Memoria Proyecto Explotacion

Proyecto de explotación Salave

“PROYECTO DE EXPLOTACIÓN

POR MINERIA DE INTERIOR DE SALAVE”

VERSION FINAL MAYO 2012

VOLUMEN I y II/II

DOCUMENTO I: MEMORIA TÉCNICA

DOCUMENTO II: PLANOS

DOCUMENTO III: ANEXOS

Jose Valdés Suárez DIR. FACULTATIVO

ING. .MINAS. NO-1828

DNI: 9414947-N

EXPLORACIONES MINERAS DEL CANTABRICO S.L.

MAYO 2012


i

TABLA DE CONTENIDO

1 PREFACIO ........................................................................................................................... 1

2 INTRODUCCIÓN ............................................................................................................... 2

2.1 SITUACIÓN GEOGRÁFICA. ........................................................................................... 2

2.2 EQUIPO TÉCNICO REDACTOR: .................................................................................. 3

2.3 DERECHOS MINEROS Y ANTECEDENTES ............................................................. 7

2.4 ANTECEDENTES MINEROS, EXPLORACION E INVESTIGACION ............... 10

3 GEOLOGÍA Y MINERALIZACIÓN .............................................................................. 14

3.1 GEOLOGIA REGIONAL ................................................................................................. 14

3.1.1 Estratigrafía ..................................................................................................................... 16

3.1.2 Estructura ......................................................................................................................... 17

3.1.3 Rocas ígneas..................................................................................................................... 18

3.1.4 Metamorfismo ................................................................................................................. 19

3.2 GEOLOGIA LOCAL .......................................................................................................... 21

3.2.1 Rocas metasedimentarias .......................................................................................... 22

3.2.2 Rocas ígneas..................................................................................................................... 22

3.2.3 Estructura ......................................................................................................................... 25

3.3 MINERALIZACIÓN ......................................................................................................... 26

3.3.1 Antecedentes bibliográficos ...................................................................................... 26

3.3.2 Alteración y mineralización ...................................................................................... 27

3.3.3 Condiciones fisicoquímicas y modelo genético ................................................. 28

3.4 ESTUDIOS GEOFÍSICOS ............................................................................................... 31

3.5 REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS ............................................................................ 34

4 MODELO Y RECURSOS GEOLÓGICOS .................................................................... 35

4.1 BASE DE DATOS ............................................................................................................. 35

4.2 MUESTREO Y CONTROL DE CALIDAD DE LOS ANÁLISIS ............................ 36

4.3 DENSIDADES DE ROCA ............................................................................................... 41


ii

4.4 MODELO GEOLÓGICO .................................................................................................. 41

4.5 MODELO DE BLOQUES ................................................................................................ 46

4.6 CLASIFICACIÓN DE RECURSOS: .............................................................................. 49

4.6.1 Recursos medidos ......................................................................................................... 51

4.6.2 Recursos indicados ....................................................................................................... 51

4.6.3 Recursos inferidos ........................................................................................................ 52

5 MÉTODO DE EXPLOTACIÓN ..................................................................................... 53

5.1 RESUMEN ESTUDIO GEOTÉCNICO ........................................................................ 53

5.2 RESUMEN ESTUDIO HIDROGEOLÓGICO ............................................................. 54

5.3 LEY DE CORTE Y CALCULO DE RESERVAS ......................................................... 55

5.3.1 Curva Tonelaje y Ley de reservas ........................................................................... 56

5.3.2 Cálculo de la ley de corte de diseño ....................................................................... 58

5.3.3 Cálculo de la ley crítica ................................................................................................ 59

5.4 RESERVAS MINERAS .................................................................................................... 60

6 INFRAESTRUCTURA Y DISEÑO DE LA EXPLOTACIÓN .................................. 62

6.1 ELEMENTOS DE LA EXPLOTACIÓN ....................................................................... 62

6.2 ESTUDIO DE ALTERNATIVAS PARA LAS INTALACIONES MINERAS ...... 62

6.2.1 Introducción .................................................................................................................... 62

6.2.2 Depósito de estériles .................................................................................................... 62

6.2.3 Restricciones para la selección de aéreas ........................................................... 63

6.2.4 Criterios para la selección de aéreas ..................................................................... 63

6.2.5 Parámetros para la selección de aéreas ............................................................... 64

6.2.6 Selección de zonas ......................................................................................................... 65

6.2.7 Preferencia de zonas .................................................................................................... 68

6.2.8 Conclusiones .................................................................................................................... 74

7 MINERIA ............................................................................................................................ 76

7.1 SELECCIÓN TECNICA DEL METODO DE EXPLOTACION............................... 76

7.2 METODOLOGIAS DE SELECCIÓN DEL METODO DE EXPLOTACION ........ 76

7.2.1 Descripción de los métodos seleccionados ......................................................... 78

7.2.2 Método de subniveles .................................................................................................. 78


iii

7.2.3 Arranque de banqueo por barrenos paralelos .................................................. 81

7.2.4 Arranque de banqueo por barrenos en abanico ............................................... 82

7.2.5 Cámaras y pilares .......................................................................................................... 83

7.2.6 Corte y relleno (cut and fill stopping) ................................................................... 87

7.3 EXPLOTACIÓN SUBTERRANEA ............................................................................... 91

7.3.1 Galería de acceso y variantes .................................................................................... 91

7.3.2 Método de avance de galería principal. ................................................................ 96

7.3.3 Sostenimiento .............................................................................................................. 104

7.3.4 Pozos verticales ........................................................................................................... 118

7.3.5 VENTILACION .............................................................................................................. 120

7.3.6 SISTEMA DE BOMBEO .............................................................................................. 124

7.3.7 Sistema de aire comprimido .................................................................................. 125

7.3.8 Suministro eléctrico interior. Unifilar ................................................................ 128

7.3.9 Cámara de machaqueo interior ............................................................................ 132

7.3.10 Relleno de cámaras .................................................................................................... 134

7.3.11 Sistemas de seguridad .............................................................................................. 136

7.4 EMBOQUILLE ............................................................................................................... 138

7.4.1 Método de excavación del emboquille ............................................................... 141

7.5 ESCOMBRERA .............................................................................................................. 141

7.6 DEPÓSITO DE ESTERILES ....................................................................................... 143

7.7 PLAZA DE MINA Y ZONA INSTALACIONES...................................................... 145

7.8 ACCESOS ......................................................................................................................... 147

7.9 MOVIMIENTO DE TIERRAS .................................................................................... 148

7.10 ACOPIO DE MINERAL ............................................................................................... 149

7.11 CINTAS TRANSPORTADORAS ............................................................................... 151

7.12 DISEÑO Y METODO DE EXPLOTACION ............................................................. 157

7.12.1 Consideraciones generales ..................................................................................... 157

7.12.2 Análisis geométrico del cuerpo mineralizado ................................................ 157

7.12.3 Supuestos y consideraciones del estudio ......................................................... 159

7.12.4 Diseño del laboreo minero ..................................................................................... 162


iv

7.12.5 Accesos subterráneos ............................................................................................... 163

7.13 CARACTERIZACION DE ARIDOS........................................................................... 183

7.13.1 Descripción de los materiales ............................................................................... 184

7.13.2 Posibles utilizaciones ................................................................................................ 185

7.13.3 Ensayos de laboratorio ............................................................................................ 190

7.13.4 Conclusiones ................................................................................................................. 192

8 TRABAJOS DE INVESTIGACION COMPLEMENTARIA.................................. 194

8.1 SONDEOS GEOTÉCNICOS: ....................................................................................... 194

8.2 SONDEOS DE CIERRE DE MALLA Y METALURGIA ....................................... 194

8.2.1 Generalidades .............................................................................................................. 194

8.2.2 Técnicas de perforación: características técnicas y maquinaria ............ 195

8.2.3 Zonas de perforación ................................................................................................ 195

8.2.4 Fases ................................................................................................................................ 196

8.2.5 Instalación de sonda y equipos ............................................................................. 197

8.2.6 Perforación .................................................................................................................... 197

8.2.7 Transporte y estudio del testigo .......................................................................... 198

8.2.8 Testificación de sondeos ......................................................................................... 198

8.2.9 Desmovilización de equipos................................................................................... 199

8.2.10 Cierre del emplazamiento ....................................................................................... 199

8.2.11 Comprobación de la calidad de la rehabilitación .......................................... 200

8.2.12 Áreas afectadas y gestión de suelos .................................................................... 200

8.2.13 Volumen estimado de preparación y acondicionamiento del terreno . 200

8.2.14 Suministro y consumo de agua ............................................................................. 200

8.2.15 Vertidos y residuos .................................................................................................... 201

8.3 GALERIA DE INVESTIGACION ............................................................................... 201

8.3.1 Descripción de las obras .......................................................................................... 202

8.4 Sondeos de Definición de los Cuerpos Minerales .......................................... 207

9 METALURGIA ............................................................................................................... 221

9.1 INTRODUCCIÓN .......................................................................................................... 221

9.2 PROCESO ........................................................................................................................ 221


v

9.3 ANTECEDENTES ......................................................................................................... 223

9.4 SELECCIÓN Y OPTIMIZACIÓN DE LA RUTA DE TRATAMIENTO ............ 228

9.4.1 Lixiviación directa ...................................................................................................... 229

9.4.2 Flotación ......................................................................................................................... 229

9.4.3 Molienda ......................................................................................................................... 231

9.4.4 Oxidación a presión ................................................................................................... 233

9.4.5 Bio-oxidación ............................................................................................................... 235

10 PROCESO Y PLANTA DE TRATAMIENTO ......................................................... 236

10.1 SELECCIÓN DEL MÉTODO DE TRATAMIENTO .............................................. 236

10.2 PLANTA DE TRATAMIENTO .................................................................................. 236

10.2.1 Opciones de Tratamiento: ....................................................................................... 237

10.2.2 Proceso general ........................................................................................................... 237

10.2.3 Recepción del mineral de la mina y machaqueo primario ........................ 240

10.2.4 Cinta principal-acopio intermedio-trituración secundaria ....................... 241

10.2.5 Molienda ......................................................................................................................... 243

10.2.6 Circuito de flotación .................................................................................................. 245

10.2.7 Oxidación de sulfuros, decantado en contracorriente y Torres de

Refrigeración ................................................................................................................................... 246

10.2.8 Lixiviación –CIL ........................................................................................................... 248

10.2.9 Destoxificación de los residuos de cianuración ............................................. 249

10.2.10 Desorción y regeneración del carbón ................................................................ 249

10.2.11 Sala de obtención de oro ......................................................................................... 250

10.2.12 Filtración de estériles de Neutralización y CIL............................................... 251

10.2.13 Suministro de agua .................................................................................................... 251

10.2.14 Suministro de aire ...................................................................................................... 252

10.2.15 Preparación, almacenamiento y distribución de reactivos ....................... 252

10.2.16 Depósito de estériles de planta ............................................................................. 257

10.2.17 Instalación de pasta para relleno: ........................................................................ 258

10.2.18 Gestión de aguas y Planta de tratamiento de aguas. .................................... 260

10.2.19 Sistema de aire comprimido .................................................................................. 266

10.2.20 Generador de emergencia ....................................................................................... 266


vi

10.2.21 Edificio de la planta de tratamiento .................................................................... 268

10.2.22 Edificios auxiliares ..................................................................................................... 272

10.2.23 Instalaciones eléctricas ............................................................................................ 274

10.2.24 Mando, control y comunicaciones ....................................................................... 276

11 PERSONAL ..................................................................................................................... 277

11.1 PERSONAL DE MINA ................................................................................................. 278

11.2 PERSONAL DE PLANTA ........................................................................................... 279

11.3 ADMINISTRACIÓN ..................................................................................................... 281

12 CUESTIONES MEDIOAMBIENTALES .................................................................. 281

12.1 OBJETIVOS ..................................................................................................................... 281

12.2 COMPROMISOS ............................................................................................................ 282

13 ESTUDIO ECONÓMICO ............................................................................................. 284

13.1 INVERSIONES. .............................................................................................................. 284

13.1.1 Inversiones mina: ....................................................................................................... 284

13.1.2 Inversiones planta: .................................................................................................... 289

13.2 COSTES OPERATIVOS ............................................................................................... 294

13.2.1 Costes operativos mina ............................................................................................ 294

13.2.2 Costos operativos planta ......................................................................................... 295

13.3 PARÁMETROS ECONÓMICOS ................................................................................ 296

13.4 Modelo financiero: ..................................................................................................... 296

13.5 RESULTADOS DEL MODELO FINANCIERO: ..................................................... 300

13.6 ANÁLISIS DE SENSIBILIDAD.................................................................................. 300

13.6.1 Análisis de Sensibilidad con variación recuperación planta .................... 301

13.6.2 Análisis de Sensibilidad con variación precio oro. ....................................... 302

13.6.3 Análisis de Sensibilidad con variación costes inversión. ........................... 302

13.6.4 Análisis de Sensibilidad con variación costes operativos .......................... 302

14 PRESUPUESTO ............................................................................................................. 303

15 NUEVAS TENDENCIAS DENTRO DEL ESTUDIO DEL PROYECTO MINERO.

305

15.1 REDUCCION DE TAMAÑO DE INSTALACIONES ............................................ 305


vii

15.2 REDUCCIÓN DE LA PRODUCCIÓN ANUAL DE LA ACTIVIDAD MINERA.

305

15.3 REDUCCIÓN DE LA PRODUCCIÓN ANUAL DE LA PLANTA DE

PROCESAMIENTO DE MINERAL. ............................................................................................ 306

15.4 REDUCCIÓN DEL TAMAÑO DEL DEPOSITO DE ESTERILES: ................... 307


viii

LISTA DE FIGURAS

FIGURA: 1 ZONA DE UBICACIÓN ..................................................................................................................... 3

FIGURA: 2. DERECHOS MINEROS .................................................................................................................... 7

FIGURA: 3 GEOLOGÍA REGIONAL ................................................................................................................... 14

FIGURA: 4 – ZONA ASTUROCCIDENTAL - LEONESA ............................................................................................ 15

FIGURA: 5 DISTRIBUCIÓN DE CINTURONES Y ZONAS METAMÓRFICAS. ................................................................... 20

FIGURA: 6 MAPA GEOLÓGICO DEL ÁREA DE SALAVE ......................................................................................... 21

FIGURA: 7. SECCIÓN GEOLÓGICA .................................................................................................................. 22

