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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

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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

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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

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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

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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

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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

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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

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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

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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.

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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 148-

III-A, a escala 1:25.000 del IGAC), figura 1.

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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

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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

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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 sub-

paralela 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.

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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.

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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

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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

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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 60.6

Cuarzo 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.

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FIGURA 4. Microfotografía sección delgada roca félsica.

FIGURA 5. Microfotografía Sección delgada roca félsica, nicoles X.

Plagioclasa

Cuarzo

Esfena

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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 albita-

oligoclasa sódica (An<20). Biaxial (+) con zu=70-80°

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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.

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20

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 W-

E, figura 6.

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21

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

Localización área de estudio *

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22

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 NNW-

SSE 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 NNW-

SSE, 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

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23

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

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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

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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.

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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 Au (Ppm) Ag (Ppm)

FC-017 Talud 3 0.006 < 0.2

FC-018 Talud 3 < 0.005 < 0.2

FC-019 Muestra de Riolita < 0.005 0.2

FC-020 Trinchera 9 7.860 4.3

FC-021 Trinchera 10 0.131 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,

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27

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.

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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.

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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.

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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:

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31

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

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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 GEOPHYSICS para adquisición de los datos,

posteriormente se contrato la empresa PGW para obtener 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.

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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.

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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.

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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.

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36

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.

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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.

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38

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.

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39

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

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40

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.

Page 41: INFORME DE EXPLORACIÓN PROGRAMA DE … (1).pdf · FIGURA 20. Diseño malla de perforación ... cerca de la divisoria de la cuenca alta del Río Caldera; el trazo del diseño % %

41

46%

4% 3%

2%

2%

1%

1%

1%

40%

CORDOBA ANTIOQUIA BOLIVAR CHOCO CALDAS

NARIÑO CAUCA SANTANDER OTROS

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

Page 42: INFORME DE EXPLORACIÓN PROGRAMA DE … (1).pdf · FIGURA 20. Diseño malla de perforación ... cerca de la divisoria de la cuenca alta del Río Caldera; el trazo del diseño % %

42

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,

Page 43: INFORME DE EXPLORACIÓN PROGRAMA DE … (1).pdf · FIGURA 20. Diseño malla de perforación ... cerca de la divisoria de la cuenca alta del Río Caldera; el trazo del diseño % %

43

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.

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44

Punto de bocamina:

N: 1’177.428 E: 887.204 H: 2058 msnm

Azimut 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.

Page 45: INFORME DE EXPLORACIÓN PROGRAMA DE … (1).pdf · FIGURA 20. Diseño malla de perforación ... cerca de la divisoria de la cuenca alta del Río Caldera; el trazo del diseño % %

45

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.

2.00 m

1.20 m

2.1

0 m

FIGURA 14. Forma y dimensiones del túnel. Área: 3.36 m2

Page 46: INFORME DE EXPLORACIÓN PROGRAMA DE … (1).pdf · FIGURA 20. Diseño malla de perforación ... cerca de la divisoria de la cuenca alta del Río Caldera; el trazo del diseño % %

46

1.60 m

1.9

0 m

15x20 cm

Ø=20 cm

FIGURA 15. Puerta alemana y dimensiones

0.80 m

0.80 m

FIGURA 16.Disposición de las puertas

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47

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.

RIFLES

FORRO

FIGURA 17.Distanciamiento, rifles y forro

Page 48: INFORME DE EXPLORACIÓN PROGRAMA DE … (1).pdf · FIGURA 20. Diseño malla de perforación ... cerca de la divisoria de la cuenca alta del Río Caldera; el trazo del diseño % %

48

Vagoneta Ancho

Largo Altura Volumen Peso aprox.

de carga Dimensiones Ancho medio

1 Base mayor: 0.80 m Base menor: 0.50 m 0.65 m. 1.0 m. 0.7 m. 0.46 m. 1 ton

0.50m

0.80 m 1.0 m

0.4 m

0.7

0 m

0.7 m

FIGURA 18. Modelo de vagoneta

FIGURA 19. Perfil de la sección entibada

Ducto de

ventilación

Conducción de aire comprimido

e instalaciones eléctricas

Page 49: INFORME DE EXPLORACIÓN PROGRAMA DE … (1).pdf · FIGURA 20. Diseño malla de perforación ... cerca de la divisoria de la cuenca alta del Río Caldera; el trazo del diseño % %

49

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.

