demás instalaciones) y el uso,
aprovechamiento o afectación de los recursos naturales, confrontados con
el grado de sensibilidad ambiental del área, permiten establecer un orden
de magnitud de los impactos ambientales que genera la explotación.
Los impactos ambientales observados en el área de integración se pueden
dividir sobre la base de los procesos de extracción y los procesos de
transformación y beneficio del mineral.
En la tabla 15, se presenta una matriz de doble entrada donde se hace una
identificación preliminar de los impactos, basados en el conocimiento previo
sobre las labores mineras y en la información secundaria existente del área
de explotación. No se hace ninguna valoración numérica porque el objetivo
primordial es identificar los impactos potenciales, y así poder prevenir,
mitigar y plantear acciones acordes con el efecto que pueden producir las
labores mineras.
102
SOCIAL
SALUD
X
X
FLORA Y FAUNA
CALIDAD AIRE
X
X
X
X
AGUA
SUPERFICIAL
X
X
X
X
RUIDO
X
X
X
SUELO
I EXTRACCIÓN
1. Operaciones
Arranque
Perforación
Voladura
Cargue y transporte
2. servicios a la mina
Sostenimiento
Ventilación
Desagüe
Iluminación
II BENEFICIO
Trituración
Molienda
Concentración
Amalgamación
Cianuración
III FUNDICIÓN Y
AFINACIÓN
PAISAJE
ACTIVIDADES /
ETAPAS
RECURSO
MINERAL NO
RENOVABLE
1.1.1 RECURSOS AFECTADOS
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
X
TABLA 15. Matriz de identificación de impactos ambientales.
8.1.1. Proceso de extracción. Las acciones que se deberá llevar a cabo
para la extracción de dicho mineral son:
Perforación roto–percutiva, arranque de fragmentos rocosos, transporte de
material y acopio de material estéril en botaderos cerca de la boca mina.
103
Las acciones indicadas conllevarían a efectos más importantes, la
exposición de los operarios a las vibraciones y ruidos, polvos y gases
producto de la voladura, oscuridad parcial, desestabilización geotécnica,
riesgo de cargue, transporte y descargue de estériles.
8.1.1.1 Exposición a vibraciones. Los operarios de la perforación se
exponen a vibraciones de martillo neumático que pueden afectar las manos
y brazos de los individuos. Al cabo de meses, la exposición de los delgados
vasos sanguíneos de los dedos adquiere creciente sensibilidad al espasmo
(dedos blancos), en especial cuando después del trabajo se exponen al frío
del medio ambiente.
Igualmente estos operarios serán objetos de lesiones en las articulaciones
de sus manos, codos y hombros. Esta actividad se le considera de impacto
alto, los operarios se deben afiliar a una ARL con grado 5.
8.1.1.2 Polvo de las voladuras. Las voladuras normalmente liberan polvo
de mineral que se transforman en polvo flotante y que es difícil de detectar
a simple vista. Igualmente hay producción de polvo durante el transporte en
las vagonetas. El polvo del material aurífero puede traer consecuencias al
tejido pulmonar. Es considerado de impacto alto.
8.1.1.3 Gases contaminantes en la atmósfera subterránea. Producto de
la realización de voladuras, deficiencia de ventilación, abandono de labores
de trabajo, etc.
Gas carbónico (CO2). Proveniente de la respiración, oxidación, combustión
de máquinas y contaminante principal del aire atmosférico e incendios. Es
un gas incoloro e inodoro, más denso que el aire y puede producir asfixia
por desplazamiento del oxigeno atmosférico. Es nocivo desde 0,1% (1000
104
pp.). El aire contiene normalmente 0,035% en volumen de anhídrido
carbónico. Suceden muertes por este gas debido a la falta de ventilación en
la mina. Este impacto se clasifica como de media importancia.
Monóxido de carbono (CO). Producto de la combustión de toda índole,
realización de voladuras, incendio y utilización de lámparas de carburo. Es
un gas tóxico, venenoso y explosivo. Sus propiedades son incoloro, e
insaboro. El valor límite permisible (v.l.p) es de 50 ppm para 8 horas de
trabajo. Con una exposición de dos horas a una concentración de 300 ppm
produce la muerte. Tiene mucha más afinidad por la hemoglobina de la
sangre que el oxigeno. Forma con ella la carboxihemoglobina.
Emanación de vapor nitroso (NO y NO2). Producidos por combustiones
internas por realización de voladuras y otras, son tóxicas, venenosas, sus
propiedades son: olor irritante, color pardo rojizo, sabor amargo. El valor
límite permisible es de 5 ppm para ocho horas de trabajo. Su principal
efecto lo ejerce sobre la hemoglobina de la sangre, combinándose para
formar nitroso – hemoglobina, que produce ganosis muy rápidamente,
ocasionando la depresión del sistema nervioso central, asfixia y parálisis del
individuo, la mayor parte del óxido nítrico se transforma en NO2 que es un
gas de color pardo, muy irritante y de olor desagradable. A concentraciones
de 20 a 50 ppm (que no son permisibles por la legislación colombiana) se
sienten irritaciones del sistema respiratorio.
Con tiempo de exposición de 3 a 8 horas puede sobrevenir el edema
pulmonar e incluso la muerte. Para atmósferas mineras altamente
contaminadas por NO2 (0,1 ppm durante 40% del tiempo) demuestran una
mayor incidencia de enfermedades respiratorias, tales como bronquitis; se
considera entonces un grado de peligrosidad de importancia para este
contaminante.
105
Ácido sulfhídrico (H2S). Producido por depositación de aguas y realización
de voladuras. Sus propiedades son: olor a huevo podrido, incoloro y sabor
ácido. Su valor límite permisible es de 20 ppm para 8 horas de trabajo. La
exposición a una concentración de 1000 ppm causa la muerte inmediata.
Ocupa el segundo lugar de peligrosidad. Los frentes donde aparezcan
deben ser bien ventilados. Por tanto es considerado como de alto grado de
contaminación y peligrosidad.