FIGURA: 8 SECCIÓN O-E. MODELO ESTRUCTURAL ESQUEMÁTICO ........................................................................ 30

FIGURA: 9 LOCALIZACIÓN DE LAS ESTACIONES GRAVIMÉTRICAS. PROYECTO SALAVE ................................................ 32

FIGURA: 10 ANOMALÍA GRAVIMÉTRICA RESIDUAL. PROYECTO SALAVE ................................................................. 33

FIGURA: 11. PREPARACIÓN DE MUESTRAS Y ANÁLISIS PREVIOS ........................................................................... 37

FIGURA: 12. PROCEDIMIENTO DE PREPARACIÓN DE LAS MUESTRAS...................................................................... 39

FIGURA: 13. CORRELACIÓN LAKEFIELD-RNGM ............................................................................................... 40

FIGURA: 14. GRAFICO VALOR OBTENIDO-VALOR ESPERADO/DESVIACIÓN TÍPICA ..................................................... 40

FIGURA: 15 MODELO MINERAL 3D .............................................................................................................. 42

FIGURA: 16 CUERPOS MINERALES – SECCIÓN 6720N ....................................................................................... 43

FIGURA: 17 CUERPOS MINERALES – SECCIÓN 6900N ....................................................................................... 43

FIGURA: 18 CUERPOS MINERALES – SECCIÓN 850E ......................................................................................... 44

FIGURA: 19 CUERPOS MINERALES – NIVEL +25 ............................................................................................... 44

FIGURA: 20 CUERPOS MINERALES NIVEL -50.................................................................................................. 45

FIGURA: 21 CUERPOS MINERALES – NIVEL -100.............................................................................................. 45

FIGURA: 22 VISTA 3D BLOQUES .................................................................................................................... 48

FIGURA: 23. VISTA BLOQUES ....................................................................................................................... 49

FIGURA: 24. GRAFICA RECURSOS EN TONELADAS RESPECTO A LEY DE CORTE ......................................................... 57

FIGURA: 26 POSIBLES ZONAS DE UBICACIÓN ................................................................................................... 65

FIGURA: 27 ZONA DEPÓSITO DE ESTÉRILES Y ESCOMBRERA ................................................................................. 75

FIGURA: 28 ESQUEMA GENERAL MÉTODO SUBNIVELES .................................................................................... 79

FIGURA: 29 FORTIFICACIÓN PROPUESTA ZONA SUBNIVELES ................................................................................ 80

FIGURA: 30: ESQUEMA GENERAL MÉTODO V.C.R ........................................................................................... 82

FIGURA: 31: ESQUEMA SUBNIVELES BARRENOS EN ABANICO .............................................................................. 83

FIGURA: 32 ESQUEMA DE EXPLOTACIÓN DE LAS CÁMARAS ................................................................................. 87

FIGURA: 33 ESQUEMA EXPLOTACIÓN CÁMARAS MENOR DE 45º .......................................................................... 87

FIGURA: 34 EXPLOTACIÓN CORTE Y RELLENO ................................................................................................... 91

FIGURA: 35 SITUACIÓN GENERAL DEL PROYECTO .............................................................................................. 92

FIGURA: 36 SECCIÓN TIPO DE GALERÍA EN EJECUCIÓN ....................................................................................... 93

FIGURA: 37 UBICACIÓN TIPO DE SERVICIOS EN GALERÍA ..................................................................................... 93

FIGURA: 38 ESQUEMA DE PERFORACIÓN ........................................................................................................ 97

FIGURA: 39 DETALLE NICHOS DE DESESCOMBRO EN GALERÍA ............................................................................ 103

FIGURA: 41 PERNOS DE FRICCIÓN ............................................................................................................... 109

FIGURA: 43 SISTEMA RAISE-BORING ........................................................................................................... 119

FIGURA: 44 SECCIÓN LONGITUDINAL GENERAL DE LA GALERÍA .......................................................................... 120

FIGURA: 45 INSTALACIÓN TIPO DE AIRE COMPRIMIDO ..................................................................................... 126


ix

FIGURA: 46 ESQUEMA UNIFILAR TIPO .......................................................................................................... 129

FIGURA: 47 DETALLE DE CÁMARA DE MACHAQUEO INTERIOR ........................................................................... 133

FIGURA: 48 SITUACIÓN CÁMARA MACHAQUEO Y ORE-PASS .............................................................................. 134

FIGURA: 49 CÁMARAS DE RESCATE DE PERSONAL ........................................................................................... 136

FIGURA: 50 SISTEMA RESCATE ALIMAK ........................................................................................................ 137

FIGURA: 51: AUTORRESCATADOR ............................................................................................................... 138

FIGURA: 52 IMAGEN TRIDIMENSIONAL DEL EMBOQUILLE ................................................................................. 139

FIGURA: 53 FOSO Y CAPTACIÓN DE AGUAS EN EMBOQUILLE ............................................................................. 140

FIGURA: 54: ALZADO ESTE DEL EMBOQUILLE ................................................................................................ 140

FIGURA: 55: PLANTA Y DIMENSIONES EMBOQUILLE ........................................................................................ 141

FIGURA: 56 SECCIÓN ESCOMBRERA Y DIMENSIONES ....................................................................................... 142

FIGURA: 57 SITUACIÓN GENERAL DE ESCOMBRERA ......................................................................................... 143

FIGURA: 58 GENERAL INSTALACIONES ......................................................................................................... 147

FIGURA: 59 GRÁFICA RADIO- ALTURA DEL CONO DE MINERAL GRUESO .............................................................. 150

FIGURA: 60 ALZADO DE ALIMENTACIÓN CINTA PRINCIPAL EN ZONA MACHACADORA DE INTERIOR............................. 151

FIGURA: 61 PLANTA DE CINTA PRINCIPAL EN ZONA MACHACADORA DE INTERIOR. ................................................. 152

FIGURA: 62 PLANTA OPCIÓN A DE TRANSFERENCIA ENTRE CINTAS. .................................................................... 153

FIGURA: 63 ALZADO OPCIÓN A DE TRANSFERENCIA ENTRE CINTAS. ................................................................... 153

FIGURA: 64 PLANTA OPCIÓN A DE TRANSFERENCIA ENTRE CINTAS Y ACOPIO. ...................................................... 154

FIGURA: 65 ALZADO OPCIÓN A TRANSFERENCIA ENTRE CINTAS Y ACOPIO ........................................................... 154

FIGURA: 66 PLANTA OPCIÓN B TRANSFERENCIA ENTRE CINTAS ......................................................................... 155

FIGURA: 67 ALZADO OPCIÓN B TRANSFERENCIA ENTRE CINTAS......................................................................... 155

FIGURA: 68 PLANTA OPCIÓN B TRANSFERENCIA ENTRE CINTAS Y ACOPIO ............................................................ 156

FIGURA: 69 ALZADO OPCIÓN B TRANSFERENCIA ENTRE CINTAS Y ACOPIO ........................................................... 156

FIGURA: 70 BLOQUES SOBRE LEY DE CORTE MARGINAL (0.62G/T DE AU), VISTA ISOMETRICA ................................. 158

FIGURA: 71 MINERALIZACIÓN. CUERPOS MINERALES ..................................................................................... 158

FIGURA: 72 DISEÑO LABORES .................................................................................................................... 162

FIGURA: 73. VISTA GENERAL PROYECTO SALAVE ........................................................................................... 163

FIGURA: 74 VISTA GENERAL CÁMARAS ......................................................................................................... 169

FIGURA: 75: PLANTA CÁMARA 7B .............................................................................................................. 174

FIGURA: 76 VISTA 3D CÁMARA 7B ............................................................................................................. 174

FIGURA: 77: PLANTA CÁMARA 11A ............................................................................................................ 175

FIGURA: 78 VISTA 3D CÁMARA 11A ........................................................................................................... 175

FIGURA: 79 PLANTA CÁMARA 18C ............................................................................................................. 176

FIGURA: 80 VISTA 3D CÁMARA 18C ........................................................................................................... 176

FIGURA: 81 PLANTA CÁMARA 36B ............................................................................................................. 177

FIGURA: 82 VISTA 3D CÁMARA 36B ........................................................................................................... 177

FIGURA: 83 VISTA 3D GENERAL ................................................................................................................. 178

FIGURA: 84 ESQUEMA GENERAL DE PRODUCCIÓN .......................................................................................... 179

FIGURA: 85 ESQUEMA DISPAROS EN ABANICOS ............................................................................................. 180

FIGURA: 86 MÉTODO SUBNIVELES-FLOTA MINA (1.000.000 TPA) ................................................................... 183

FIGURA: 87. VISTA GENERAL EMBOQUILLE GALERÍA INVESTIGACIÓN ................................................................... 203

FIGURA: 88. VISTA GENERAL EMBOQUILLE GALERÍA INVESTIGACIÓN ................................................................... 204

FIGURA: 89. SECCIÓN TRANSVERSAL GALERÍA ................................................................................................ 206

FIGURA: 90. SECCIÓN LONGITUDINAL GALERÍA .............................................................................................. 207


x

FIGURA: 91 SONDEOS DE DEFINICIÓN CUERPOS MINERALES ............................................................................. 207

FIGURA: 91. PLANTA CUERPO 11A ............................................................................................................. 208

FIGURA: 92 SECCIÓN 1 CUERPO 11A .......................................................................................................... 209








FIGURA: 100 SECCIÓN 9 CUERPO 11A ........................................................................................................ 215

FIGURA: 102 SECCIÓN 1 CUERPO 36B ........................................................................................................ 217







FIGURA: 109. RECUPERACIONES DE AU EN FLOTACIÓN DIFERENTES TAMAÑOS. MUESTRA 1. ................................. 232

FIGURA: 110. RECUPERACIONES DE AU EN FLOTACIÓN DIFERENTES TAMAÑOS. MUESTRA 2 .................................. 233

FIGURA: 111 CINÉTICA DE OXIDACIÓN DE SULFUROS ...................................................................................... 234

FIGURA: 112. CINÉTICA DE LIXIVIACIÓN DE ORO ............................................................................................ 235

FIGURA: 113. ESQUEMA BÁSICO DE TRATAMIENTO ........................................................................................ 236

FIGURA: 114. DIAGRAMA FLUJO MINERÍA FLOTACIÓN ................................................................................... 238

FIGURA: 115. DIAGRAMA DE FLUJO OXIDACIÓN-LIXIVIACIÓN .......................................................................... 239

FIGURA: 116. TRITURADORA DE INTERIOR .................................................................................................... 241

FIGURA: 117. SECCIÓN DE GALERÍA PRINCIPAL .............................................................................................. 242

FIGURA: 118. EJEMPLO DE CUBIERTA PREFABRICADA TIPO DOMO PARA ACOPIO INTERMEDIO. ............................... 243

FIGURA: 119. DIAGRAMA DE FLUJO DEL CIRCUITO DE MOLIENDA ...................................................................... 244

FIGURA: 120. DIAGRAMA DE PROCESO DE FLOTACIÓN ................................................................................... 246

FIGURA: 121. DIAGRAMA DE FLUJO DE OXIDACIÓN A PRESIÓN ......................................................................... 247

FIGURA: 122. EJEMPLO DE PLANTA DE PASTA. .............................................................................................. 259

FIGURA: 123. BALANCE DE AGUAS CONCEPTUAL DE SALAVE ............................................................................ 262

FIGURA: 124. ALZADO DE PLANTA TRATAMIENTO DE AGUAS ............................................................................ 266

FIGURA: 125. DIAGRAMA DE LÍNEAS DE ALTA TENSIÓN. .................................................................................. 275

FIGURA: 126. PRECIO DEL ORO EN LOS ÚLTIMOS 10 AÑOS .............................................................................. 297

FIGURA: 127. ANÁLISIS DE SENSIBILIDAD ...................................................................................................... 301


xi

LISTA DE TABLAS

TABLA 1 DERECHOS MINEROS ........................................................................................................................ 8

TABLA 2 RESUMEN DE LOS SONDEOS ANTERIORES REALIZADOS EN SALAVE. ........................................................... 13

TABLA 3. RECURSOS –RESERVAS: CÁLCULOS REALIZADOS CON CUT-OFF DE 1.0 G/T AU. ......................................... 13

TABLA 4 DATOS ESTADÍSTICOS (LEY DE CORTE EN AU > 1.0 G/T) ......................................................................... 35

TABLA 5. DENSIDADES DE ROCA SEGÚN LOS ESTUDIOS PREVIOS ........................................................................... 41

TABLA 6. CUERPOS MINERALIZADOS Y SUS DIMENSIONES SEGÚN RPA .................................................................. 46

TABLA 7 DESCRIPCIÓN DEL MODELO DE BLOQUES A CIELO ABIERTO ...................................................................... 47

TABLA 8 DESCRIPCIÓN DEL MODELO DE BLOQUES POR INTERIOR ......................................................................... 47

TABLA 9 RESULTADOS DE RECURSOS EN EL ESTUDIO DE ALCANCE........................................................................ 49

TABLA 10. COSTES DE OPERACIÓN PARA LA CLASIFICACIÓN DE RECURSOS ............................................................. 50

TABLA 11. RECURSOS POR INTERIOR.............................................................................................................. 51

TABLA 12. RECURSOS MEDIDOS ................................................................................................................... 51

TABLA 13. RECURSOS INDICADOS ................................................................................................................. 52

TABLA 14. RECURSOS INFERIDOS .................................................................................................................. 52

TABLA 15 PARÁMETROS DEL MODELO DE BLOQUES. ........................................................................................ 56

TABLA 16 VARIABLES DEL MODELO DE BLOQUES ............................................................................................. 56

TABLA 17. LEY DE CORTE DE SALAVE ............................................................................................................. 59

TABLA 18 LEY DE CORTE CRÍTICA .................................................................................................................. 60

TABLA 19. RESERVAS DE MINERAL SUBTERRÁNEO ........................................................................................... 61

TABLA 20. RESERVAS DE ORO ...................................................................................................................... 61

TABLA 21: PARÁMETROS Y VALORACIÓN ........................................................................................................ 68

TABLA 22. ESTIMACIÓN TIEMPO VARIANTE 1 .................................................................................................. 95

TABLA 23. TABLA DE BARRENADO ................................................................................................................ 96

TABLA 24 CARGA DEL CUELE ........................................................................................................................ 98

TABLA 25. CARGA DEL CONTRACUELE ............................................................................................................ 99