Page 50: INFORME DE EXPLORACIÓN PROGRAMA DE … (1).pdf · FIGURA 20. Diseño malla de perforación ... cerca de la divisoria de la cuenca alta del Río Caldera; el trazo del diseño % %

50

1

1 Vacío 1

1 2

2

4 4

3 3 3 3

5

5 5

FIGURA 20. Diseño malla de perforación

Avance efectivo

(1.08 m)

1.20 m

FIGURA 21. Vista lateral de la perforación

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51

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

RESULTADOS DE LA QUEMA

FR

EN

TE

DE

AV

AN

CE

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

Sección: 1.6 m x 2,21m Avance(90%): 1,08 m Área: 3.36 m

2

Volumen: 3.63 m3

t / voladura: 9.8 t Densidad in situ: 2,7 t/m

3

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.

Page 52: INFORME DE EXPLORACIÓN PROGRAMA DE … (1).pdf · FIGURA 20. Diseño malla de perforación ... cerca de la divisoria de la cuenca alta del Río Caldera; el trazo del diseño % %

52

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.

Page 53: INFORME DE EXPLORACIÓN PROGRAMA DE … (1).pdf · FIGURA 20. Diseño malla de perforación ... cerca de la divisoria de la cuenca alta del Río Caldera; el trazo del diseño % %

53

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

Insumo Descripción Consumo especifico

Distancia en

metros

Consumo total en 180

m.

Madera Palancas de diámetro 18 cms y 2.3 de longitud

2.5 palancas/metro 25 63 pal

Madera Palancas para techo de 18 cms de diámetro y 1.2 m

1.25 palancas/m. 25 32 pal

Madera Rifles de madera rolliza boca de pescado 12 diámetro y 50 de long

3.75 rifles/metro 25 95 rif

Madera Tablón para forro de 4 cms de grueso, 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

Metros de mecha 22.4 metro/metro 200 4480 m

Page 54: INFORME DE EXPLORACIÓN PROGRAMA DE … (1).pdf · FIGURA 20. Diseño malla de perforación ... cerca de la divisoria de la cuenca alta del Río Caldera; el trazo del diseño % %

54

Fulmin. Fulminantes para encendido con mecha lenta

15 Ful/metro 200 3000 ful

Dinamita

Kilos de dinamita Indugel plus 5.43 Kg/metro 200 1086 Kg

Riel Rieles con tramos de 3 metros 0.67 tramos riel/m 200 134 rieles

Ducto ventilac.

Tubo plástico de alta resistencia y 8” de diámetro

1 m/m 200 200 m

Instalac. eléctrica

Cable encauchado duplex No 10 1 m/m 250 250 m

Alumbrado

Lámparas y portalámparas de 200 w protegido para golpes y humedad

0.125 lámparas/m 200 25 lámparas

TABLA 5. Consumo de insumos.

Page 55: INFORME DE EXPLORACIÓN PROGRAMA DE … (1).pdf · FIGURA 20. Diseño malla de perforación ... cerca de la divisoria de la cuenca alta del Río Caldera; el trazo del diseño % %

55

Personal empleado y cronograma de actividades laborales.

TABLA 6. Cronograma diario actividades de avance, arranque manual.

TURNO ACTIVIDAD H/T HORAS

1 2 3 4 5 6 7 8

Tu

rno

I:

6 a

m–2

pm

Desabombe, limpieza del frente de avance.

4

Reducción del tamaño de los bloques.

Cargue, transporte y adecuación de carrilera

Tu

rno

II:

2 p

m –

10 p

m Preparación, transporte equipo,

material y accesorios de perforación. 3

Perforación del frente. Cargue de barrenos y realización de la voladura

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.