8.1.1.4 Oscuridad parcial. El trabajo subterráneo minero se realiza en
condiciones de oscuridad parcial durante los turnos de ocho horas
continuas de trabajo, las lámparas utilizadas son las de carburo que es
perjudicial para la salud. La iluminación parcial en los socavones puede
ocasionar efectos agudos y crónicos sobre la salud: Cefalalgia, dolores de
ojos, lágrimas, congestión alrededor de la córnea. Los efectos crónicos se
manifiestan en el llamado nistagmo o tic nervioso en los párpados del
minero. Este impacto es considerado de media importancia.
8.1.1.5 Exposición a peligros de fuerza mayor. Peligros como
explosiones;
concentración
de
gases
o
derrumbes
de
galerías;
hundimientos de techos y respaldos por la mala explotación minera; caída
de taludes mal diseñado; son peligros a los que diariamente están
expuestos los mineros. Riesgos como derrumbes de galerías, hundimientos
de techo y respaldos, derrumbes de tambores pueden evitarse con el
sistema de explotación de cámaras y pilares.
Este impacto puede
clasificarse como de media importancia.
8.1.1.6 Actividades laborales peligrosas. Los riesgos y accidentes de
trabajo
cuyas
consecuencias
pueden
ser
lesiones
personales,
incapacidades, muertes de los mineros están catalogados por la
106
probabilidad de ocurrencia y frecuencia de situaciones de riesgo.
factores que más invierten en esto son:
Los
el empleo de herramientas de
trabajo, caída de materiales (rocas), caída de objetos pesados, caída de
trabajadores, resbalones, lesiones por manipulación de vagonetas, etc.
Todos estos accidentes pueden ocurrir, por esta razón este impacto se
considera como de alta peligrosidad.
8.1.1.7 Manejo de explosivos. La incorrecta manipulación de los
explosivos y accesorios de voladuras, las condiciones inseguras de su
transporte, puede desencadenar en la ocurrencia de accidentes fatales, por
tal razón este impacto se considera de elevado grado.
8.1.1.8 Transporte de material. Son varios los peligros que se presentan al
extraer el material aurífero desde el sitio de cargue hasta la boca mina: el
ruido, accidentes que atentan contra la integridad física de los mismos, etc.
Igualmente el peligro de empujar las vagonetas pueden ocasionar
mutilaciones y golpes en las extremidades; la posición ergonómica
adquirida en esta labor puede ocasionar lesiones lumbares permanentes,
golpes en la cabeza cuando las alturas de la vía son reducidas.
8.1.1.9 Infiltración de aguas de escorrentías. La roca caja de los filones
auríferos posee un alto grado de diaclasamiento y fracturamiento que
permiten la percolación de las aguas y a esto se debe la presencia
abundante de agua en las labores subterráneas, que al hacer contactos con
minerales, metales, elementos químicos y lodos los convierte en aguas de
carácter ácido con alto contenido de metales pueden parar directamente a
la quebrada Romasón. Por lo tanto este impacto es de grado medio.
8.1.2. Procesos de beneficio. Los procesos metalúrgicos utilizados
producen impactos ambientales diversos y diferente intensidad sobre el
107
suelo, agua y aire, como por ejemplo emanación de gases, vertimiento de
fluidos a corrientes de agua, infiltración de líquidos al suelo.
8.1.2.1 Impacto producido por la trituradora de mandíbula. El impacto
principal producido de esta maquinaria es el ruido que afecta principalmente
al operador, sumado al riesgo de accidente debido a la alimentación por
medio de herramientas manuales de la trituradora.
Este impacto se
considera de impacto medio.
8.1.2.2 Impacto producido por el molino de bolas. El impacto auditivo
producto del funcionamiento de este tipo de molino, es muy inferior al
producido al del molino de pisones (californiano) no obstante el molinero
está en la obligación de utilizar protección auditiva.
Este proceso es
considerado de efecto bajo.
8.1.2.3 Impacto producido por las mesas concentradoras o Willfley. La
instalación deficiente, la incorrecta graduación, sumado a la mala operación
que se le pueda dar a este sistema aporta a la corriente, sedimentos de
diferente tamaño algunos ricos en oro, este impacto se le considera de
grado medio.
8.1.2.4
Impacto
debido
al
uso
del
mercurio
en
los
barriles
amalgamadores. El mercurio utilizado para la recuperación primaria de oro
en bateas o en barriles amalgamadores, dichos procesos arrojan arenas
residuales impregnadas con mercurio que pasan a concentración (mesa
willfley) y posteriormente a cianuración de donde son vertidas a fosas de
sedimentación donde se oxidan y neutralizan, para posteriormente poderlas
verter al río.
108
Lo anterior sumado a que en el momento de la quema de amalgamas
(pelusas) para volatilizar el mercurio, se inhalan sus vapores y se contamina
la atmósfera. El mercurio es un elemento muy tóxico y sus efectos
fisiológicos son acumulativos, este se vaporiza a temperatura ambiente.
Una vez entra al organismo, ya sea por vía respiratoria u oral, se distribuye
en los tejidos, especialmente en el sistema nervioso central y periférico y el
riñón, causando precipitación proteica, edema y necrosis en la célula
infectada. Además en sus formas desencadena procesos que cambian el
metabolismo. En interacciones crónicas, además de trastornos renales y
digestivos, se encuentran la sintomatología que consiste en:
Anomalías extra piramidales como temblor y otros desordenes del
movimiento
incluyendo
cares
y
parkinsonismo,
vértigo,
ataxias,
convulsiones, neuritis óptica, atrofia óptica, ceguera cortical y se ha
implicado como causa de enfermedad cerebro vascular.
Anomalías en la conducta de las personas que reciben el nombre de
“Eretismo Mercurial”, caracterizado por el insomnio, cambios de la
depresión a la manía, falta de apetito y de fuerza.
Los trastornos del sistema nervioso periférico son del tipo de neuropatías,
especialmente dolorosos, que comprometen la sensibilidad y movimiento de
algunas partes del cuerpo.