TABLA 26 CARGA DE LA DESTROZA .............................................................................................................. 100

TABLA 27. CARGA DE RECORTE DE HASTIALES ................................................................................................ 100

TABLA 28. CARGA RECORTE TECHO ............................................................................................................. 101

TABLA 29 CARGA DE ZAPATERAS ................................................................................................................ 101

TABLA 30 RESUMEN DE EXPLOSIVOS POR PEGA .............................................................................................. 102

TABLA 31 TIPOS DE DETONADORES ............................................................................................................. 102

TABLA 32. CARGA ESPECIFICA DE VOLADURA ................................................................................................. 102

TABLA 34: RESUMEN DE DATOS GEOTÉCNICOS .............................................................................................. 106

TABLA 35 NECESIDADES DE VENTILACIÓN ..................................................................................................... 121

TABLA 36. JUNTAS DE VENTILACIÓN ............................................................................................................ 122

TABLA 37 FACTORES PARA AIRE COMPRIMIDO ............................................................................................... 127

TABLA 38: DESCRIPCIÓN TRANSFORMADORES ............................................................................................... 130

TABLA 39: POTENCIAS DE MAQUINARIA A UTILIZAR ........................................................................................ 131

TABLA 40: SUPERFICIE LÁMINAS DE CELDAS .................................................................................................. 144

TABLA 41: GEOMETRÍA Y DATOS POR CELDAS DEL DEPÓSITO ............................................................................ 145

TABLA 42: VOLÚMENES CONSTRUCTIVOS DE DEPÓSITO ................................................................................... 145

TABLA 43: VOLÚMENES DE EXCAVACIÓN ..................................................................................................... 148


xii

TABLA 44: VOLÚMENES DE RELLENO ........................................................................................................... 148

TABLA 45: CRONOLOGÍA DE MOVIMIENTOS DE TIERRAS................................................................................... 149

TABLA 46: RANGOS BARAJADOS DE DIMENSIONAMIENTO DEL ACOPIO DE MINERAL. .............................................. 150

TABLA 47: CUBICACIÓN DE CÁMARAS .......................................................................................................... 165

TABLA 48 RESUMEN DE LABORES PRINCIPALES .............................................................................................. 171

TABLA 49. RESUMEN PLAN DE PRODUCCIÓN ................................................................................................ 173

TABLA 50 RESERVAS PROBADAS Y PROBABLES .............................................................................................. 178

TABLA 51. POSIBLES UTILIZACIONES ARIDOS .................................................................................................. 184

TABLA 52 LÍMITES SUSTANCIAS PERJUDICIALES ÁRIDOS .................................................................................... 186

TABLA 53. PERDIDA PESO CON SULFATO EN MASA .......................................................................................... 187

TABLA 54 ÍNDICE DE LAJAS ........................................................................................................................ 187

TABLA 55 RESISTENCIA MEDIA A COMPRESIÓN ............................................................................................. 188

TABLA 56. RESISTENCIA A DESGASTE DE LOS ANGELES ..................................................................................... 189

TABLA 57. PORCENTAJE DE ELEMENTOS ACICULARES ...................................................................................... 189

TABLA 58. RESUMEN DE ENSAYOS DE LABORATORIO. ...................................................................................... 192

TABLA 59. POSIBLES UTILIDADES DE LOS ÁRIDOS. ........................................................................................... 193

TABLA 60.ANÁLISIS MUESTRAS AARL (1981) .............................................................................................. 224

TABLA 61. ANÁLISIS MUESTRAS AARL 1982 ............................................................................................... 226

TABLA 62 PRUEBAS FLOTACIÓN MUESTRA 1 .................................................................................................. 230

TABLA 63 PRUEBAS FLOTACIÓN MUESTRA 2 .................................................................................................. 230

TABLA 64. PRUEBAS MOLIENDA MUESTRA 1 ................................................................................................ 232

TABLA 65 PRUEBAS MOLIENDA MUESTRA 2 .................................................................................................. 232

TABLA 66, PROCESO DE ELUCIÓN DEL CARBÓN .............................................................................................. 249

TABLA 67. RELACIÓN DE PERSONAL EN ETAPA PRODUCCIÓN ............................................................................ 278

TABLA 68. PERSONAL GENERAL DE MINA ..................................................................................................... 278

TABLA 69. PERSONAL OPERACIÓN DE MINA ................................................................................................. 279

TABLA 70. COSTE MAQUINARIA .................................................................................................................. 285

TABLA 71. INVERSIÓN DE MINA CON IVA..................................................................................................... 288

TABLA 72. INVERSIONES ÁREA TRITURACIÓN ................................................................................................. 289

TABLA 73 INVERSIONES CINTA INTERIOR Y ACOPIO INTERMEDIO ....................................................................... 289

TABLA 74. INVERSIONES ÁREA MOLIENDA.................................................................................................... 290

TABLA 75. INVERSIONES ÁREA DE FLOTACIÓN Y ESPESADO ............................................................................... 290

TABLA 76. INVERSIONES ÁREA OXIDACIÓN A PRESIÓN Y PLANTA DE O2 ............................................................... 290

TABLA 77. INVERSIONES ÁREA ESPESADO CCD .............................................................................................. 291

TABLA 78. INVERSIONES ÁREA CIL .............................................................................................................. 291

TABLA 79. INVERSIONES ÁREA NEUTRALIZACIÓN ............................................................................................ 291

TABLA 80. INVERSIONES ÁREA DE REACTIVOS ............................................................................................... 291

TABLA 81. INVERSIONES PLANTA DE PASTA .................................................................................................. 292

TABLA 82. INVERSIONES INDIRECTAS ........................................................................................................... 292

TABLA 83. RESUMEN INVERSIONES PLANTA DE TRATAMIENTO CON IVA ............................................................ 294

TABLA 84. COSTES OPERATIVOS DE MINA DE INTERIOR .................................................................................. 295

TABLA 85. COSTES OPERATIVOS DE PLANTA ................................................................................................. 295

TABLA 86. BASE DEL MODELO FINANCIERO ................................................................................................... 296

TABLA 88. MODELO FINANCIERO 2/2 ......................................................................................................... 299

TABLA 89. RESULTADOS MODELO ECONÓMICO.............................................................................................. 300


xiii

TABLA 90 ANÁLISIS DE SENSIBILIDAD CON VARIACIÓN RECUPERACIÓN PLANTA ..................................................... 301

TABLA 91 ANÁLISIS DE SENSIBILIDAD CON VARIACIÓN PRECIO ORO .................................................................... 302

TABLA 92 ANÁLISIS DE SENSIBILIDAD CON VARIACIÓN INVERSIÓN ...................................................................... 302

TABLA 93 ANÁLISIS DE SENSIBILIDAD CON VARIACIÓN COSTES OPERATIVOS ......................................................... 302

TABLA 1 RESUMEN DE PRODUCCIÓN ANUAL REDUCIDA. ................................................................................... 306

Memoria Técnica

1

1 PREFACIO

Como se puede ver en el capítulo de Derechos Mineros y Antecedentes, Exploraciones

Mineras del Cantábrico S.L., presentó en Septiembre de 2011 ante la Consejería de

Industria y Empleo del Gobierno del Principado de Asturias el denominado “Proyecto

Minero de Explotación por Interior del Yacimiento de Salave”, el cual fue visado en los

días previos de dicho mes en el Colegio Oficial de Ingenieros de Minas del Noroeste de

España.

Posteriormente, dentro de la tramitación ambiental del proyecto, Exploraciones

Mineras del Cantábrico S.L. recibió de la Administracion del Principado de Asturias

como respuesta al Documento de Inicio de Estudio de Impacto Ambiental y a resultas

del trámite de consultas previas, el Documento de Alcance en el cual se detallaban las

bases sobre las que desarrollar el EIA.

Acorde a dichas bases propuestas por las administraciones, organismos, asociaciones y

personas interesadas mediante el mencionado tramite de consultas previas, se elabora

el Estudio de Impacto Ambiental pertinente. Todos los aspectos novedosos surgidos de

este EIA, se recogen en la presente actualización del proyecto de 2011 denominada

“PROYECTO DE EXPLOTACION POR MINERIA DE INTERIOR DE SALAVE”. VERSION

FINAL MAYO 2012.

Memoria Técnica

2

2 INTRODUCCIÓN

2.1 SITUACIÓN GEOGRÁFICA.

El yacimiento de Salave se sitúa en el término municipal de Tapia de Casariego

(occidente de Asturias), a unos 2 Km al Este de dicha población, entre las localidades de

Salave y Mántaras, en la franja comprendida entre la carretera general N-634 y la línea

de costa.

La zona se encuentra demarcada entre las coordenadas: 43º 33’ - 43º 35’ de latitud

Norte, y 6º 53’ - 6º 57’ de longitud Oeste, correspondiente al sector Este de la hoja

1:50.000 nº 10 (Ribadeo) del Mapa Topográfico Nacional publicado por el Instituto

Geográfico Nacional.

A unos 10 Km al Oeste de Tapia se localiza la villa de Ribadeo (Lugo), en la

desembocadura del Río Eo. A unos 20 Km hacia el Este por la N-634, se sitúa la

localidad de Navia, en la desembocadura del Río Navia. Actualmente la vía principal de

comunicación que existe en la zona es la carretera N-634 que une Oviedo con Santiago

de Compostela, si bien existe el proyecto, ya en construcción en algunos tramos, de la

Autovía del Cantábrico planificada a unos 2 Km al Sur de Tapia de Casariego.

El concejo de Tapia de Casariego (Occidente de Asturias) limita con el concejo de El

Franco por el Este (límite en el río Porcía) y con el de Castropol por el Sur y el Oeste.

Por el Norte está limitado por el mar Cantábrico. La orografía de la zona se caracteriza

por la rasa costera de 3-4 Km de ancho que se extiende a lo largo del litoral asturiano y

está drenada por pequeños ríos que desembocan en el Cantábrico. En las inmediaciones

del yacimiento de Salave existen 2 ríos que drenan la zona; el río Porcía que desemboca

a unos 3 Km al Este del yacimiento y el río Anguileiro que desemboca en la parte Oeste

de Tapia de Casariego, a unos 2.5 Km del yacimiento. La línea de costa es muy irregular

y está marcada por un escarpe de unos 30-40m sobre el nivel del mar. Hacia el Sur de la

rasa costera la topografía es montañosa con relieves suaves que se elevan

progresivamente hasta llegar al Pico de La Bobia (1202m) situado a unos 25 Km al Sur

de Tapia, a partir del cual se extiende la comarca de los Oscos.

El clima de la zona, aunque se puede ver en detalle en el Estudio Hidrogeológico que se

adjunta, en general podemos decir que corresponde al dominio oceánico, caracterizado

con precipitaciones abundantes y nubosidad intensa durante los meses invernales,

debido a los vientos húmedos procedentes del Atlántico de componente variable, del

Oeste a Norte. Los veranos son suaves con predominio de situación anticiclónica, con

vientos suaves del Noreste que frecuentemente ocasionan la acumulación de brumas y

nieblas en la franja costera a lo largo de toda la cornisa cantábrica. En la zona de Tapia,

la media en el período estival de las temperaturas máximas y mínimas diarias es de

20.5º y 14.4º respectivamente, mientras que en el período invernal es de 10.5º para las

máximas y de 5.3º para las mínimas. La precipitación media anual es de 1115 mm

oscilando en un rango comprendido entre 700 y 1500 mm anuales.

Memoria Técnica

3

La vegetación típica de la zona es la pradera y el cultivo destinado al pasto y forraje

para el ganado vacuno, sobretodo en el área de la rasa costera. En la zona montañosa,

son abundantes los bosques de pino y eucaliptos y, progresivamente hacia el Sur en

cotas más elevadas, se incrementa la vegetación autóctona con roble, abedul, castaño y

haya en menor proporción. También es importante el monte bajo con tojo y escoba.

Figura: 1 Zona de Ubicación

Tapia de Casariego es una localidad costera del occidente de Asturias, con una

población aproximada de 4.350 habitantes y una economía diversificada, sustentada

principalmente en el sector ganadero vacuno y servicios. Por otra parte, la construcción

e industria conservera son actividades significativas y, aunque el turismo (hostelería y

restauración) es importante, su estacionalidad lo relega a un segundo plano. El sector

maderero y la pesca de bajura también son sectores considerables para la economía

local.

2.2 EQUIPO TÉCNICO REDACTOR:

El equipo redactor de este proyecto está formado por un equipo multidisciplinar de

profesionales españoles con amplia experiencia en proyectos mineros de Oro en

España, América del Norte y África. Este equipo cuenta con los siguientes profesionales,

por orden alfabético:

Memoria Técnica

4

Jacobo González

Ingeniero de Minas por la Escuela Superior de Oviedo. Ha trabajado como ingeniero de

producción de minería subterránea en Hunosa. También fue ingeniero jefe de turno en

la UTE (Accionalnf-FCC) para la construcción de seis kilómetros de la variante

ferroviaria de Pajares, que conecta Madrid con Asturias. Actualmente, Jacobo

desempeña las labores de Ingeniero de Mina y desarrolla las labores de diseño de mina

de interior.

Carlos Jesús González

Técnico Superior de Edificación y Obra Civil, con especialidad en Desarrollo y

Aplicación de Proyectos de Construcción, en el I.E.S Juan Antonio Suanzes de Avilés. Ha

trabajado como Delineante y Auxiliar Técnico de Obra en Fomento de Construcciones y

Obras, S.L , Estudios y Proyectos Técnicos Inas, S.L y Tc3 Arquitectura, realizando

trabajos de delineación de todo tipo de planos y documentación gráfica para Proyectos

Básicos y de Ejecución de Construcción y Obra Civil. Como formación complementaria

posee el curso de Auxiliar Técnico de Topografía realizado en el C.F.O de Avilés, así

como diversos cursos de Herramientas Básicas para Oficina Técnica. Actualmente

Carlos realiza en EMC labores de GIS y delineación.

Emilio Hormaeche

Químico con más 30 años de experiencia en proyectos mineros, en el área de

concentración y tratamiento de minerales, para diferentes metales. (Estaño/wolframio,

plomo, cobre, zinc, varias plantas de oro, minerales industriales y una planta química).

Las labores genéricas desarrolladas han sido el diseño, ingeniería, incluyendo

desarrollos de pruebas de laboratorio, plantas piloto, así como la construcción, puesta

en marcha y la gestión de operación y mantenimiento de cinco concentradores, con

diferentes niveles de complejidad, etc. con crecientes grados de responsabilidad.