TURNO ACTIVIDAD H/T HORAS

1 2 3 4 5 6 7 8

Tu

rno

I:

6 a

m–2

pm

Servicios adicionales

3

Construcción de la bancada para colocar la carrilera de transporte.

Colocación y prolongación de carrilera

Tu

rno

II:

2 p

m –

10 p

m

Arranque manual del material con pico - pala

3

Cargue y transporte de material al patio de almacenamiento en carreta.

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56

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.

FIGURA 22. Esquema del túnel principal sobre veta y vetillas asociadas.

Zona meteorizada

Roca fresca con vetillas paralelas

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57

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.

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58

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.

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59

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

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60

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.

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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 m2 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

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62

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.

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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.

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64

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 PERIODO EN AÑOS

1º 2º 3º 4º 5º

EN EQUIPO MINERO VALORES EN MILLONES

Compresor 1 Caudal 250 cfm y presión 90 Psi

18.3

Martillo perforador 2 Consumo 90 cfm y presión 90 Psi

20

Vagonetas 2 Capacidad 0.7 t y descargue lateral

2 2

Ventilador auxiliar 2 Con potencia de motor 3.21 HP

7

EN INFRAESTRUCTURA MINERA

Campamento 1 50 m² y 2 baños, capacidad 10 personas

36

Oficina 1 Con una dependencia 36 m²

11

Taller 1 Mecánica, electricidad, soldadura 25 m²

7 7

Tolva de almacenamiento

1 Capacidad 20 ton, estructura en concreto

5

Vía carreteable 100 Ancho mínimo de 5 metros

9

EQUIPO PLANTA DE BENEFICIO

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65

Trituradora primaria

1 3,5 t/ h 13.2

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 4.8

Barril amalgamador

1 Barril con motor 1.2

EN INFRAESTRUCTURA DE BENEFICIO

Tinas de cianuración

8 (4m x 4m) con techo 5

Estructuras 1 Ramadas, taller fundición y electromecánica

13.3

Tolva 1 Capacidad 60 ton, estructura en concreto

5

Volqueta 1 Capacidad mínima 10 ton

70

TOTAL 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

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66

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 1º 2º 3º 4º 5º

En equipo minero 40.3 9.0

En infraestructura minera 7.0 68

Equipo planta de beneficio 25.2

Infraestructura planta de beneficio 23.3 70

TOTAL 95.8 147

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.

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67

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 5.600

Valor total de cercho y ángulo por la construcción de rieles 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.

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- Costo de cada puerta alemana $ 20.500

- Costo total de puertas alemanas $ 20.500 * 8,33 $ 170.765

- Costos forros (techo y costado) con cáscara de madera $ 35.000

- Valor total $ 205.765

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. 8.640

- 21 metros de mecha lenta $ 600 12.600

- VALOR TOTAL POR QUEMA = $ 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

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69

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=

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70

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.

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COSTOS VALOR

Desarrollo, Preparación, Explotación 27.955

Mano de obra indirecta 23.439

Herramientas y suministros 977.8

Costo Total ( 1 ton--mineral) $ 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. .

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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 = $ 11.521.224

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 $ 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

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73

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 = $ 4.800.000

Total De Costos De Mano De Obra Indirecta $ 14.200.000=

$ 14.200.000 / 1.800 toneladas = $ 7.888=

Costo Total Por Tonelada Mano De Obra Indirecta $ 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.

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- 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.

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

INSUMOS Y MATERIALES COSTO POR TONELADA

-Cianuro 5.000

- Cal 420

- Zinc 1.050

- Mercurio 325

- Cuerpo moledores 42

TOTAL $ 6.837

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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

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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 VALOR

Mano de obra directa 25.602

Mano de obra Indirecta 7.888

Insumos y Materiales 6.837

Fundición y purificación 800

Laboratorio 14

Mantenimiento 2560

Consumo eléctrico 880

Costo Total Por TN $ 44.581

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

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las mismas labores de construcción del túnel, figura 27. Se debe recalcar

que este túnel cumple los objetivos de exploración y explotación.