El metilmercurio atraviesa la placenta ocasionando lesiones irreversibles en
el sistema nervioso central del feto, que llevan a retardo psicomotor y
trastornos de aprendizaje del niño. Es importante saber que la lana y el
cuero absorben mercurio y no debe usarse en aquellas zonas donde sea
109
posible la contaminación. El impacto por el uso de mercurio debe
considerarse alto grado, por eso se recomienda el uso de retortas.
8.1.2.5 Impacto debido al uso de soluciones cianuradas. Además de
cianuro libre y complejo, el personal de cianuración contribuye con la
contaminación especialmente de las aguas por metales pesados como
cobre, plomo, zinc, hierro, afectando así la vida acuática por estos tipos de
contaminantes debe considerarse de impacto de grado alto.
A diferencia del mercurio los niveles de cianuros depositados en las
corrientes fluviales de la zona, últimamente se ha logrado controlar con la
implementación del programa de descargas establecidas por la Corporación
autónoma para la defensa de la meseta de Bucaramanga (C.D.M.B.).
8.1.2.6 Impacto producido por el vertimiento de arenas cianuradas.
Otro problema que afecta la contaminación de las aguas está después del
proceso de cianuración, donde las arenas o colas después de cianuradas
(28 días aproximadamente) son arrojadas a los ríos y quebradas, por falta
de un espacio adecuado para depositarlas, dado que el volumen de arenas
cianuradas es elevado. Este impacto se considera de alto grado.
8.1.2.7 Impacto producto de la fundición de precipitados. La fundición
del precipitado produce vapor de metales pesados y contaminantes como
mercurio, plomo, cadmio, zinc y plomo entre otros que repercute
negativamente tanto en el aire como en el personal encargado de esta labor
además los vapores de horno a base de ACPM, aceite o gas, sumado a la
emanación de vapores de gases nitrosos y por último los residuos que
origina este proceso. Este impacto se considera de alto grado.
110
8.2. PROGRAMA DE MANEJO AMBIENTAL
En la zona base del proyecto se aplicaran recomendaciones que en la
práctica y en otras zonas mineras del país sirven como buenos ejemplos
para mejorar las condiciones ambientales tanto del proceso minero como
del metalúrgico motivados esencialmente por disminuir la contaminación a
las corrientes de agua y a la atmósfera que conlleva una labor de
explotación minera.
Tomando
como
base
los
lineamientos
generales
aprobados
institucionalmente en cuanto a manejo ambiental se refieren; se procederá
a efectuar una serie de recomendaciones técnicas orientadas a la
corrección de los impactos ambientales anteriormente descritos.
8.2.1. Programa de Manejo de Aguas Mineras. Las aguas provenientes
de los drenajes de las bocaminas presentan un PH ácido y contenido
sobresaliente de sólidos en suspensión.
8.2.1.1 Manejo de Turbidez. En el recorrido del agua hacia la fuente
natural es importante canalizarla hacia un tanque de sedimentación sencillo
para que a su paso y a una velocidad baja se produzca la decantación de
los sólidos, dicho tanque se diseñará teniendo en cuenta el volumen de
líquido a tratar, las dimensiones convencionales en proporción largo–ancho
son 3:1 y en altura 1– 1,5 m.
Este sistema está provisto a su entrada de una distribución de cantos
rodados para homogenizar el ingreso del agua y su oxigenación con un
ángulo
45º, como también a la salida, que está provisto de un dispositivo
para liberar el agua del material flotante denominado tablero desnatar.
111
Con base en los resultados obtenidos en el plan de manejo ambiental de
una mina de pequeño montaje el caudal del drenaje es de 1,5 lt / seg. Se
tiene un caudal diario = 129,5 m3 / día.
El dimensionamiento del tanque sería:
129,5 m3 / día
A=
27 m3 / día / m2
= 4,8 m2.
Donde: A = Área superficial del tanque.
27 m3 / día / m2 = Capacidad superficial de sedimentación.
Para un periodo de retención de 2 horas se tiene:
El caudal por hora será de: 5,4 m3 / hora.
El volumen del tanque será: V :
V = 5,4 m3 / hora x 2 horas = 10,8 m3
11 m3
La profundidad será de: 2,3 m.
El ancho del vertedero av será:
av =
Qdíario
Carga de Vertedero
av =
129,5 m3 / día
133 m3 / día / m de vertedero
av = 0,97 m de vertedero.
112
Las dimensiones globales del tanque serían:
Ancho = 1,6 m.
Largo = 3 m.
Profundidad = 2,3 m.
Ancho de vertedero = 1 m aprox.
El tanque se construirá con una inclinación de 3% aguas arriba para
almacenar los sólidos en un solo extremo y facilitar su limpieza.
8.2.1.2 Manejo de aguas ácidas. En este caso se deben construir drenajes
provistos de piedra caliza triturada con un porcentaje mayor al 90% de
CaCO3, las dimensiones de 1 m de ancho por 1 m de profundidad y se
requiere un contacto mínimo de 14 horas para que la caliza actúe como un
buen neutralizador.
8.2.2. Programa de control de emisiones. Los elementos emitidos por la
labor minera son polvo, ruido y gases.
8.2.2.1 Manejo y control de polvo. El valor límite permisible para una
concentración de polvo suspendido en una labor subterránea de grado
Frente de Grado contenido de polvo de 0 – 5 mg / m3
Frente de Grado
contenido de polvo de 5 – 8 mg / m3
113
Frente de Grado
contenido de polvo de 8 – 12 mg / m3
Concentraciones de sílice deben ser menores o iguales al 5%
Las medidas a tomar son los siguientes:
Humedecer frentes de arranque y puntos de cargue, toda perforación
mecanizada de barrenos en roca debe realizarse con inyecciones de agua,
cada trabajador debe estar provisto de una mascarilla para protección nasal
contra el polvo limpia y esterilizada. El circuito de ventilación principal
(natural) debe funcionar de manera óptima en el momento de la perforación
ayudado de la ventilación auxiliar para evacuar los polvos de una manera
rápida y eficiente.