Actualmente Emilio desempeña las labores de Presidente de la compañía.

Casimiro Maldonado

Geólogo sénior de muy amplia experiencia con titulación equivalente a MSC degree. Ha

trabajado a lo largo de su carrera en empresas tanto nacionales como internaciones de

la talla de Berkeley, Anglo American Corp., Río Narcea Gold Mines, etc. Para la minería

del oro y a lo largo de sus 30 años de profesión, ha trabajado en numerosos proyectos y

yacimientos por toda la Península Ibérica y en prácticamente todas las fases de

desarrollo de estos. Desde la exploración preliminar hasta gestión de la explotación,

atesora experiencia en dirección de exploración, derechos mineros, etc. Posee amplio

conocimiento en la geología del Macizo Hespérico de la Península Ibérica,

Memoria Técnica

5

especialmente en el cinturón de oro de Asturias y fue jefe de geología de los estudios de

viabilidad realizados por la empresa Rio Narcea Gold Mines, entre 2004 y 2006 del

Yacimiento de Salave, y entre 2000 y 2003 de Aguablanca. Formó parte del equipo de

Anglo American que exploró Salave y descubrió las minas de El Valle-Boinás y Carlés.

También ha trabajado para Rio Narcea en Godán, La Ortosa, Navelgas, y Ossa Morena.

Actualmente Casimiro ocupa el puesto de Jefe de Geología en labores de Modelo

Geológico y calculo de recursos y reservas

Marcos Nogueiro Fernández.

Licenciado en Geología por la Universidad de Oviedo. Ha desarrollado su carrera

profesional en el ámbito de la Obra Civil habiendo trabajado en la empresa Euroconsult

S.A. en la construcción de varios tramos de la Autovía del Cantábrico A-8 como Jefe de

Laboratorio, Jefe de Calidad y Jefe de Control. Desde esta misma empresa llevó los

ensayos de control de calidad de cuatro plantas de hormigón en Galicia y ensayos para

una obra de ADIF. También ha colaborado realizando estudios geotécnicos en varias

obras y en la redacción de proyectos. Adquirió gran experiencia como topógrafo de

campo en la U.T.E. Viastur, replanteando estructuras y realizando levantamientos

taquimétricos. Asimismo, trabajó en la empresa Tragsa realizando un control

medioambiental del litoral del occidente de Asturias. Actualmente trabja para EMC

como Geólogo del Proyecto en labores de Hidrogeología y Geotecnia

Miguel Ángel Rodríguez Ribas

Titulado en Ingeniería de Montes y Licenciado en Ciencias Ambientales por la

Universidad de Ávila, con amplios conocimientos informáticos. Ha colaborado en varios

Proyectos de Ingeniería en relación con el ahorro energético y las energías renovables.

Actualmente trabaja para EMC como encargado de Medio Ambiente colaborando en la

realización de los actuales estudios medioambientales.

Jose A. Valdés

Ingeniero de Minas por la Escuela Técnica Superior de Ingenieros de Minas de Oviedo y

Máster en Ingeniería de Minas (MSc–MCSM) por la Universidad de Exeter (UK). Posee

varios masters relacionados con la minería, nacionales e internacionales, y una

importante formación complementaria. Tiene más de 12 años de experiencia en

proyectos mineros en España. Ha ocupado diferentes puestos tanto en mina,

mantenimiento, compras, metalurgia y proceso en los proyectos El Valle, Aguablanca,

Las Cruces y Salamanca Uranio, trabajando respectivamente para R.N.G.M, R.N.R., Cobre

Las Cruces, y Berkeley Minera. Además posee experiencia en ingeniería de proyectos

como Director de Proyectos Mineros para la empresa ASEM en Sevilla. Como formación

Memoria Técnica

6

complementaria posee un Máster en Prevención de Riesgos Laborales y Licencia de

Supervisor de Instalaciones Radioactivas. Actualmente es el Director de Proyecto y

Director Facultativo del proyecto del Grupo Minero Salave.

Además del equipo propio, este proyecto de explotación ha contado con la siguiente

colaboración en las disciplinas citadas:

GOLDER ASSOCIATES GLOBAL IBERICA, S.L.U. En diseño de minería de

Interior

UNIVERSIDAD DE OVIEDO. DEPARTAMENTO DE INFORMÁTICA Y EXPLOTACIÓN DE MINAS

en Hidrogeología

TERRATEC S.L. en Estudios de Geotecnia

AUSENCO LTD (Australia) en pruebas metalúrgicas y en ingeniería de proceso

Memoria Técnica

7

2.3 DERECHOS MINEROS Y ANTECEDENTES

EXPLORACIONES MINERAS DEL CANTABRICO S.L., sociedad mercantil con domicilio

social en C/Amor De Dios, 7 33740 Tapia De Casariego, es titular de las concesiones

mineras de explotación “Salave” (nº 25.380); “Dos Amigos” (nº 24.371); “Figueras” (nº

29.500); “Ampliación a Figueras” (nº 29.969); y “Segunda ampliación a Figueras” (nº

29.820) con un total de 433 Ha., en el término municipal de Tapia de Casariego,

Asturias, constituyendo el Grupo Minero Salave. Estas concesiones fueron adquiridas

por EXPLORACIONES MINERAS DEL CANTABRICO S.A.,. El 10 de Marzo del mismo año

se solicitó, a la Dirección General de Minas, la correspondiente autorización para la

transmisión de dominio de estas concesiones, a favor de EXPLORACIONES MINERAS

DEL CANTABRICO S.L.

Figura: 2. Derechos Mineros

Memoria Técnica

8

Con fecha 28 de octubre de 2.003, el 90,69% de la compañía EXPLORACIONES

MINERAS DEL CANTABRICO S.L. son adquiridas por NARAVAL GOLD S.L., compañía

subsidiaria de RIO NARCEA GOLD MINES S.A., estando el porcentaje restante en poder

de inversores privados.

El 27 de Enero de 2006, EMC como titular de las concesiones del Grupo Minero Salave,

solicitó la aprobación de labores de investigación complementaria consistentes,

básicamente en la excavación de una galería subterránea para completar la

investigación de las reservas subterráneas del yacimiento.

El 22 de febrero de 2006, el Servicio de Promoción y Desarrollo Minero solicitó la

aportación de documentación adicional a la presentada el 27 de Enero de ese mismo

año

El 8 de Marzo de 2006 se presenta en la Consejería de Industria y Empleo del

Gobierno del Principado de Asturias un Proyecto de Investigación Complementaria al

Plan de Labores de 2006 para el Proyecto de Salave

El 20 de Mayo 2010 ASTURGOLD adquiere EMC, propietaria de las concesiones

correspondientes al grupo minero de Salave.

El 23 de Agosto de 2010 se presenta ante Consejería de Industria y Empleo del

Gobierno del Principado de Asturias una solicitud investigación complementaria

El 22 de Septiembre de 2010 la Consejería de Industria y Empleo del Gobierno del

Principado de Asturias mediante Servicio de Promoción y Desarrollo Minero solicitó la

NOMBRE Nº REGISTRO SUPERFÍCIE (HA) FECHA OTORGAMIENTO FECHA CADUCIDAD

SALAVE 25380 67.98 18 ABRIL 1945 10 OCT. 2015

DOS AMIGOS 24371 41.99 10 SEPT 1941 10 OCT. 2015

FIGUERAS 29500 212.02 25 ENE 1977 25 ENERO 2037

AMPLIACIÓN DE

FIGUERAS 29969 10.99 9 NOV. 1988 11 SEPT. 2018

2ª AMPLIACIÓN DE

FIGUERAS 29820 100.04 16 SEPT.1981 16 SEPT. 2041

TOTAL 433.02

Tabla 1 Derechos Mineros

Memoria Técnica

9

aportación de documentación técnica referente al Proyecto de Investigación

Complementaria de Salave.

El 4 de Octubre de 2010 se presenta ante Consejería de Industria y Empleo del

Gobierno del Principado de Asturias el proyecto de Sondeos Geotécnicos referente al

proyecto de investigación complementaria.

El 1 de Julio de 2011 se presenta ante la Consejería de Industria y Empleo del

Gobierno del Principado de Asturias el Documento Inicial para la Evaluación de

Impacto Ambiental del Proyecto Minero de Explotación por Interior del Yacimiento de

Salave.

El 20 de Julio de 2011 se acepta a tramitación el Proyecto de Investigación “Sallave”,

situado al sur de las concesiones de EMC S.L.

El 29 de Septiembre de 2011 se presenta ante la Consejería de Industria y Empleo del

Gobierno del Principado de Asturias el Proyecto Minero de Explotación por Interior del

Yacimiento de Salave.

El 27 de Octubre de 2011 se presenta ante la Consejería de Industria y Empleo del

Gobierno del Principado de Asturias se presenta a concurso el Proyecto de

Investigación “SALLAVE” Nº 30.812 y cuya solicitud fue aceptada a trámite por ese

Servicio, el pasado 12 de julio de 2011.

El 2 de Diciembre de 2011 se aprueba el “Proyecto de Investigación complementaria,

al objeto de poder evaluar la explotación del yacimiento de oro de Salave por minería

de interior-Sondeos geotécnicos.

El 7 de Febrero de 2012 se declara la admisión definitiva de la solicitud del Permiso

de investigación Sallave

El 8 de Marzo de 2012, se presenta ante Consejería de Industria y Empleo del

Gobierno del Principado de Asturias el “Proyecto Investigación Complementaria Salave.

Segunda campaña de sondeos geotécnicos”.

El 20 de Abril de 2012, se presenta ante Consejería de Industria y Empleo del

Gobierno del Principado de Asturias el “Proyecto De Campaña de Sondeos de Cierre de

Malla”

El 23 de Abril de 2012 se publica en el Boletín Oficial del Principado de Asturias el

Documento de Alcance para el Estudio de Impacto Ambiental.

Memoria Técnica

10

2.4 ANTECEDENTES MINEROS, EXPLORACION E INVESTIGACION

El yacimiento de Salave, como ocurre en otras zonas de Asturias, tiene una larga

historia minera, con antecedentes que datan del siglo I d.C, cuando los “Romanos”

explotaron unos 6 millones de toneladas del material oxidado que se hallaba cerca de la

superficie. La zona conocida como “Los Lagos da Silva” es la parte más profundas de las

antiguas cortas romanas actualmente inundadas de agua. La minería romana fue

realizada a cielo abierto hasta unos 30m de profundidad. El proceso metalúrgico incluía

concentración por gravedad mediante el transporte del material oxidado a lo largo de

diversos canales adyacentes (Bird,1972).

En la década de los 40 hubo un intento de extracción del molibdeno encajado en filones

de cuarzo, por medio de minería subterránea, si bien los trabajos finalmente realizados

fueron insignificantes, con pequeñas galerías muy superficiales.

Posteriormente a la actividad extractiva mencionada, el yacimiento de Salave ha sido

explorado por diversas compañías mineras hasta la actualidad, con más de 220 sondeos

de testigo y unos 130 de percusión realizados tanto dentro de la corta romana como

fuera de la misma.

A continuación se resume cronológicamente la investigación realizada en el yacimiento

de Salave:

Cominco Internacional (1964). Investigación preliminar que incluía una geofísica

terrestre de polarización inducida.

IMEBESA (1970-1971). Geoquímica de suelos y 32 sondeos de testigo, con un total de

7026 m.

Río Tinto Patiño (Río Tinto, 1971-1972). Geoquímica de suelos y 10 sondeos de

testigo, con un total de 2014 m.

Gold Fields Consolidada (1975-1976). Estudio geológico y mineralógico de las

alteraciones. Realizaron 8 sondeos de testigo con un total de 1855 m. Estimaron para el

yacimiento de Salave unos recursos de 22 millones de toneladas con una ley media de

1.88 g/t de Au.

Charter Exploraciones S.A. (CESA), subsidiaria de la compañía sudafricana Anglo

American Corporation (Anglo, 1980-1988). Realizaron 97 sondeos de testigo (14886

m) y 26 sondeos de percusión (116m). También diseñaron una planta de tratamiento

después de haber completado diversas pruebas metalúrgicas. La estimación de

recursos con ley de corte de 1 g/t Au, realizadas a lo largo de las investigaciones fueron

las siguientes:

Memoria Técnica

11

o 1982: Total Recursos Minerales 10.5 millones de toneladas con una ley media de 3.05

g/t Au


g/t Au


g/t Au

Oromet Joint Venture (1988-1989). Este fue un « joint venture » que tuvo lugar entre

las compañías Glamis Gold Inc y Biomet Technology Inc con Anglo para desarrollar el

proceso de lixiviación en pilas utilizando el método de bio-oxidación. Oromet realizó 20

sondeos de testigo con un total de unos 500 m en una malla de 10 x10 m en la parte

central de la corta romana.

Empresa Minera Newmont Inc y Cía, S.C. (EMNIyCiaSC) subsidiaria de la compañía

Newmont Inc, (1990-1991). Realizaron 32 sondeos de testigo con un total de 5835 m y

2 sondeos de circulación inversa (181.5 m). Los recursos estimados por Newmont

fueron de 25.1 millones de toneladas con una ley media de 2.35 g/t Au.

Exploraciones Mineras del Cantábrico, S.L. (EMC, 1992). Esta compañía llevó a cabo

un cálculo de recursos para un posible desarrollo de interior, aplicando una ley de corte

de 3 g/t. Los recursos estimados fueron de 7.7 millones de toneladas a 7.71 g/t Au.

San Diego Gold Minery, S.A. (Lyndex, 1993-2004). Realizaron 23 sondeos de testigo

con un total de 9080 m y entre 1996 y 1997 realizaron 102 sondeos de percusión con

un total de 5455 m.