FIGURA 27. Esquema de planta de beneficio.

1.2 PA

TIO

MOLINO 4

DE BOLAS

CANALÓN DE BAYETAS

TANQUE PARA LAVADO DE BAYETAS

TANQUE DEPOSITO DE

ARENAS

4 TINAS DE CIANURACIÓN

CAJAS DE PRECIPITACIÓN

CON ZINC

TANQUE DE SOLUCIÓN

ORO

BARRIL AMALGAMADOR

TRITURADORA

35x20 (2 t/h)

MESA CONCENTRADORA

3x1.8 m (1 t/h)

MALLA 35 (Tyler)

LAVADOR

DE LODOS

PATIO DEPOSITO PARA DEGRADACIÓN DE

CIANURO

SEDIMEN TADOR

DIAGRAMA PLANTA TRADICIONAL:

FUNDICIÓN Y AFINACIÓN

PATIO DE ARENAS

CONCENTRADOR EN CANAL O BATEA

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78

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

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= 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

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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.

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81

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

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82

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.

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83

Características del molino de bolas

Alimentación: 3 t/hora

Tamaño de la alimentación a 16 mm.

Tamaño del producto 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.

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84

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

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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

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86

Figura 28. Diagrama de flujo proceso de trituración y molienda

TRITURADORA PRIMARIA

3 t/h (75%)

Tamaño 50 mm

0.6 t/h (15%)

Tamaño 16 50 mm

0.4 t/h (10%)

Tamaño 16 mm

CLASIFICADOR 2 Tamaños

2.1 t/h (70%)

Tamaño 16 50mm

0.9t/h (30%)

Tamaño 16mm

2.1 t/h

0.6 t/h

2.7 t/h

1.3 t/h

0.9 t/h

0.4 t/h

El mineral de la molienda pasa a la siguiente fase de concentración, clasificación, amalgamación y

cianuración

CLASIFICADOR 3 Tamaños

TAMAÑO 0.6 mm 2.5 t/h

MOLINO DE BOLAS PRIMARIO MOLINO DE BOLAS

SECUNDARIO (Remoledor)

TRITURADORA SECUNDARIA

TAMAÑO 0.6 mm

MINERAL DE TOLVA Tamaño máximo 30 cm

4 t/hora

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87

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

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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.

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89

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.

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90

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

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91

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

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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

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93

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.

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94

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 100 l/t x 1.5 g/l en promedio 150 g CN/t

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

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95

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

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96

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.

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97

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 =

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

Ferrocianuro de Potasio Determinación de sales férricas

Al 5%. 5 g de ferrocianuro disuelto en 100 cc de agua destilada

Ferrocianuro de Potasio Determinación de sales ferrosas

Al 5%. 5 g de ferrocianuro disuelto en 100 cc de agua destilada

Amoniaco concentrado Determinación de sales de cobre y zinc

No necesita preparación

Yoduro de potasio Indicador en la prueba de medición de % de cianuro libre

Al 3%. 3 g de yoduro de potasio disuelto en 100 cc de agua destilada

Nitrato de Plata Reactivo para medir la concentración de cianuro libre.

0.1 N. 17 g de nitrato de plata disuelto en 1 litro de agua destilada.

Fenolftaleína Indicador para determinar el estado básico de una solución

Diluir 5 g de fenolftaleína en 100 cc de alcohol

Acetato o Nitrato de plomo Para decantar complejos cianógenos o activar el zinc

Al momento de utilizarlo diluirlo racionalmente en agua.

Peso del precipitado x peso oro purificado Peso de la muestra del precipitado

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98

TABLA 13. Reactivos utilizados en los diferentes ensayos durante el proceso.

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%.

Sal de nitro Oxidar completamente el zinc y otros metales en la tostación y fundición

Se utiliza granulado

Ácido nítrico Para realizar pruebas sencillas en la determinación de oro y en afinación

Se utiliza el comercial al 37%

Bórax Como agente oxidante en la fundición de precipitados

Granulado

Bicarbonato de sodio o harina

Como agente reductor en la fundición de precipitados

Polvo

Sílice Agente cristalizante en fundición en medio ácido

Granulado

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99

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.