8.2.2.2 Manejo y control de ruidos. Las dos categorías principales de
fuentes de ruido en minería son las actividades mineras bajo tierra y la
planta de beneficio (plantas fijas) o de tratamiento del mineral.
En el caso particular de los martillos perforadores el operador debe utilizar
constantemente sus protectores auditivos en estado óptimo. Revisión y
mantenimiento de los equipos de perforación rotopercutiva para que el ruido
producida por estos no se salgan de los cánones de diseño. La ventilación
auxiliar utilizada en los frentes de explotación
Las plantas fijas comprenden un amplia gama de aparatos, incluyendo
trituradoras, cribas, tolvas, motores, etc. Normalmente, se ubican en una o
varias áreas próximas a la mina y, frecuentemente, se construyen cubiertas
para proteger a los operarios y maquinaria de las inclemencias del tiempo, e
incluso para mejorar la seguridad.
114
En la tabla 16, se indica el rango de niveles de ruido correspondiente a
diversos equipos de instalaciones fijas.
NIVEL
EQUIPO
Trituradora
de
DE
PUNTO
RUIDO (dB (A))
MEDIDA
90 – 100
Posición
mandíbula
DE
del
operador
Molino de bolas
Hasta 100
Posición
del
operador
Bombas
89 - 100
Posición
del
operador
Ventiladores
Hasta 100
A 5 metros
104 - 112
Posición
eléctricos
Martillos
de
aire
comprimido
Sala de compresores
del
operador
52
A 300 metros
(85 m3/min).
TABLA 16. Niveles medios de ruido en instalaciones de plantas fijas.
Las tres soluciones que pueden adoptarse para disminuir el ruido son:
Reducir la causa.
Aislar la fuente emisora.
Absorber o atenuar el ruido entre la fuente emisora y el receptor.
Los dos primeros sistemas son los más efectivos, pero a veces requieren el
desarrollo de nuevas tecnologías y por consiguiente, mucho tiempo y
capital. El diseño de las maquinarias ha mejorado en los últimos años y se
ha ido desarrollando sistemas combinados para reducir el ruido.
115
Una medida complementaria y de gran efectividad es el mantenimiento
regular de la maquinaria, ya que así se eliminan los ruidos procedentes de
elementos desajustados o muy desgastados que trabajan con altos niveles
de vibración.
Una exposición prolongada a niveles altos de ruido conduce a un deterioro
de la audición, aunque el oído puede tolerar variaciones intensas
individuales. En ningún caso debe exponerse a una persona a un ruido
continuo con un nivel sonoro superior a 115 dB(A) o intermitente superior a
140 dB(C), incluso una exposición de 90 dB(A) durante ocho horas diarias
puede ocasionar daños en algunas personas.
8.2.2.3 Manejo y control de gases. El valor límite permisible de los gases
contaminantes en una labor minera subterránea, tabla 17.
FORM
PORCEN
NOMBRE DEL GAS
ULA
TAJE EN
CONTAMINANTE
QUÍMI
VOLUME
CA
N
Bióxido de carbono
CO2
Monóxido
CO
de
carbono
H2S
Ácido sulfhídrico
SO2
Anhídrido Sulfuroso
NO
Vapores nitrosos
NO2
+
PARTES
POR
MILLÓN
0,5
5000
0,005
50
0,002
20
0,0005
5
0,0005
5
TABLA 17. Valor limite permisible para gases contaminantes.
Las medidas a tomar son las siguientes: adquirir aparatos de medición de
gases contaminantes, en este caso un oxigenómetro, un minico (detector de
monóxido de carbono) y una bomba draguer provista de tubos para la
116
medición de diferentes tipos de gases (vapores nitrosos, H2S, CO2, entre
otros) para que diariamente antes de ingresar el primer turno se realicen
mediciones en todos los frentes de trabajo y se establezca el estado de la
atmósfera minera.
Utilizar el sistema de ventilación natural con la ayuda de la ventilación
auxiliar para garantizar el flujo continuo y eficaz de aire en todos los frentes
y evacuar la posible presencia de gases nocivos.
Cumplir lo estipulado en el Título
, Decreto 1335 de 1987, Reglamento de
Seguridad en las labores subterráneas y los parámetros descritos en la
presente propuesta en cuanto a ventilación y seguridad e higiene minera se
refiere.
8.2.3 Programa de manejo y disposición de estériles. En este caso el
volumen es bajo, debido a que el espesor extraído se procesa casi en su
totalidad, el avance de cruzadas en roca representaría la única fuente de
material de desecho.
Se recomienda adecuar lugares internos (cámaras vacías) y rellenarlas con
el material estéril, en el caso de los bloques de explotación desarrollados a
partir de inclinados de transporte, facilitar la depositación en los espacios
vacíos y no revierten costos operacionales adicionales.
No obstante en el evento de no ser posible el almacenamiento de material
estéril bajo tierra, este debe ser reubicado en sitios especiales de manera
que no altere el equilibrio ambiental de la zona denominados botaderos.
A continuación se enmarcan las características del mejor sitio para ubicar
botaderos:
117
- Cercano a la explotación.
- Capacidad de almacenamiento acondicionado a necesidades futuras.
- Que presente baja pluviometría.
Es importante el análisis geotécnico del material del suelo de fundación en
cuanto a su capacidad portante, su cohesión, ángulo de rozamiento interno,
límites plásticos, para tal efecto se debe excavar hasta encontrar una roca
con gran capacidad portante, el límite de profundidad de ensayos es de 7 m
Se debe tratar de buscar la cañada de una quebrada con muy poco caudal,
sitio ideal por su forma y facilidad para realizar labores de adecuación y
botado.
Se recomienda el método de construcción de fases ascendentes
superpuestas, es el más estable y produce mayor compactación de los
materiales.
Para la retención y soporte del botadero se debe construir diques que
generalmente se construyen en gaviones, también en concreto, en material
grueso evitando que el material no sea rico e feldespatos por su conocida
reacción con el agua.