Rio Narcea Gold Mines S:A (2004-2010). Se realiza una intensa investigación:

o Recopilación, revisión y clasificación de toda la información disponible sobre el

yacimiento

o Recopilación, revisión y clasificación de toda la información disponible sobre el

yacimiento. Esto incluye todos los datos de los sondeos realizados por las

compañías que previamente investigaron el yacimiento. También se revisan y

clasifican todos los informes antiguos (geología, mineralogía, metalurgia,

hidrogeología, geoestadística, minería, geotécnia, arqueología…) y la bibliografía

existente sobre el yacimiento.

o Elaboración de una base de datos propia que incluye toda la información fiable

mencionada en el apartado anterior.

o Traslado, testificación, muestreo parcial y posterior almacenamiento de los

sondeos antiguos disponibles. Esto incluye todos los sondeos de Lindex, de

Memoria Técnica

12

Newmont y los de Anglo. Con esta nueva información se actualiza la base de

datos de RNGM realizada previamente.

o Se completa un programa de 15.500 m de sondeos, con testigo de 63.5 mm de

diámetro (HQ), rellenando todos los huecos de una malla de 25 x 25 sobre el

yacimiento, con el objetivo de definir las reservas explotables. Para completar el

programa se contó con 4 sondas de perforación). El testigo se describió,

muestreó y finalmente se almacenó en estanterías de fácil acceso, específicas

para este uso. Todas las muestras obtenidas se analizaron por duplicado para

Au, As y Sb en el laboratorio interno de RNGM situado en El Valle (Belmonte de

Miranda). Los resultados obtenidos se introdujeron en la base de datos de RNGM

y fueron tratados para realizar los cálculos de los recursos del yacimiento.

o Modelo geológico y cálculo de recursos mineros del yacimiento de Salave. La

colaboración con el departamento de geología de RNGM, estableció un modelo

geológico y realizó un cálculo de recursos, incluyendo parte de los sondeos de

relleno realizados por RNGM. Durante la campaña de sondeos, RNGM realizó

diversos cálculos para comprobar la evolución de los recursos con los nuevos

datos obtenidos.

o Estudio metalúrgico exhaustivo realizado por Ausenco Ltd. con base en Perth,

Australia. Para este estudio se obtuvieron varias muestras, compuestas por

muestras individuales de sondeos, representativas de todo el yacimiento.

o Estudio minero del proyecto Salave, estableciendo el diseño de la explotación, la

ubicación de escombreras, depósito de estériles e instalaciones mineras. Para el

diseño de la explotación se incluye un informe geotécnico de detalle que permite

establecer los ángulos de seguridad de los taludes de la corta. También incluye

un estudio de varias alternativas para el emplazamiento y construcción de las

depósitos de estériles y las escombreras, realizado por la consultoría Vector

Colorado, LLC con sede en Golden, Colorado (USA), supervisado por el Sr Allan

Breitenbach.

o Estudio arqueológico de la zona comprendida entre el río Porcía y el Anguileira

incluyendo hacia el Sur toda el área de posible afección de las instalaciones

mineras. Por otra parte, se ha realizado un seguimiento continuo durante la

campaña de sondeos, para evitar posibles afecciones sobre zonas de interés

arqueológico

Memoria Técnica

13

o Estudio hidrogeológico. La consultoría FRASA Ingenieros Consultores S.L.

(Madrid) realizó un estudio hidrogeológico preliminar “Estudio hidrogeológico-

minero de base” Sept 2004. Posteriormente se contrató al Departamento de

Prospección y Explotación de Minas e Informática de la Universidad de Oviedo,

un estudio hidrogeológico de detalle.

o Estudio y documento de base medioambiental. RNGM contrató a las consultorías

Ingenieros Asesores, SA y Sadim conjuntamente, la realización de un documento

medioambiental de base para el entorno de Salave, incluyendo todas las zonas

de posible afección del proyecto minero; así como el Estudio de Impacto

Ambiental y Proyecto de Restauración.

AÑO EMPRESA TESTIGO PERC./ C.INVERSA

SOND. M SOND. M

1970 - 1971 IMEBESA 31 6,814.70

1971 - 1972 RTP 10 2,014.00

1975 - 1976 GOLDFIELDS 7 1,830.75

1980 - 1987 AAC 99 15,412.14 26 116.00

1988 - 1989 OROMET 20 503.00

1990 - 1991 NEWMONT 32 5,873.55 2 202.50

1996 - 1997 LYNDEX 23 9,077.65 102 5,296.70

2004 - 2005 RNGM 76 17,096.40 2 140.00

TOTAL 8 298 58,622.19 132 5,755.20

TOTAL: 430 SONDEOS, 64,377.39 M

Tabla 2 Resumen de los sondeos anteriores realizados en Salave.

EMPRESA AÑO CUT-OFF M. TONS AU G/T KG. AU OZ. AU

GOLDFIELDS 1,976 1.0 21.88 1.88 41,134. 1,322,650

AAC 1,982 1.0 10.47 3.05 31,939. 1,026,997

1,984 1.0 10.93 2.15 23,503. 755,749

1,986 1.0 19.37 2.73 52,882. 1,700,413

1,988 1.0 26.24 2.04 53,537. 1,721,471

NEWMONT 1,991 1.0 25.08 2.35 58,940. 1,895,188

ROSCOE 2,004 1.0 18.01 2.91 52,380. 1,684,260

RNGM 2,005 1.0 22.57 2.86 64,571. 2,076,254

ASTURGOLD

Tabla 3. Recursos –Reservas: Cálculos realizados con cut-off de 1.0 g/t Au.

Memoria Técnica

14

3 GEOLOGÍA Y MINERALIZACIÓN

3.1 GEOLOGIA REGIONAL

El yacimiento aurífero de Salave está situado geológicamente en la Zona

Asturoccidental Leonesa (ZAOL), en el sector noroeste del Macizo Hecínico Ibérico. El

término Hercínico (Varisco) comúnmente incluye los procesos orogénicos que tuvieron

lugar entre los periodos Devónico Inferior y el Carbonífero Superior, provocados por la

colisión de los supercontinentes Laurasia y Gondwana.

Figura: 3 Geología regional

La ZAOL representa la transición entre las zonas externas (Zona Cantábrica) situadas

hacia el este, y las zonas más internas situadas hacia el oeste (Zona Centroibérica), del

cinturón orogénico Hercínico del norte de la Península Ibérica.

Memoria Técnica

15

Posiblemente la característica más destacable de la ZAOL es la existencia de una

potente, y prácticamente continua, serie Cambro-ordovícica de rocas siliciclásticas

(aproximadamente 11.000 m), las cuales han sufrido una gran cantidad de

deformación. La estructura está configurada por grandes pliegues recumbentes y

cabalgamientos vergentes hacia el este y noreste. También hay que destacar el

desarrollo de clivages y metamorfismo regional así como la presencia de pequeños

macizos graníticos.

En función de variaciones tectónicas y estratigráficas la ZAOL ha sido divida en 3

dominios diferentes, siendo de este a oeste: Navia-Alto Sil (DNAS), Manto de

Mondoñedo (DMM) y Caurel-Truchas (DCT).

El Complejo Plutónico de Salave está emplazado en el borde este del DMM, el cual está

separado del DNAS por un elemento estructural de primer orden: el Cabalgamiento

Basal del Manto de Mondoñedo. Entre estos dos dominios pueden señalarse algunas

características distintivas. Ambas unidades muestran una potente sucesión del

Cámbrico al Ordovícico inferior, sin embargo en el DMM el espesor del Ordovícico

Medio y Superior es muy pequeño. Así mismo las características estructurales del DMM,

con un gran apilamiento de pliegues recumbentes y cabalgamientos, contrastan con las

del adyacente DNAS con pliegues menos recumbentes, más pequeños y más abiertos.

Figura: 4 – Zona Asturoccidental - Leonesa

En la ZAOL tres tipos principales de estructuras se encuentran superpuestos en este

orden: pliegues recumbentes vergentes al este, cabalgamientos y finalmente grandes

Memoria Técnica

16

pliegues abiertos de plano axial sub-vertical. Configurando, junto con algunas fallas

normales, la estructura de la zona.

Los intrusivos de Salave, caracterizados como de Tipo I, son posteriores a las

principales estructuras hecínicas y pertenecen al conjunto de los Plutones de

Granodioritas-Monzogranitos Post-tectónicos.

En los siguientes párrafos se describen brevemente los rasgos estratigráficos,

estructurales, metamórficos e ígneos, más significativos de la ZAOL, particularmente en

las proximidades del Proyecto Salave.

3.1.1 Estratigrafía

Es bien conocido que la ZAOL formó parte de un margen continental, en el que una

potente secuencia pre-orogénica de rocas paleozoicas, principalmente con facies de

aguas poco profundas, se depositó discordante sobre las series del Proterozoico

Superior. Las diferencias en espesor y facies en la sucesión del Paleozoico Inferior se

pueden relacionar con una tectónica extensional que afectaría a ese margen

continental, y que habría tenido lugar antes del depósito de los sedimentos Silúricos.

Las Rocas Proterozoicas no afloran en el entorno del Proyecto Salave. Aparecen en los

bordes oriental y occidental de la ZAOL, en el núcleo de dos estructuras antiformales:

Antiforme del Narcea (formación Pizarras del Narcea) y en el Anticlinal de Mondoñedo-

Lugo-Sarria (serie de Villalba). En general la sucesión precámbrica está formada por

alternancias de pizarras, esquistos y meta-areniscas, frecuentemente mostrando facies

turbidíticas. Ocasionalmente afloran también gneises porfídicos y anfibolitas, los cuales

derivan de un protolito volcánico o volcano-sedimentario.

La Sucesión Paleozoica está formada por una gruesa secuencia que abarca por

completo el Cámbrico, el Ordovícico, una gran parte del Silúrico y, en algunos puntos, el

Devónico Inferior.

Grupo Cándana (Cámbrico Inferior). Se sitúa discordante sobre las rocas precámbricas

y está formado por más de 2.500 m de areniscas feldespáticas, pizarras y en algunas

zonas se encuentra bien desarrollado un nivel de carbonatos en su parte baja. Este

grupo pasa gradualmente a las calizas de Vegadeo a través de las denominadas Capas

de Transición. Las características sedimentarias de estas rocas muestran ambientes

sedimentarios desde aguas marinas poco profundas hasta ambientes continentales.

Caliza de Vegadeo (Cámbrico Inferior a Medio). Esta formación está formada por

dolomías y calizas caracterizadas por facies de plataforma marina intermareal y de

aguas poco profundas. En este dominio su espesor varía entre unos 100-150 m.

Serie de los Cabos (Cámbrico Medio a Ordovícico Inferior). Consiste en una gruesa

sucesión detrítica que, en el DMM, alcanza los 2.500 m. Un nivel cuarcítico situado en su

parte superior puede ser fácilmente cartografiado, siendo un buen nivel guía. Las

Memoria Técnica

17

estructuras orgánicas y sedimentarias de esta formación muestran un ambiente

sedimentario marino poco profundo, aunque es posible encontrar una gran variedad de

facies.

Pizarras de Luarca (Ordovícico Inferior a Superior). Esta formación está constituida

fundamentalmente por pizarras negras, homogéneas y ricas en pirita. Presenta

espesores variables llegando hasta más de 1.200 m, y es característico un nivel

ferruginoso oolítico en su parte media. En la parte este del DNAS aparece un nivel

cuarcítico de 50-100 m de potencia (Cuarcita de Sabugo), situado a unos 200 m de la

base de esta formación. En el DMM el espesor de las Pizarras de Luarca es de solo unos

200 m, parcialmente debido a la discordancia que existe debajo de los sedimentos

silúricos.

Formación Agüeira (Ordovícico Superior). Está formada por metaareniscas y pizarras,

que frecuentemente presentan características de una secuencia turbidítica,

principalmente en su parte superior. Su espesor en la parte norte del DNAS es de unos

3.000 m, mientras que en el DMM no aparece.

Sobre las formaciones anteriormente descritas, pero no en la zona de Salave, aparecen

otras rocas en la ZAOL. Solo haremos mención, debido a su proximidad, a los materiales

del Silúrico y del Carbonífero. El Silúrico está representado por metapelitas negras,

ricas en cloritoide y escasas liditas. Tienen abundantes graptolites y en su parte alta

aparecen metaareniscas y niveles cuarcíticos. El Carbonífero está representado solo por

pequeños y muy escasos afloramientos de conglomerados, que aparecen controlados

por fallas.

3.1.2 Estructura

En la ZAOL tres tipos principales de estructuras se encuentran superpuestos en este

orden: pliegues recumbentes vergentes al este, cabalgamientos y finalmente grandes

pliegues abiertos de plano axial sub-vertical. Configurando, junto con algunas fallas

normales, la estructura de la zona.

Es posible reconocer la superposición de tres diferentes eventos de deformación, por

supuesto cada uno de ellos no es coetáneo en todos los puntos.

La primera fase de deformación (D1) dio lugar, en la ZAOL, a pliegues recumbentes con

vergencia hacia las zonas externas del orógeno, es decir hacia el este. Con estos pliegues

se asocia un clivage primario (S1). El gradiente de deformación es creciente de este a

oeste, en este sentido decrece el ángulo entre flancos de pliegues y aumenta el

aplastamiento en pliegues paralelos.

La segunda fase de deformación (D2) es la responsable de la aparición de

cabalgamientos. En relación con estos se desarrollan zonas de cizalla subhorizontales,

rocas de falla y otras estructuras asociadas como pliegues en vaina, clivages de

crenulación o esquistosidades (S2) y rocas miloníticas o filoníticas.

Memoria Técnica

18

La tercera fase de deformación (D3) produce grandes pliegues abiertos, de plano axial

subvertical, con pliegues menores y desarrollo local de un clivage de crenulación (S3).

Otras importantes estructuras mayores son fallas normales, como la falla de Vivero,

con las que, en ocasiones, se desarrollan kinkbands sub-horizontales y crenulaciones.

Con posterioridad a la deformación hercínica, en el sector norte del Macizo Ibérico, se

han reconocido algunos episodios de reactivación de estructuras previas.

Probablemente el más importante es de edad Alpina, y se relacione con una compresión

norte-sur y subsiguiente extensión. Estas reactivaciones han dado lugar a morfología

actual del Occidente de Asturias.

3.1.3 Rocas ígneas

Con la excepción de la parte más occidental, la actividad magmática en la ZAOL es muy

escasa, solo evidenciada por pequeños stocks y prácticamente restringida al cinturón

metamórfico de Tapia-Boal-Los Ancares.

Aunque algunas rocas volcánicas y subvolcánicas aparecen entre los materiales del

Proterozoico Superior al Ordovícico, en este informe se centrará en los granitoides

hercínicos (de edad Carbonífero), ya que son más importantes desde un punto de vista

metalogenético. Uno de estos granitoides es el encajante de la mineralización del

yacimiento aurífero de Salave.