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100

FIGURA 29. Diagrama de flujo concentración, amalgamación y cianuración.

1.1.1.1.1.1 MOLINO

DE

BOLAS

Arenas con tamaño 6 mm Canalón con bayetas Amalgamación

en barril

Lavado de barriles

Concentración

en canalón

Cianuración por percolación

Mesa concentradora

Estéril y lodos

Depósito de arena estéril

Lavador de lodos

Sedimentador de lodos

Botadero

Arenas medias y concentrados

Precipitación

Fundición

Afinación

ORO

PURO

Concentrados con tenores altos

Elutriador

Oro Libre

Quema amalgama

en el DEMA

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101

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

minera, tabla 14.

P

ER

SO

NA

L

ACTIVIDADES H/T

TU

RN

O I

7 a

m –

4 p

m

1 Molinero Alimenta la trituradora primaria, controla el circuito de trituración hasta la alimentación del molino de bolas

3 XXXXX

1 Plantero

Controla la alimentación del molino de bolas, la operación de la mesa, controles del encendido de motores y oficios varios de la planta.

2 XXXXX

1 Cianurador

Supervisa el consumo de reactivos, titulación de soluciones, bombeo de solución, y recuperación, tostación, y fundición del precipitado.

0.5 X X X

2 Paleros

Mezclan las arenas para prepararlas, cargan y descargan las tinas de cianuración y oficios propios en las tinas

6 XXXXX

1 Operario Lavado de los paños del canalón, recolección de concentrados, amalgamación y lavado de barriles

4 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.

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102

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.

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103

ACTIVIDADES / ETAPAS

1.1.1 RECURSOS AFECTADOS

RE

CU

RS

O

MIN

ER

AL

NO

RE

NO

VA

BL

E

PA

ISA

JE

SU

EL

O

AG

UA

SU

PE

RF

ICIA

L

CA

LID

AD

AIR

E

RU

IDO

FL

OR

A Y

FA

UN

A

SO

CIA

L

SA

LU

D

I EXTRACCIÓN

1. Operaciones

Arranque X X X X X X X

Perforación X X X X X X X X

Voladura X X X X X X X X

Cargue y transporte X X X X X

2. servicios a la mina

Sostenimiento X X X X

Ventilación X X X

Desagüe X X X X

Iluminación X X

II BENEFICIO

Trituración X X X X

Molienda X X X X

Concentración X X X X X X

Amalgamación X X X X X X X X

Cianuración X X X X X X X X

III FUNDICIÓN Y AFINACIÓN

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.

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104

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

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105

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.

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106

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

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107

probabilidad de ocurrencia y frecuencia de situaciones de riesgo. Los

factores que más invierten en esto son: 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

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108

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.

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109

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

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110

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.

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111

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.

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112

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

27 m3 / día / 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.

A = = 4,8 m2.

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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

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114

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.

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115

En la tabla 16, se indica el rango de niveles de ruido correspondiente a

diversos equipos de instalaciones fijas.

EQUIPO NIVEL DE

RUIDO (dB (A))

PUNTO DE

MEDIDA

Trituradora de

mandíbula

90 – 100 Posición del

operador

Molino de bolas Hasta 100 Posición del

operador

Bombas 89 - 100 Posición del

operador

Ventiladores

eléctricos

Hasta 100 A 5 metros

Martillos de aire

comprimido

104 - 112 Posición del

operador

Sala de compresores

(85 m3/min).

52 A 300 metros

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.

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116

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.

NOMBRE DEL GAS

CONTAMINANTE

FORM

ULA

QUÍMI

CA

PORCEN

TAJE EN

VOLUME

N

PARTES

POR

MILLÓN

Bióxido de carbono

Monóxido de

carbono

Ácido sulfhídrico

Anhídrido Sulfuroso

Vapores nitrosos

CO2

CO

H2S

SO2

NO +

NO2

0,5

0,005

0,002

0,0005

0,0005

5000

50

20

5

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

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117

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:

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118

- 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.