La recuperación paisajística en el caso de los botaderos, es recomendable
la siembra de arbustos de medio tamaño, no se deben sembrar árboles,
dado que su tamaño puede producir problemas de estabilidad, utilizando
especies nativas de la zona.
118
También es relevante la mitigación del impacto visual en las etapas de
adecuación del botadero, para ello se deben colocar barreras visuales con
árboles en los sitios altos que de alguna manera oculten los trabajos hasta
que no se haya reforestado completamente.
8.2.4. Programa de Manejo y Control de las aguas producto del
proceso de beneficio. En primera instancia el flujo que proviene de la
mesa concentradora de colas y lodos, y el flujo sobrante de los tanques de
deslodamiento debe hacerse pasar por un tratamiento de sedimentación en
una piscina construida para tal efecto, con el objetivo principal de eliminar
en un mayor porcentaje a cantidad de sólidos en suspensión que ingresan a
la Quebrada El Cerro (El dimensionamiento de la piscina se observa en el
inciso de Manejo de la turbidez).
8.2.4.1. Control de sustancias con contenido de cianuro.
- Método de biodegradación natural.
El sistema propuesto consiste en desocupar las tinas manualmente y con el
fin de airearlas y conseguir que el Bióxido de Carbono (CO2) reaccione con
los complejos de cianuro contribuyendo a su degradación, igualmente, los
rayos ultravioleta de la luz solar y algún tipo de acción bacterial (materia de
investigación debido a las características climatológicas de la zona de
estudio) ayudan a la desaparición del mismo; en casa de ocurrencia de
lluvias, se recomienda recubrir las arenas por medio de plásticos y evitar su
contacto con el agua.
El periodo de exposición de las arenas en el patio es igual al tiempo que
dura el proceso de cianuración. Esta forma tiene como ventajas la
economía del tratamiento y la facilidad de implementación, además no
119
requiere reactivos químicos. La desventaja es que la degradación del
cianuro puede no alcanzar el 100%.
Método de la clorinación alcalina. La clorinación alcalina es el más antiguo y
ampliamente reconocido proceso de destrucción del cianuro bajo ciertas
condiciones de alcalinidad (PH entre 10.5 y 12). Puede emplearse cloro en
forma líquida o sólida, hipoclorito de sodio o hipoclorito de calcio.
La primera etapa de la destrucción del cianuro conlleva a la oxidación de
éste a cloruro de cianógeno.
NaCN + Cl2
NaCN + NaClO + H2O
CNCl + NaCl (cloro)
CNCl + 2NaOH (hipoclorito de
sodio)
NaCN + NaClO + H2O
2CNCl + Ca (OH)2 (hipoclorito de
calcio)
En la misma etapa y debido al elevado PH de la reacción de oxidación, el
cloruro de cianógeno es rápidamente hidrolizado a cianato.
CNCl + 2NaOH
2CNCL + Ca(OH)2
NaCNO + H2O (hipoclorito de sodio)
Ca(CON)2 + 2H2O + Ca(Cl)2 (hipoclorito de
calcio)
La segunda etapa de oxidación conlleva hidrólisis de cianato para producir
amonio y carbonato.
2NaCNO + 4 H2O
(NH4)2CO3 + Na2CO3
La hidrólisis generalmente necesita de 1 a 1.5 horas; pero si se adiciona en
exceso cloro o hipoclorito, el amonio reacciona más rápido desde el
120
principio hasta el fin del proceso para dar gas nitrógeno en el punto de
cambio.
(NH4)2CO3 + Na2CO3 + Cl2 + 6NaOH
 2NaCNO + CaSO4 + 8CaCl2
+ 10H2O
NOTA: La clorinación alcalina extraerá y neutralizará bajo condiciones
ambientales todas las formas de cianuro, excepto los extremadamente
estables (cianuros de hierro y cobalto), esta funciona pero a altas
temperaturas.
a. Ventajas:
El proceso es adaptable a operaciones continuas y a operaciones a
cochadas debido a que no requiere equipos adicionales, excepto de un
tanque auxiliar.
Las reacciones químicas que ocurren durante la neutralización son
relativamente completas y su mecanismo entendible.
Los metales pesados precipitan como hidróxidos.
El tiocianato es oxidado y eliminado.
Formas de cianuro libre y débilmente disociables son oxidadas y
neutralizadas dando tenores bajos en los afluentes residuales, inferiores a
0.5 ppm, es decir 0.5 miligramos por litro.
121
b. Desventajas: El consumo de hipoclorito puede ser excesivo cuando hay
altas concentraciones de tiocianatos.
Debe controlarse cuidadosamente el PH durante la neutralización para
evitar emisiones de cloruro de cianógeno, que es tóxico a la vida acuática.
Los cianuros complejos de hierro no son extraídos bajo condiciones
normales.
El cianuro no es recuperable si no destruido.
8.2.4.2 Control de sustancias con contenido de mercurio utilizando
equipos de recuperación. Dentro de los procedimientos tradicionales y a
nivel nacional, la mediana, pequeña y minería de subsistencia utilizan en el
procedimiento como principal recolector de oro, el mercurio.
Pasarán muchas décadas antes de sustituir por un sistema más eficiente el
uso del mercurio, por lo cual se deben implantar procesos para mitigar el
vertimiento de mercurio al medio ambiente. El tratamiento a seguir es
conseguir la recuperación del mayor porcentaje de mercurio que ha sido
utilizado en las distintas etapas del proceso.
- Mercurio en Barriles amalgamadores. En el caso del mercurio tratado
dentro de los barriles amalgamadores, se debe emplear el elutriador, el cual
consiste en un sistema de decantación del mercurio por medio de unos
tanques elutriadores, que operan con la inyección de un flujo regulable y
constante de agua actuando sobre la pulpa con mercurio en su mayoría
atomizado, y por choque de flujos agiliza la depositación del compuesto en
el fondo del tanque, posteriormente se recupera, figura 30.