Los granitoides hercínicos en el noroeste de la Península Ibérica pueden dividirse en

dos grupos principales: una asociación sin-tectónica (emplazada durante las fases de

deformación D2 y D3) y una asociación post-tectónica (emplazada tras las principales

fases de acortamiento cortical). El magmatismo Hercínico abarca un espacio de tiempo

de aproximadamente 70 millones de años (entre 350 y 280), y tiene lugar

principalmente durante las etapas de disminución en la actividad de la colisión

hercínica.

Las intrusiones Sin-tectónicas están principalmente formadas por monzogranitos y

leucogranitos derivados de la fusión de la corteza, son peraluminosos a fuertemente

peraluminosos y con muy escasas evidencias de interacción con magmas más máficos.

Estas intrusiones fueron probablemente generadas por fusión por descompresión de la

corteza engrosada. Volumétricamente menos importantes son las intrusiones de

tonalitas-granodioritas-monzogranitos medianamente peraluminosos a

metaaluminosos, los cuales muestran evidencias de interacción con magmas máficos.

Los granitoides Post-tectónicos, a diferencia de los anteriores, muestran un predominio

de intrusiones granodioríticas-monzograníticas medianamente peraluminosas y

escasos leucogranitos. Por lo tanto este magmatismo está dominado por rocas máficas

e intermedias y fue generado en un corto espacio de tiempo como consecuencia del alto

flujo de calor, presumiblemente generado por la delaminación de la litosfera y el

ascenso del manto astenosférico. La edad de estos intrusivos está generalmente entre

los 300 y 286 millones de años, siendo estas intrusiones las principales responsables de

Memoria Técnica

19

la formación del yacimiento de oro de Salave y de los actualmente en explotación de El

Valle-Boinás y Carlés, así como de otros muchos indicios y prospectos en el norte de la

Península Ibérica.

3.1.4 Metamorfismo

El metamorfismo de la ZAOL es esencialmente sin-cinemático, y es plurifacial y

polifásico, de tipo de media o media-baja presión. Se incrementa hacia el oeste, aunque

se aprecian ciertos eventos de metamorfismo térmico relacionados con la intrusión de

granitoides post-cinemáticos.

El metamorfismo en esta zona se caracteriza por una primera etapa con la siguiente

secuencia de zonas: clorita-biotita-granate-esturolita y localmente cianita, que es

indicativo de un metamorfismo de tipo barroviano. Con posterioridad ocurre un

segundo evento con andalucita, sillimanita y localmente granate, indicativo de un

episodio metamórfico de baja presión, con un alto gradiente geotérmico, relacionado

con el ascenso e intrusión de rocas graníticas. Localmente puede distinguirse una

tercera paragénesis de carácter retrógrado.

El Dominio del Navia-Alto Sil (DNAS) y la parte este del Dominio del Manto de

Mondoñedo (DMM) se sitúan fundamentalmente dentro de la zona de la clorita. Siendo

moscovita, clorita y cloritoide los minerales más caracteristicos, definiendo su

orientación el clivage S1. Sin embargo hay dos importantes excepciones: los cinturones

metamórficos de Novellana-Pola de Allande-Degaña y el de Tapia-Boal-Los Ancares,

que se sitúan dentro de la zona de la biotita (Figura 5 Distribución de los cinturones y

zonas metamórficas en la ZAOL. Basado en O. Suárez et al., 1990).

Memoria Técnica

20

Figura: 5 Distribución de cinturones y zonas metamórficas.

El complejo plutónico de Salave está localizado en el cinturón metamórfico de Tapia-

Boal-Los Ancares, el cual se sitúa principalmente dentro de la zona de la biotita, aunque

en las proximidades de intrusiones graníticas se alcanza la isograda de la andalucita-

cordierita y localmente la del granate. Las paragénesis minerales están caracterizadas

por la presencia de andalucita, cordierita y, menos frecuentemente, granate, así como

biotita, clorita y moscovita.

Es interesante destacar que es improbable que un cinturón metamórfico tan extenso

pueda ser generado solamente por el efecto térmico de los pequeños plutones que

afloran en él. La anomalía térmica que origine esta banda podría ser explicada si se

considera el efecto que produciría un gran cuerpo ígneo subyacente (O. Suárez et al.

1990).

Memoria Técnica

21

3.2 GEOLOGIA LOCAL

El yacimiento de Salave se sitúa en el borde este del Dominio del Manto de Mondoñedo

(DMM), adyacente al Dominio del Navia-Alto Sil (DNAS). Estas dos unidades geológicas

están separadas por una estructura principal: el cabalgamiento basal del Manto de

Mondoñedo. Además, Salave está dentro del anteriormente mencionado cinturón

metamórfico e ígneo de Tapia-Boal-Los Ancares. Esta situación geológica proporciona,

como veremos más adelante, el escenario perfecto para la formación de un gran

yacimiento aurífero: fuerte preparación estructural y magmatismo derivado del manto.

La cartografía geológica sobre el área del proyecto resulta difícil debido a la escasez de

afloramientos, que se limitan prácticamente a los acantilados de la costa. La mayor

parte del área del proyecto está cubierta por sedimentos marinos cuaternarios,

denominados “Rasa”, cuyo espesor varía desde algunos centímetros a unos 10 m.

Figura: 6 Mapa Geológico del área de Salave

Memoria Técnica

22

Figura: 7. Sección geológica

3.2.1 Rocas metasedimentarias

Estas litologías consisten en pizarras, aresiscas, cuarcitas y algunas escasas

intercalaciones de pizarras negras grafitosas, pertenecientes a la Serie de los Cabos.

Estas rocas están intruidas por varios cuerpos ígneos, generando metamorfismo de

contacto, y formando corneanas principalmente biotíticas y piroxénicas, con cordierita,

andalucita y localmente granate.

El contacto de la granodiorita de Salave con los metasedimentos varía desde ser neto,

más o menos pasivo y con pequeñas inyecciones a favor de planos de foliación, a ser

forzado y producir zonas brechificadas.

En los metasedimentos la mineralización de oro se limita a estrechas venas de cuarzo-

arsenopirita y pequeñas zonas de brecha. Mientras que la mayoría de las labores

mineras sobre los filones de cuarzo-molibdeno se sitúan, en estas rocas, en fallas de

alto ángulo y próximas al contacto con el intrusivo.

3.2.2 Rocas ígneas

Estas están directamente relacionadas con la mineralización y comprenden varios

stocks y diques, los cuales constituyen el Complejo Ígneo de Salave (también

denominado en la literatura como “Cuerpos Intrusivos de Tapia”, Corretge L.G. et al.

1990). Estas rocas ígneas (incluidas en el grupo de los “Granitos Calcoalcalinos Post-

Tectónicos y Rocas Básicas Asociadas”), muestran características de intrusivos de Tipo

I y siguen una serie calcoalcalina de tipo granodiorítico. Esta litología

Memoria Técnica

23

fundamentalmente consiste en intrusivos intermedios a básicos, con composiciones

que varían de gabros y gabrodioritas a granodioritas.

COMPLEJO ÍGNEO DE SALAVE El yacimiento de Salave está dentro de este complejo, concretamente en la granodiorita

alterada. Los siguientes párrafos describen las características principales de los

diferentes tipos de intrusivos que se encuentran en esta área.

GRANODIORITA DE SALAVE A partir de los afloramientos y los sondeos puede deducirse la forma elongada de este

stock. Tiene una extensión de más de 2 kilómetros de largo en dirección noroeste-

sureste y unos 500 de ancho. En el área de Los Lagos, en la corta romana, una

cartografía detallada muestra mejor su complicada estructura de “roof-pendants” y

apófisis sub-aflorantes.

Cinco dataciones con isótopos de K-Ar en biotitas de rocas granodioríticas dan un valor

medio de 284.2 +/-7 Ma (Harris 1979), además una datación con isótopos de Rb-Sr en

biotitas de la granodiorita de Salave proporcionaron una edad de 287 +/-8 Ma.

Cuando está fresca, la granodiorita aparece como una roca dura, ligeramente porfídica,

blanca y negra. Presenta una textura Hipidiomórfica-granular, siendo los minerales

esenciales plagioclasa (40%), cuarzo (30%), biotita (15%), feldespato potásico (10-

15%) y moscovita (1%). Los minerales accesorios más importantes son apatito, circón,

esfena, pirita, magnetita, hornblenda y, con alteración incipiente, clorita, carbonato y

sericita.

La plagioclasa aparece tanto como fenocristales de hasta 6-8 mm de largo, como

pequeños cristales en la matriz. Está fuertemente zonada, variando en composición de

An30 a An48.

El cuarzo es típicamente anhedral y frecuentemente tiene bordes en cúspide. Aparece

como granos de forma irregular de hasta 4 mm, pero es más común como un

entramado de diminutos cristales (0.1 mm) en la matriz.

La biotita se distribuye regularmente y aparece típicamente como listones de 1-2 mm

de largo. Tiene un marcado pleocroismo y pequeñas inclusiones de circón o apatito.

El feldespato potásico está principalmente restringido a la matriz, aunque

ocasionalmente forma fenocristales. Mayoritariamente es ortoclasa con una pequeña

componente albititica. También pueden observarse intercrecimientos pertíticos.

Los enclaves básicos son frecuentes, con su dimensión larga variando de pocos

centímetros a más de un metro. Son más bien de grano fino y se caracterizan por la

prácticamente ausencia de feldespato potásico y un alto porcentaje de biotita y anfíbol.

Estos enclaves básicos podrían representar xenolitos de los gabros previamente

emplazados. Algunos de ellos han sido descritos como “enclaves cortlandíticos” (Galán

y Suárez, 1989), sugiriendo un origen muy profundo de estos magmas.

Memoria Técnica

24

Hay que mencionar que el término “granodiorita” se está utilizando para referirnos a

estas litologías, por simplificar, aún cuando no es estrictamente apropiado. A menudo

hay transiciones hacia cuarzo-dioritas o tonalitas al variar el contenido en feldespato

potásico.

GABROS DE SALAVE Y PORCÍA Estos gabros se extienden sobre un área de 2.5 km por 0.6 km, en dos cuerpos

principales, desde la playa del Figo a la orilla oeste del río Porcía. Representan las rocas

ígneas más antiguas de la zona (329.9 +/-11 Ma, K-Ar en biotitas, Harris 1979), además

son frecuentes los enclaves de estos gabros dentro de la granodiorita. Los contactos con

los metasedimentos son aparentemente bastante netos y xenolitos de ellos son

bastante frecuentes.

Varios tipos petrológicos se han descrito dentro de este conjunto de gabros (biotítico-

anfibólicos, biotítico-piroxénicos, granogabros con hiperstena y leucogabros

holoplagioclásicos). También se ha propuesto una continuidad química desde los

gabros a la granodiorita (Suárez, 1970).

Puede observarse algo de alteración en los gabros (sericitización, cloritización y

carbonatización), generalmente controlada por fracturas, aunque es destacable que no

se ha encontrado mineralización significativa en esta litología.

GRANITO DE PUNTA CAMPEGA Se puede describir como un microgranito o un granito aplítico. Está intruyendo el gabro

de Salave justo en el borde de costa. Es una roca leucocrática y equigranular con textura

alotriomórfica, formado por cuarzo, plagioclasa sericitizada, feldespato potásico, clorita

sericitizada y óxidos de hierro.

DIQUES En el área de Salave aparecen diques porfídicos de composición dacítica-riodacítica a

andesítica. Varían desde centímetros a un metro de anchura. Cuando están frescos son

de color oscuro y compuestos de fenocristales de feldespato, biotita y de cuarzo

generalmente redondeado, en una matriz de grano muy fino de composición similar y

que generalmente está alterada a sericita.

La mayoría de los diques conocidos son anteriores a la alteración hidrotermal y la

mineralización, estando afectados por los mismos procesos que la granodiorita.

ÁREA DE REPRESAS Esta zona está situada justo al este de la villa de Tapia de Casariego y a menos de 1.5 km

al oeste de la extensión más occidental, conocida hasta el momento (sondeo RT38), de

la granodiorita de Salave, con la que probablemente esté relacionada genéticamente.

Memoria Técnica

25

En esta área, geológicamente compleja, de la playa de Represas pueden observarse

algunos diques y una intrusión sub-aflorante, que han sido descritos como

mineralógicamente idénticos a la granodiorita de Salave, distinguiéndose

texturalmente por ser más marcadamente porfídicos (Harris, M., 1979). Los tres tipos

principales de rocas ígneas que se encuentran en esta zona son:

Granodiorita rica en biotita, de grano fino, ligeramente porfídica y con fenocristales de

feldespato muy sericitizados. En algunos casos es muy claro el carácter corroído de los

bordes del cuarzo. Frecuentemente contiene pirita, molibdenita y en menor medida

calcopirita.

Granodiorita muy rica en cuarzo, con poca mica y ausencia de cuarzos corroídos.

Siendo el contenido en feldespato potásico ligeramente más alto.

También existe un pequeño afloramiento de pórfido riodacítico, de color rosado,

compuesto por cuarzo, clorita y feldespato alterado, en una matriz de cuarzo y

feldespato potásico. Contiene pequeñas cantidades de pirita euhedral diseminada,

aunque las estructuras tipo “boxwork” por lixiviación de sulfuros son frecuentes.

Las intrusiones de Represas parecen haberse canalizado a través del mismo sistema de

fracturación noroeste-sureste que está controlando a gran escala la intrusión de la

granodiorita de Salave.

Se encuentran muchos otros pequeños afloramientos de rocas ígneas en el borde de la

costa, en su mayoría aparecen como pequeños diques en la Serie de los Cabos. Estas

rocas muestran composiciones y texturas similares a las descritas en Represas y Salave.

A modo de ejemplo podemos mencionar el pórfido granodiorítico-riodacítico de la

playa de los Castríos, situado al este de Represas, también en el puerto de Tapia

aparece un pórfido cuarzo-biotítico/clorítico-feldespático con orientaciones de flujo, o

también, en la playa de Turbela situada entre Salave y Represas, hay otro pórfido

gabro-diorítico de tres metros de potencia.

3.2.3 Estructura

Los metasedimentos están afectados por las tres fases principales de la deformación

hercínica, mostrando los correspondientes pliegues, fallas y foliaciones. Sin embargo,

los sistemas de fracturas y fallas NO-SE y NE-SO son más significativos para el

emplazamiento de la mineralización.