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119

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

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120

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 CNCl + NaCl (cloro)

NaCN + NaClO + H2O 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 NaCNO + H2O (hipoclorito de sodio)

2CNCL + Ca(OH)2 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

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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.

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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.

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123

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

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124

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.

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125

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

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126

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.

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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

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128

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

CARACT. DEL MEDIO FÍSICO

ESPECIES VEGETALES LOCALES OTRAS

DRENAJE SUPERFICIAL

INTERNO

DISPONIBILIDAD DE MATERIALES

+ -

RECONSTRUCCIÓN

DEL SUELO

SELECCIÓN DE ESPECIES EN FUNCIÓN

DEL USO PREVISTO

PLANTACIÓN Técnicas Y Diseños SIEMBRA

CONTROL Y SEGUIMIENTO

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129

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 TIPOS DE ESPECIES

VEGETALES

Agrícola Especies agrícolas que

proporcionan un 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

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130

agradable, lugares para nidificar,

etc.

Uso.original;

restablecimiento de la

vegetación

Especies autóctonas.

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.

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131

TIPO DE

USO REQUERIMIENTOS SOLUCIONES

Urbanístico e

industrial

Estabilidad de los taludes

y control de la erosión.

Estudio de propiedades

geotécnicas de los

terrenos para las

cimentaciones.

Localización cerca de

núcleos urbanos y

rurales.

Remodelado para

reducir pendientes.

Obras de drenajes.

Medidas

estructurales,

cuando sea

necesario.

Recreativo y

deportivo

Estabilidad de los

taludes.

Retirada de elementos

que puedan dar lugar a

accidentes.

El uso recreativo no

intensivo y educacional

requiere grandes

superficies, que pueden

sobrepasar las 10 ha en

muchos casos.

Localización: cerca de

núcleos urbanos y

rurales.

Remodelado del

terreno.

Corrección de

pendientes

Medidas

estructurales, si son

necesarias.

Establecimiento de

una cubierta

vegetal.

Vertedero de

basuras y

estériles

Estudio de la

permeabilidad de los

materiales rocosos.

Impermeabilización,

cuando sea

necesario.

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132

Estudio de las

características de los

vertidos.

Ubicación en lugares

pocos visibles.

Localización: cerca de

núcleos urbanos e

industriales.

Mejora del drenaje

interno y superficial.

Agrícola

Huecos de excavación

grandes y poco

profundos.

Limitaciones:

Químicas: acidez /

alcalinidad, nutrientes y

toxicidad.

Físicas:

Pedregrosidad 15%,

imposible el uso agrícola.

Pendiente: 15º

pastizal.

5º cultivos arables.

Disponibilidad de agua.

Riesgo de erosión.

Añadir materia

orgánica.

Enmienda caliza

para corrección de

acidez.

Aporte de

elementos finos.

Abonado.

Mejora del drenaje.

Disminución de

pendientes.

Establecimiento de

la vegetación.

Forestal

No se precisan suelos de

gran fertilidad.

Limitación en taludes con

pendientes 70% (35º).

Superficies de cierta

extensión ( 0,25 ha).

Añadir materia

orgánica.

Añadir elementos

finos.

Posible aportación

de nutrientes.

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133

Espesor del suelo y

subsuelo para su

instauración, diferente

según la especie

Buen drenaje.

Modificar pendiente

si se necesita.

Establecimiento de

la cubierta vegetal.

Conservación

de la

naturaleza

Requerimientos mínimos,

aunque es necesario un

sustrato adecuado capaz

de facilitar el crecimiento

de la vegetación natural.

Establecimiento de

la cubierta vegetal.

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.

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134

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.

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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.

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136

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

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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.

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JAIME ALBERTO CAMACHO GOMEZ

GEOLOGO

C.C. 91.223.208

T.P : 763 del C.P.G.