122
a. Ventajas:
El equipo es muy económico y la recuperación de mercurio, que
seguramente contiene oro, financia su costo.
Recupera el mercurio en estado libre suspendido en la pulpa, no dejándolo
seguir a las corrientes de agua.
b. Desventajas:
Se requiere de suficiente agua limpia
FIGURA 30. Tanque Elutriador para recuperar mercurio de las corrientes de
aguas residuales.
- Mercurio en amalgamas. La importancia del uso de las retortas es
conocida, para la destilación del mercurio con un alto grado de
123
recuperación, que disminuye en un grado elevado la contaminación
atmosférica por la emanación de este tipo de vapores nocivos, sin embargo
la idiosincrasia de los mineros siempre han estado en contra de utilizarla
por lo dificultoso de la operación. En el presente proyecto se propone la
utilización en toda el área, de un diseño de destilador el cual es más
favorable por la facilidad de manejo y su larga duración, figura 31.
FIGURA 31. DEMA, Destilador de mercurio.
124
El mercurio se presenta en la amalgama producto del filtrado del mercurio,
no debe ser quemada al aire libre, por lo tanto se recomienda el equipo
DEMA diseñado para no dejar verter los vapores de mercurio a la
atmósfera, dándole el recorrido de los vapores en un medio refrigerante, lo
cual condensa el mercurio sobre las paredes enfriadas por agua en reposo,
además al salir el gas por las aletas dispuestas entre el cono invertido y la
doble pared, forma un circuito en círculo, demorando la salida y en el cual el
mercurio en forma de pequeñas gotas cae en la superficie del agua, la
fracción no recuperada se libera hacia el final de la chimenea, siendo la
cantidad muy pequeña, por lo cual se puede añadir otro cuerpo que atrape
esta pequeña cantidad.
- Ventajas: La maniobra de manejo es muy sencilla y des complicada, que
permite que sea utilizada siempre. El equipo es muy económico, al alcance
de cualquier pequeño minero o en trabajo comunal, recuperando mercurio
para ser reutilizado. El tiempo de quema de la amalgama es menor que el
método utilizado actualmente y al de la retorta. Recupera más del 85% del
mercurio presente en la amalgama. La vida útil del equipo es alta,
dependiendo del material de fabricación el cual el más recomendado es en
lámina de acero inoxidable.
- Desventaja: El mercurio depositado puede volver a evaporarse en las
condiciones normales del medio ambiente, por permanecer demasiado
tiempo sin limpieza.
- Mercurio en los precipitados de cianuración. La recuperación del
mercurio en forma de partículas pequeñas que resultan de la molienda –
amalgamación de los minerales polimetálicos, para la extracción del oro
libre. El subproducto de esta operación es cianurado, y en el precipitado
quedan estas partículas, que al ser quemado y fundido libera el mercurio
125
con sus efectos contaminantes. También se producen vapores de metales
pesados como, plata, plomo, cadmio, zinc entre otros, que se puede
recuperar implementando un sistema de filtro, mediante la utilización de
bolas metálicas de 8 cm de diámetro y la aspersión de agua condensa
dichos vapores precipitándolos para su recuperación posterior, tal como se
indica en el diagrama, figura 32.
126
FIGURA 32. CVM3. Condensador de vapores de metales pesados, en la
fundición de precipitados de cianuración
8.2.5 Programa de recuperación de suelos, reforestación, plan de
cierre de mina. El objetivo de la recuperación es restituir la posibilidad de
que el terreno alterado vuelva a ser útil para un determinado uso, sin
perjudicar el medio ambiente. Cualquiera que sea el uso adoptado en la
recuperación deberá ajustarse a las necesidades de la zona y su entorno, y
deberá ser compatible con los usos ahí existentes.
Los usos posibles a que pueden destinarse los terrenos afectados por las
explotaciones mineras pueden dividirse en:
Urbanístico e industrial.
Recreativo intensivo y deportivo.
Agrícola.
Forestal.
Recreativo no intensivo y educacional.
Conservación de la naturaleza y refugio ecológico.
Depósitos de agua y abastecimientos a poblaciones.
Vertederos de estériles y basuras.
Una vez elegido el uso que se considera más apropiado, es necesario
acondicionar el terreno con el fin de que la instauración del uso no fracase.
Para ello hay que remodelar la zona, facilitar o mejorar las redes de drenaje
que controlan la erosión, y reconstruir el suelo. A su vez, el estudio del
127
medio físico de la zona donde está ubicada la explotación y de su entorno
va a proporcionar los datos referentes a las especies vegetales
convenientes para su posterior selección e implantación, figura 33.
OBJETIVOS
Usos
ANÁLISIS DEL MEDIO
MACROPARÁMETROS (local)
EDÁFICOS
VEGETACIÓN
PENDIENTE
PAISAJE. ETC.
REMODELACIÓN DE LA
EXPLOTACIÓN
DRENAJE
SUPERFICIAL
INTERNO
CARACT. DEL
MEDIO FÍSICO
DISPONIBILIDAD
DE MATERIALES
+
-
RECONSTRUCCIÓN
DEL SUELO
PLANTACIÓN
Diseños
ESPECIES VEGETALES
LOCALES OTRAS
SELECCIÓN DE
ESPECIES EN FUNCIÓN
DEL USO PREVISTO
Técnicas
Y
SIEMBRA
CONTROL Y SEGUIMIENTO
128
FIGURA 33. Factores del medio a tener en cuenta y acondicionamiento del terreno
para instaurar un uso determinado.
La recuperación de los terrenos afectados por las explotaciones mineras
tiene en la mayoría de los casos como objetivo modelar las superficies y
suministrar una cubierta vegetal (reforestación), diferente según el uso
previsto.
Existe, pues, una íntima relación entre la vegetación y los usos del terreno,
de manera que las limitaciones que puedan surgir en el establecimiento o
durante el crecimiento de las plantas suponen también restricciones en la
elección del uso.