La forma aparente de grandes diques de la granodiorita de Salave y de los gabros de

Salave y Porcía, parece estar controlada por fallas NO-SE. Del mismo modo varios

filones de cuarzo con oro, en los metasedimentos, y algunos diques porfídicos están

emplazados en estructuras de alto ángulo NO-SE.

Por otro lado el sistema NE-SO es paralelo a las estructuras hercínicas regionales

(estratificación, plegamiento, calbalgamientos y fallas tardías). Así mismo esta es la

orientación los cinturones ígneos, metamórficos y auríferos en la parte occidental de

Asturias. En más detalle, en el área de Salave el cabalgamiento basal del manto de

Memoria Técnica

26

Mondoñedo (y estructuras relacionadas), muchos diques porfídicos y filones auríferos

de cuarzo y arsenopirita, también siguen esta dirección. Además es muy notable que los

cuerpos de mineral en el yacimiento de Salave estén incluidos en una zona tabular de

dirección NE-SW e inclinada suavemente hacia el NO.

3.3 MINERALIZACIÓN

El yacimiento aurífero de Salave está encajado principalmente en la parte oeste de la

granodiorita de Salave cerca del contacto con los metasedimentos de la serie de Los

Cabos. El yacimiento está constituido por diversos cuerpos sub-horizontales incluidos

en una banda tabular de dirección NE buzando unos 30º al NW.

La mineralización de Au está relacionada con determinados estadios metasomáticos del

sistema hidrotermal que provoca la alteración de la granodiorita de Salave.

Particularmente, las zonas de alto contenido en Au están genéticamente ligadas a la

alteración albita-sericita-carbonato con diseminación intensa de arsenopirita acicular,

con contenidos variables de pirita y estibina. La destrucción de la textura original es un

aspecto significativo en las zonas más alteradas y mineralizadas de la granodiorita. Los

filones de cuarzo-carbonato con molibdeno son frecuentes en el entorno del

yacimiento, si bien el contenido en Au de los mismos es nulo.

Según un informe de Anglo American Research Laboratories (1983), alrededor de un

70% del Au del yacimiento está asociado a sulfuros, probablemente como partículas

sub-microscópicas dentro de la pirita o arsenopirita.

3.3.1 Antecedentes bibliográficos

La mineralización y alteración de la granodiorita de Salave fueron descritas en detalle

por primera vez por M. Harris en su tesis doctoral (1979), realizada durante la época en

que Gold Fields Ltd. estaba investigando el yacimiento.

Harris (1979) propuso el “Yacimiento Tipo Salave”, como aquel formado en cualquier

tipo de roca cuarzo-feldespato-ferromagnesiana, probablemente en una zona de

tectonización importante, con una alteración zonada en la que se observa un

decrecimiento en la carbonatización, albitización, desilicificación, sericitización y

destrucción de la textura ígnea original, desde la zona mineralizada hacia fuera,

estando la mineralización asociada a pirita, arsenopirita, estibina y cantidades

accesorias de otros metales base.

Harris (1979), describió las diferentes alteraciones en Salave, desde la granodiorita

fresca, la alteración clorítica-sericítica, propilítica, albitítica y finalmente la alteración

más intensa y mineralizada (contenido en Au superior a 1g/t), a la que llamó

“Hongorock”, en honor a la teoría de que la morfología resultante de la zona

mineralizada se asemejaba a una seta. La secuencia paragenética de deposición del Au

y sulfuros sería la siguiente:

Pirita-arsenopirita-Au

Memoria Técnica

27

Molibdenita (1) y probablemente más Au

Escalerita y posiblemente algo de Au

Estibina

Filones con arsenopirita-pirita-calcopirita-molibdenita (2)-pirrotina-marcasita

Posteriormente a los trabajos de Harris, las referencias bibliográficas relacionadas con

el yacimiento de Salave son escasas, aparte de los informes internos de las compañías

que continuaron con la investigación del yacimiento.

J. Fernández Catuxo (1998) describe las alteraciones del yacimiento de Salave como el

resultado de las transformaciones texturales, mineralógicas y químicas de la

granodiorita de Salave, con importante aporte de metales. Las alteraciones que

describe son bastante similares a las de Harris (1979), concluyendo que la mayor parte

correspondenden al tipo propilítico.

L.M. Rodríguez-Terente et al. (1998 y 2000) centraron su investigación en la parte más

profunda del yacimiento la cual había sido recientemente sondeada por la compañía

San Diego Gold Minery SA en 1996 y 1997. Ellos describen la secuencia de alteración

metasomática de los components de la granodiorita de la siguiente manera:

Biotita magmática se altera a clorita

Plagioclasa magmática se altera a albita+moscovita

Hornblenda magmática se altera a tremolita+clorita+cuarzo

Clinopiroxeno magmático se altera primero a hornblenda+/-magnetita+/-pirrotina,

después a tremolita+clorita+/-pirita+/-hematites y finalmente a

clorita+dolomita+/-calcita magnésica+cuarzo.

Las paragénesis definidas por estos autores son similares a las de Harris (1979) con un

estadio inicial de pirita-arsenopirita de grano fino y un estadio más tardío con estibina

y molibdenita. También mencionan pirrotina, esfalerita, calcopirita, gersdorffita,

berthierita, jamesonita, zinkenita y horobetsuita como sulfuros accesorios, y un estadio

tardío de arsenopirita de grano grueso.

3.3.2 Alteración y mineralización

El departamento de geología de EMC ha interpretado y descrito las alteraciones del

yacimiento de Salave de acuerdo con Harris (1979) de la siguiente forma:

1. Alteración clorítico-sericítica. Es la más distal respecto a la mineralización aurífera,

caracterizada por el reemplazamiento de la biotita por clorita, mientras que la

plagioclasa se altera a sericita. No se aprecian cambios macroscópicos en la textura

original de la granodiorita.

2. Alteración propilítica. Este término fué adoptado por Harris (1979) de la

bibliografía clásica relativa a alteración hidrotermal asociada a pórfidos cupríferos,

si bien las paragénesis resultantes en Salave difieren de las de dichos yacimientos.

La granodiorita de Salave afectada por la alteración propilítica es de color verdosa,

Memoria Técnica

28

con pérdida de textura original debido al reemplazamiento de cuarzo por

carbonato; el reemplazamiento casi completo de plagioclasa por sericita y

carbonato; la conversión total de biotita en clorita con carbonato, rutilo y algo de

epidota; y la introducción de carbonatos secundarios, sericita, albita y sulfuros. La

nueva textura puede estar intensamente orientada con buzamientos variables entre

20 y 45º hacia el oeste.

3. Alteración albítica. La albitización ha sido descrita como uno de los fenómenos más

característicos de Salave. Típicamente de color crema, tiene lugar entre la

alteración propilítica y la zona mineralizada “Hongorock”. La formación de albita se

produce como diminutos cristales euhédricos de hasta 0.01mm, asociados con

venas y parches de carbonatos. También se forma albita como fenocristales de

hasta 5mm de largo reemplazando a las plagioclasas originales. Frecuentemente

también reemplaza al cuarzo original de forma que la desilicificación de la

granodiorita es un fenómeno característico del yacimiento de Salave. En este

estadio la clorita se altera parcialmente a sericita.

4. “Hongorock”. Este término indica la culminación de la alteración hidrotermal en

Salave produciendo una fuerte carbonatización, sericitización y albitización. La

textura original de la granodiorita queda completamente destruida debido al

crecimiento de sericita extruyendo de los fenocristales de feldespato; a la

removilización de sílice y al influjo de carbonatos, albita y sulfuros. La clorita deja

de ser estable en este campo y se altera a sericita. La paragénesis típica de sulfuros

está constituida por arsenopirita y pirita diseminada con cantidades variables de

estibina, molibdenita y esfalerita accesoria que parecen ser posteriores a la fase de

reemplazamiento de los silicatos

La mineralización aurífera descrita por Harris (1979), está en relación con:

Pirita y diminutos cristales euhedrales de arsenopirita.

Diseminación blanquecina de carbonatos.

Sericita amarillenta con formas aciculares.

Las investigaciones recientes realizadas por Rio Narcea Gold Mines indican que la ley

de oro está fuertemente ligada con la cantidad de arsenopirita acicular diseminada,

principalmente entre las láminas de sericita, de una albitita intensamente sericitizada,

de tonalidad verde oliva.

Las zonas con estibina tienen valores significativos de Au, mientras que la correlación

de la pirita y la arsenopirita de grano grueso con el Au, es baja. Los filones de cuarzo-

carbonato con molibdenita no contienen valores de oro significantes.

3.3.3 Condiciones fisicoquímicas y modelo genético

Harris (1979) estableció el siguiente modelo genético para el yacimiento de Salave:

Memoria Técnica

29

INTRUSIÓN DEL COMPLEJO GRANODIORÍTICO DE SALAVE ENTRE EL GABRO Y LOS METASEDIMENTOS A

FINALES DE LA OROGENIA HERCÍNICA.

Gran cantidad de volátiles (H2O-CO2-H2S) conducidos desde las rocas encajantes por

estructuras regionales importantes. Estos fluidos encontraron la granodiorita en fase

de enfriamiento provocando las alteraciones resultantes y la mineralización. La

procedencia de los metales, As, Sb, Mo, Au, Zn, W y B no es clara. Pudieron haber sido

sustraídos de los metasedimentos o proceder del propio intrusivo.

Las alteraciones producidas en la granodiorita son el resultado de una redistribución, a

grandes rasgos isoquímica, de la granodiorita de Salave, bajo unas nuevas condiciones

de presión, temperatura y composición del fluido. Los fluidos propuestos debieron

tener un pH casi neutro, probablemente en el rango de 250-350º, con esporádicos

episodios de ebullición.

ESTADIO DE FRACTURACIÓN TARDÍO QUE PROPORCIONÓ CONDICIONES OXIDANTES AL SISTEMA.

L.M. Rodríguez-Terente et al. (1998), realizaron un estudio paragenético para

determinar la evolución y condiciones de formación del yacimiento basado en diversos

geotermómetros, concluyendo que la temperatura de la arsenopirita de la fase inicial se

incrementa con la profundidad pasando de 290 +/- 26ºC en la actual superficie, a 400

+/-38ºC en la parte más profunda sondeada (unos 300m de profundidad). Las fases

más tardías precipitaron a temperaturas comprendidas entre 160 y 240ºC. Para ambos

estadios, el pH estaría entre 6 y 8, y la presión fue siempre inferior a 300 bars. Las

bajas temperaturas, el pH neutro o ligeramente alcalino y las elevadas fugacidades de S

sugieren que el oro precipitó a partir de complejos sulfurados más que de complejos

clorurados.

Exploraciones Mineras del Cantábrico cree que el yacimiento de Salave es un típico

yacimiento asociado a un intrusivo, probablemente con un control estructural de la

mineralización. La presencia de diversos cuerpos sub-horizontales englobados en una

banda tabular de dirección NE buzando unos 30º al NW puede indicar que los fluidos

hidrotermales circularon de forma ascendente por una estructura Hercínica, reactivada

como cizalla en los estadios tardihercínicos, de forma que los esfuerzos extensionales

dentro de ésta generaron conductos sub-horizontales para la circulación y

precipitación de los metales.

En la figura siguiente se observa una sección E-O del el yacimiento de Salave. En el

esquema de la parte inferior se muestra una interpretación hipotética de un modelo

estructural acorde con la morfología de los cuerpos mineralizados y con las

observaciones de sondeos. Para confirmar esta idea se debe realizar un estudio

estructural mucho más detallado.

Memoria Técnica

30

Figura: 8 Sección O-E. Modelo estructural esquemático

Memoria Técnica

31

3.4 ESTUDIOS GEOFÍSICOS

Con los conocimientos actuales, el yacimiento de Salave se encuentra abierto en

profundidad hacia el oeste, siendo en esta zona en la que hay más posibilidades de

aumentar reservas a continuación de las ya localizadas o en nuevos cuerpos

mineralizados.

La mineralización económica se encuentra asociada prácticamente en su totalidad a la

granodiorita, por lo que la exploración también se enfoca a la localización de cúpulas

graníticas no aflorantes.

El método geofísico más adecuado para estudiar la continuidad y localización de la

granodiorita en profundidad es la gravimetría.

Por las particularidades de este método, la amplitud (valor máximo) y la longitud de

onda (extensión) de las anomalías producidas por un cuerpo granítico de estas

características es necesario que la extensión de la zona de estudio sea muy superior al

área de interés propiamente dicha. En este caso, considerando que ésta es de 1,5 x 0,5

km, la zona a cubrir por la geofísica deberá tener del orden de 2 x 1,5 km

aproximadamente.

Para resolver este tipo de objetivo es recomendable medir del orden de 60-70

estaciones por km2 distribuidas lo más uniformemente posible aunque aprovechando

al máximo los caminos y pistas. RNGM contrató a la compañía IGT con sede en Madrid,

para realizar a principios de 2005 un estudio gravimétrico de los alrededores de Salave.

Se dispone de algunos mapas que se incluyen en el presente informe. En la figura

siguiente se observa la posición de las estaciones gravimétricas sobre las que se realizó

las lecturas gravimétricas. En la figura posterior se observa la anomalía gravimétrica

residual, que refleja la anomalía obtenida después de filtrar los efectos topográficos, la

proximidad del mar… Los bajos gravimétricos (en tonos azules) indican la presencia de

cuerpos de menor densidad relativa (granodiorita alterada) por lo que el campo de

exploración se extiende claramente hacia el Oeste del actual yacimiento.

Memoria Técnica

32

Figura: 9 Localización de las estaciones gravimétricas. Proyecto Salave

Memoria Técnica

33

Figura: 10 Anomalía gravimétrica residual. Proyecto Salave

Memoria Técnica

34

3.5 REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS

Corretgé, L.G., Suárez, O. and Galán, G. (1990). “West Asturian-Leonese Zone: Igneous Rocks”.

En: Dallmeyer R.D. and Martínez García E. (eds.), Pre-Mesozoic Geology of Iberia. Springer

Verlag, Berlin Heidelberg, 115-128.

Fernández-Catuxo J. (1998). “The Salave gold prospect revisited: new ideas for an old deposit”.

En: Arias, D., Martín-Izard, A. and Paniagua, A. (eds.), “Gold Exploration and Mining in NW

Spain”. Facultad de Geología, Universidad de Oviedo, 82-85.