Las especies vegetales a seleccionar dependerán del uso que pretenda dar
a la zona alterada y del grado de gestión a corto o a largo plazo. En la tabla
18, se puede observar a modo de guía, un esquema del tipo de especies a
emplear para los usos más habituales.
USO
Agrícola
TIPOS
DE
ESPECIES
VEGETALES
Especies
agrícolas
proporcionan
un
que
establecimiento
rápido de la cubierta vegetal y alta
productividad.
Hábitat para la fauna
Variedad de especies autóctonas y
naturalizadas.
Especies
que
proporcionen
semillas, frutos, que sean de gusto
129
agradable, lugares para nidificar,
etc.
Uso.original;
restablecimiento
vegetación
Especies autóctonas.
de
la
Producción para madera o para
alimentos.
Especies
que
se
regeneran
después de incendios, etc.
Recreativo
Especies tolerantes, desarrolladas
para cubrir terrenos deportivos.
Especies que soporten el pisoteo.
Especies de baja productividad.
TABLA 18. Tipo de especies vegetales para los diferentes usos.
Fuente: Manual de
restauración de terrenos y evaluación de impactos ambientales en minería. ITGE.
Por último, en la tabla 19 se refleja un resumen de los requerimientos y las
posibles soluciones que pueden seguirse para suplantar un determinado
uso.
130
TIPO DE
USO
REQUERIMIENTOS
SOLUCIONES
Estabilidad de los taludes
Urbanístico e
industrial
y control de la erosión.
Remodelado para
Estudio de propiedades
reducir pendientes.
geotécnicas de los
Obras de drenajes.
terrenos para las
Medidas
cimentaciones.
estructurales,
Localización cerca de
cuando sea
núcleos urbanos y
necesario.
rurales.
Estabilidad de los
taludes.
Retirada de elementos
Remodelado del
que puedan dar lugar a
terreno.
accidentes.
Corrección de
El uso recreativo no
pendientes
Recreativo y
intensivo y educacional
Medidas
deportivo
requiere grandes
estructurales, si son
superficies, que pueden
necesarias.
sobrepasar las 10 ha en
Establecimiento de
muchos casos.
una cubierta
Localización: cerca de
vegetal.
núcleos urbanos y
rurales.
Vertedero de
Estudio de la
Impermeabilización,
basuras y
permeabilidad de los
cuando sea
estériles
materiales rocosos.
necesario.
131
Estudio de las
Mejora del drenaje
características de los
interno y superficial.
vertidos.
Ubicación en lugares
pocos visibles.
Localización: cerca de
núcleos urbanos e
industriales.
Huecos de excavación
Agrícola
grandes y poco
Añadir materia
profundos.
orgánica.
Limitaciones:
Enmienda caliza
Químicas: acidez /
para corrección de
alcalinidad, nutrientes y
acidez.
toxicidad.
Aporte de
Físicas:
elementos finos.
Pedregrosidad
15%,
imposible el uso agrícola.
Pendiente:
15º
pastizal.
5º cultivos arables.
Disponibilidad de agua.
Abonado.
Mejora del drenaje.
Disminución de
pendientes.
Establecimiento de
la vegetación.
Riesgo de erosión.
Forestal
No se precisan suelos de
Añadir materia
gran fertilidad.
orgánica.
Limitación en taludes con
Añadir elementos
pendientes 70% (35º).
finos.
Superficies de cierta
Posible aportación
extensión ( 0,25 ha).
de nutrientes.
132
Espesor del suelo y
Buen drenaje.
subsuelo para su
Modificar pendiente
instauración, diferente
si se necesita.
según la especie
Establecimiento de
la cubierta vegetal.
Requerimientos mínimos,
Conservación
aunque es necesario un
de la
sustrato adecuado capaz
naturaleza
de facilitar el crecimiento
Establecimiento de
la cubierta vegetal.
de la vegetación natural.
TABLA 19. Algunos requerimientos y posibles soluciones necesarias para
implantar un determinado uso.
Fuente: Manual de restauración de terrenos y evaluación de impactos
ambientales en minería. ITGE.
8.2.6 Programa de control de subsidencias y erosión. La extracción de
minerales y rocas de la corteza terrestre por labores subterráneas provoca
potencialmente movimientos del terreno y deformaciones de la superficie.
Los factores que influyen en los hundimientos son de muy diversa índole:
La geometría y tipo de yacimiento de mineral.
Masivo o estratificado,
potente o estrecho, inclinado o tumbado, etc.
El método minero.
Con o sin relleno, recuperación parcial o total, con
hundimiento o sin hundimiento, etc.
La naturaleza del depósito y del recubrimiento de estéril. Características
geomecánicas, hidrogeológicas, geológicas y otras propiedades que
influyen en el comportamiento del terreno.
133
La subsidencia manejada como un servicio a la mina, en este caso es
relevante subrayar a que departamento le corresponde el control de este
fenómeno, por tal razón la sección de mecánica de rocas es la encargada
en un principio de realizar una red topográfica completa en todos los niveles
de laboreo, se deben tomar controles estrictos a partir de dicha red en los
cuales se especifique los desplazamientos tanto horizontales como
verticales.
Es importante realizar un plan de instrumentación en superficie y un
inventario de daños, que permitirá obtener un perfil preliminar de
subsidencia, el valor o rango de los ángulos probables, la delimitación de
las zonas de tensión y comprensión generadas, además de otras
características del fenómeno en un área en particular.
La subsidencia se controla por el porcentaje de mineral extraído y por la
geometría de la mina, por la relación entre el área de la mina y el área de
extracción crítica, por la altura del derrumbe de material de techo en frentes
de explotación y de su capacidad de hinchamiento una vez se derrumban,
así por la litología y la estructura de las rocas supradyacentes a los filones
auríferos.
Es motivo de estudio la posible relación de depresiones o hundimientos de
subsidencia y áreas en donde se ha extraído mineral en cantidad suficiente
como para generar fluencia de pilares, las grietas son comunes cerca de las
márgenes de las depresiones de subsidencia, los hundimientos circulares o
elípticos generalmente ocurren donde la altura del material supradyacente a
las aperturas mineras es menor a la máxima altura posible del derrumbe,
esto significa un espesor usualmente menor a 10 o 15 veces el espesor de
la unidad de explotación.
134
En el evento de ocurrencia de este fenómeno, el impacto visual se puede
corregir implementando barreras visuales utilizando especies de arbustos
nativos, además se deben canalizar las aguas de escorrentía que puedan
inundar las aberturas creando infiltraciones perjudiciales en el laboreo
subterráneo.
La explotación del yacimiento en las áreas de integración lleva consigo una
serie de operaciones, generalmente de alcance considerable, que producen
importantes cambios en la morfología local.
Se hacen excavaciones, se construyen vías de acceso, se hacen zanjas, se
interrumpe o se modifica el cauce de un río, se mueven grandes volúmenes
de tierra, se forman terraplenes y escombreras, etc. Todo ello favorece el
fenómeno de la erosión y trae consigo problemas de carácter ambiental.
Dicho fenómeno se ve acentuado ante la ausencia de cobertura vegetal, así
como la formación de taludes de fuerte pendiente.
La erosión se define como el desgaste de la superficie terrestre por la
acción de agentes externos como el viento o el agua. Los tipos de erosión
presentes en una actividad minera son:
La erosión eólica tiene importancia según las circunstancias de la
explotación, pero se puede asociar al movimiento de partículas muy finas
como consecuencia de corrientes de aire, una de carácter natural y otras
provocadas por el paso de maquinaria pesada.
En el caso de las actividades mineras es la erosión hídrica la más
importante y la de efectos más perjudiciales, se produce, cuando se
disgregan las partículas de los materiales superficiales y son arrastrados de
dicha superficies por la acción del agua.
135
La erosión laminar resulta de la disgregación de los agregados del suelo por
la acción combinada de los impactos de las gotas de lluvia y de la
escorrentía. Se manifiesta por la remoción más o menos uniforme de
delgadas capas de suelo en áreas bastante grandes.
La erosión por regueros o surcos se produce al arrastrar el agua elementos
terrosos, cuando ésta circula por la superficie, formando pequeños canales
con una orientación sensiblemente normal a las curvas de nivel. Si los
surcos
son
pequeños
pueden
eliminarse
mediante
escarificados
superficiales.
La erosión en barrancos o cárcavas se manifiesta por las profundas
incisiones en el terreno que el agua de escorrentía genera cuando existe
una alta concentración de ésta.
Las acciones encaminadas a reducir las pérdidas de suelo por erosión
hídrica en una superficie afectada por la actividad minera, se centran en el
modelo final y en el diseño y construcción de obras de drenaje y desagüe
que, a su vez, tienen como objetivos principales: conducir por los lugares
adecuados los excesos de agua que se presentan durante las lluvias y al
cortar acuíferos, o la que discurre por cauces existentes, de manera que se
impida su entrada a los huecos de explotación y su contaminación química,
con determinadas sustancias, y física por la disgregación y arrastre de los
materiales superficiales por la acción erosiva del agua.
Además se evitará la elevación de los niveles freáticos para: no afectar a la
estabilidad de los taludes de las excavaciones y escombreras; para
aumentar el rendimiento y eficacia de las diferentes operaciones mineras al
mejorar las condiciones de rodadura y reducir los costes de mantenimiento
136
y bombeo; para facilitar el empleo de explosivos más baratos no resistentes
al agua; y para ayudar al establecimiento de la cubierta vegetal.
El control y canalización de las aguas de escorrentía en las operaciones
mineras es un problema resuelto, en parte, mediante diques y canales
excavados. Las funciones de estas obras son:
- Evitar el paso de las aguas a áreas fuertemente erosionables, o en
operación, y conducirlas de forma adecuada.
- Reducir la longitud de los taludes para complementar la resistencia a la
erosión aportada por la vegetación.
- Impedir las acumulaciones de agua en superficies irregulares y / o
cóncavas.
- Eliminar la llegada de las aguas a zonas con edificaciones o instalaciones
mineras, y
- Proteger las tierras bajas frente a la deposición de sedimentos.
BIBLIOGRAFÍA
ÁLVAREZ, J. 1983. Geología de la Cordillera Central y occidente
colombiano y petroquímica de los intrusivos granitoides mesocenozoicos.
Ingeominas, Bol. Geol., 26 (2): 1-175 p. Bogotá.
BOTERO, G. 1940a. Sobre el Ordoviciano de Antioquia. Procedings Eight
American Scientific Congress. 4:19-25.
BOTERO, G. 1940b. Formaciones geológicas de Antioquia. Rev. Minería,
(111):9080-9085. Medellín.
137
BOTERO, G. 1942. Contribución al conocimiento de la petrografía del
Batolito Antioqueño. Rev. Minería, 115 - 117: 1318 1330. Medellín.
FEININGER, T. et al, 1972. Geología de parte de los Departamentos de
Antioquia y Caldas. Boletín Geológico Vol. XX No. 2 Ingeominas, Bogotá,
173 p.
FEININGER, T. et al, 1975. Mapa geológico del oriente del Departamento
de Antioquia, Colombia. Cuadrángulo I-9, y partes de cuadrángulos H-9, H10, I-10, J-9 y J-10. Escala 1:100.000. Ingeominas, Bogotá.
FEININGER, T. and BOTERO, G. 1982. The Antioquian Batholith,
Colombia. Publicaciones Geológicas Especiales del Ingeominas. No. 12,
Bogotá, 50 p.
FUJIYOSHI, A.; ISHIZAKA, K.; HAYASE, I.;
TOKUYAMA, A. 1976.
Metamorphic and igneous rocks from Medellín – Yarumal road and Santa
Marta areas, Colombia and their Rb/Sr ages. J. Geol. Soc., Japan 82 (9):
559-563. Tokio.
JAIME ALBERTO CAMACHO GOMEZ
GEOLOGO
C.C. 91.223.208
T.P : 763 del C.P.G.
138