Fernández-Suárez J. (1998). “Granitoid Magmatism in the Authochthonous of the NW Iberian

Variscan Belt: An Overview”. En: Arias, D., Martín-Izard, A. and Paniagua, A. (eds.), Gold

Exploration and Mining in NW Spain. Facultad de Geología, Universidad de Oviedo, 12-19.

Harris, M. (1979) “Alteration and mineralization at the Salave Gold Prospect, NW Spain”, Ph.D.

Thesis, Department of Mining Geology, Royal School of Mines, Imperial College of Science and

Technology, London. Unpublished.

Martínez Catalán, J.R., Pérez-Estaún, A., Bastida, F., Pulgar, J.A. and Marcos, A. (1990). “West

Asturian-Leonese Zone: Structure”. En: Dallmeyer R.D. and Martínez García E. (eds.), Pre-

Mesozoic Geology of Iberia. Springer Verlag, Berlin Heidelberg, 103-114.

Pérez-Estaún, A., Bastida, F., Martínez Catalán, J.R., Gutiérrez Marco, J.C., Marcos, A. and Pulgar,

J.A. (1990). “West Asturian-Leonese Zone: Stratigraphy”. En: Dallmeyer R.D. and Martínez García

E. (eds.), Pre-Mesozoic Geology of Iberia. Springer Verlag, Berlin Heidelberg, 92-102.

Pérez-Estaún, A., Martínez Catalán, J.R. and Bastida, F. (1991). “Crustal thickening and

deformation sequence in the footwall to the suture of the Variscan belt of the northwest Spain”.

Tectonophysics, 191: 243-253.

Rodríguez-Terente, L.M., Moreiras, D.B. and Marcos, C. (2000). “Alteration morphologies and

gold grades in the gold-bearing ore deposit of Salave, Tapia de Casariego, Asturias” En: Cadernos

Lab. Xeolóxico de Laxe, Coruña 2000. Vol 25, pp. 91-93.

Rodríguez-Terente, L.M., Moreiras, D.B. and Marcos, C. (2000). “Hydrothermal alteration of the

gold-bearing ore deposit of Salave, Tapia de Casariego, Asturias” En: Cadernos Lab. Xeolóxico de

Laxe, Coruña 2000. Vol 25, pp. 95-98.

Rodríguez-Terente, L.M., Paniagua, A. and Moreiras, D.B. (1998). “Ore mineralogy and evolution

of the Salave gold deposit”. En: Arias, D., Martín-Izard, A. and Paniagua, A. (eds.), Gold

Exploration and Mining in NW Spain. Facultad de Geología, Universidad de Oviedo, 165-169.

Memoria Técnica

35

4 MODELO Y RECURSOS GEOLÓGICOS

EMC S.L: contrató en 2010 un estudio para evaluar los recursos mineros del Proyecto

Salave, a la compañía Scott Wilson, con sede en Toronto, Canadá, bajo la supervisión del

señor Hrayr Agnerian, M.S.C. geólogo consultor.

Para realizar el estudio, SW utilizó la base de datos de sondeos de RNGM, la cual incluía

toda la información previa, referente a los sondeos realizados en el Proyecto Salave,

además de los propios de RNGM hasta la fecha del estudio.

El cálculo y definición de recursos/reservas minerales se realizó de acuerdo con la

normativa de clasificación recomendada por el CIM (Canadian Institute of Mining) y la

norma NI y la norma N43.101

4.1 BASE DE DATOS

La base de datos utilizada por SW incluía información de 236 sondeos. Esta base de

datos fue adaptada para poder trabajar con los programas de Gemcom. SW realizó un

estudio estadístico preliminar independiente para cada grupo de sondeos realizados

por las diferentes compañías. En la tabla siguiente se muestran los resultados básicos

del estudio estadístico por compañías:

Nº

MUESTRA

MÁXIMO

(G/T AU)

MEDIA

(G/T AU)

DEV. STD.

(G/T AU)

VARIANZA

(G/T AU)

ANGLO* 1,277 45.00 3.17 3.16 10.00

GOLD FIELDS 159 21.00 2.62 2.73 7.46

IMEBESA 683 46.00 3.28 4.35 18.92

RIO TINTO 143 9.40 2.31 1.52 2.32

NEWMONT 835 33.70 3.78 4.08 16.64

OROMET 159 14.50 3.54 2.10 4.42

LYNDEX 1,549 79.54 6.32 8.96 80.20

RIO NARCEA 176 59.00 6.52 9.01 81.16

TOTAL 4,981 79.54 4.35

TOTAL MENOS LYNDEX Y RNGM 3,256 46.00 3.30

NOTA*: SE ELIMINÓ DE LA BASE DE DATOS UN VALOR ANÓMALO DE 166 G/T AU.

Tabla 4 Datos estadísticos (ley de corte en Au > 1.0 g/t)

Los datos de la tabla anterior indican que la ley media del yacimiento se ha

incrementado a medida que se ha investigado el mismo, sobre todo a partir de Lindex y

definitivamente con RNGM. La viabilidad del proyecto ha exigido el estudio detallado

de las zonas de alta ley por lo que resulta razonable que la ley media de las muestras de

los sondeos haya experimentado un incremento.

Memoria Técnica

36

4.2 MUESTREO Y CONTROL DE CALIDAD DE LOS ANÁLISIS

Las empresas anteriores (Imebesa, Rio Tinto, Gold Fields, Anglo, Oromet JV, Newmont,

Lyndex y RNGM) realizaron sondeos de perforación con diamante y roto percusión. Los

sondeos fueron testificados por geólogos especialistas en la materia. Este trabajo fue

implementado con la señalización de contactos litológicos, características estructurales,

etc.

Memoria Técnica

37

Figura: 11. Preparación de muestras y Análisis previos

Memoria Técnica

38

Posteriormente en el 2004 RNGM realizó una campaña de cierre de malla. Todas las

muestras de la fase de relleno del proyecto Salave han sido preparadas y analizadas en

el laboratorio de Río Narcea Gold Mines situado en El Valle, concejo de Belmonte de

Miranda, Asturias. Para controlar la calidad de los análisis, Río Narcea Gold Mines

diseñó un programa específico. Este programa pretende ser la herramienta para medir

y controlar los errores asociados al manejo y preparación de las muestras y a los

procedimientos de análisis en el laboratorio.

Toda medida analítica es afectada por una precisión y una exactitud. La precisión es la

medida de la reproducibilidad de un resultado. La exactitud es la relación entre el

resultado verdadero y el obtenido en el análisis. El programa de control establecido

pretende medir y valorar ambos conceptos. Para ello, en el procedimiento de

preparación de la muestra se establecen unos controles y chequeos que incluyen:

Blancos: Son muestras cuyo valor en el elemento analizado es virtualmente cero, y

controlan la posible contaminación durante el procedimiento de preparación y análisis.

Suelen ser muestras de cuarzo o de roca estéril. Para el proyecto Salave se han usado

como blancos testigos analizados previamente y cuyo contenido en oro es inferior a

0,05 g/t

Estándares: Son muestras cuyo valor en el elemento analizado se conoce previamente

y miden la exactitud. Río Narcea utiliza el G397-4 de Geostats, que ha sido preparado

con los análisis de 65 laboratorios y cuyo valor en Au es de 3.13 g/t con una desviación

estándar de 0.14 g/t.

Duplicados: Son muestras escogidas al azar o sistemáticamente del grupo que se

pretende analizar y que se analizan por duplicado para controlar la precisión. Para el

proyecto de Salave los duplicados se analizan tanto en el laboratorio de RNGM, como en

dos laboratorios externos:

Fundación ITMA, Asturias

SGS Lakefield Research Limited (Ontario, Canadá)

En el siguiente esquema se describe el procedimiento de preparación de las muestras

así como los controles establecidos:

Memoria Técnica

39

Figura: 12. Procedimiento de preparación de las muestras

Los resultados obtenidos en los controles se recogen en unas tablas y gráficas,

comparando en el caso de los duplicados los laboratorios dos a dos:

muestra inicial

12 - 14 kg

Muestreo 1/2

5 - 7 kg insertar blanco (1 cada 20)antes de envío de muestras

secado 95ºC a El Valle

Machacadora < 6 mm (lo más fino posible)

Molino LM5 95% < 0,425 mm

Muestreador rotatorio

Guardar 450-550 gr duplicado (1 cada 20)

Molino LM2

95% < 200#

Muestreo manual duplicado/chequeo

Guardar 1 x 70 grs a laboratorio

As, Sb, Mo, S, C

Au

1 x 50 o 2 x 30 grs 2-10 grs

Introducción de error de muestreo

Elements

blanco 1 cada 20 Au

duplicado LM5 1 cada 20 Au

duplicado LM2 1 cada 20 Au, As

chequeo 1 cada 20 Au, As Análisis por laboratorio externo (alternar 2 laboratorios)

tamizado 1 cada 200 % pasante

primeras 1000 muestras: 1 cada 5 duplicado interno y chequeo en 2 laboratorios externos

Memoria Técnica

40

Figura: 13. Correlación Lakefield-RNGM

Un estándar o patrón de referencia es incluido en cada lote de 27 muestras que se

analizan juntas. Los resultados se tabulan y se calcula el parámetro: (valor obtenido –

valor esperado) / desviación típica, que se recoge en una gráfica.

Figura: 14. Grafico valor obtenido-valor esperado/desviación típica

Cada punto de la gráfica corresponde al valor del patrón obtenido para cada lote de

muestras, permitiendo medir la exactitud del exactitud esperada para ese lote. La línea

roja corresponde a 3 desviaciones típicas y la naranja a 2 desviaciones respecto del

valor certificado del patrón.

Proyecto salave - Chequeos Lakefield-RNGM

0,01

0,10

1,00

10,00

100,00

0,01 0,10 1,00 10,00 100,00

Au g/t RNGM

Au

g/t

Lak

efi

eld

(Valor obtenido - valor esperado) / desviación típica

-4,0

-3,0

-2,0

-1,0

0,0

1,0

2,0

3,0

4,0

Sal001

Sal003

Sal005

Sal007

Sal009

Sal012

Sal014

Sal015

Sal018

Sal019

Sal020

Sal021

Sal022

Sal025

Sal027

Sal028

Sal030

Sal032

Sal033

Sal035

Sal037

Sal038

Sal039

Sal041

Sal042

Sal044

Sal046

Sal050

Memoria Técnica

41

4.3 DENSIDADES DE ROCA

Las medidas de densidades iniciales fueron tomadas principalmente por Anglo y

Newmont. La base de datos ha sido actualizada con los datos de RNGM y es un valor

que se sigue actualizando a medida que se toman nuevos datos. En la tabla 5 se

muestran las diferentes densidades calculadas por las diferentes compañías

mencionadas, en función del tipo de roca o del contenido en Au. RPA, utilizó una

densidad media de 2.74 g/cm³ para el cálculo de recursos de Salave del presente

estudio.

COMPAÑÍA NO. DE MUESTRAS CATEGORÍA DENSIDAD (G/CM³) DENSIDAD MEDIA PARA EL CÁLCULO

ANGLO 1 <0,5 G/T AU 2,79 2,74

15 >0,5 G/T AU 2,73

7 >1 G/T AU 2,74

52 OTROS 2,70

ANGLO 75 2,71

NEWMONT 4 GRANODIORITA 2,68 2,70

4 “SIENITA” 2,62

NEWMONT 8 2,65

RIO NARCEA 37 <0,5 G/T AU 2,58

37 >0,5 G/T AU 2,74

27 >1 G/T AU 2,74

20 >2 G/T AU 2,78

11 >5 G/T AU 2,77

129 OTROS* 2,63

RIO NARCEA 261 2,67

NOTA*: LA MAYOR PARTE ERAN MUESTRAS DE ROCA NO MINERALIZADA.

Tabla 5. Densidades de roca según los estudios previos

4.4 MODELO GEOLÓGICO

La interpretación de un modelo geológico tridimensional para el yacimiento de Salave

es una labor compleja debido a la multitud de cuerpos y estructuras mineralizadas que

componen el yacimiento y a la irregularidad de los mismos. Por otra parte, la

interpretación es un proceso dinámico en continuo cambio que se actualiza

diariamente a medida que se completan los sondeos. A lo largo de la investigación del

yacimiento se han establecido diversos modelos geológicos por las diferentes

compañías, en función de los datos disponibles en cada momento. RNGM ha construido

un modelo tridimensional a partir de múltiples secciones geológicas, que ha servido de

base para el cálculo de recursos del yacimiento. Las secciones geológicas se han

proyectado sobre los planos N-S y E-O de una malla local tras realizar un giro de 22.7º

hacia el oeste y una traslación, de las coordenadas generales UTM.

Memoria Técnica

42

Figura: 15 Modelo Mineral 3D

El modelo geológico obtenido fue revisado y adaptado por Roscoe Postle Associates

para realizar sus propios cálculos. Finalmente a finales de 2005 se interpretó el

yacimiento constituido por 17 cuerpos sub-horizontales apilados, dentro de una banda

de dirección NE buzando unos 30º al oeste. Estos cuerpos se han considerado como

sólidos independientes si bien en algunos casos pueden unirse entre ellos formando un

único cuerpo mineralizado. En la tabla siguiente se muestra un listado con todos los

cuerpos y sus dimensiones.

Los cuerpos mineralizados se distribuyen dentro de una zona de 350 m de largo por

350 m de ancho por 350 m de profundidad. En las figuras siguientes se representan

unas secciones y plantas geológicas con los diferentes cuerpos mineralizados. El

modelo tridimensional de los cuerpos mineralizados fue diseñado por RPA mediante

programas informáticos de Gemcom.

Memoria Técnica

43

Figura: 16 Cuerpos minerales – sección 6720N

Figura: 17 Cuerpos minerales – sección 6900N

Memoria Técnica

44

Figura: 18 Cuerpos minerales – sección 850E

Figura: 19 Cuerpos minerales – Nivel +25

Memoria Técnica

45

Figura: 20 Cuerpos Minerales Nivel -50

Figura: 21 Cuerpos minerales – Nivel -100

Memoria Técnica

46

CUERPO LONGITUD N-S (M) EXTENSIÓN E-O (M) POTENCIA (M)

A9 20 7 4

A8 30 8 6

A7 140 40 15

A6 230 100 30

A5 75 45 8

A4 350 250 30

A3 50 20 8

A2 100 80 15

A1 400 215 30

B2 50 20 4

B1 290 140 20

C2 150 75 20

C1 70 40 7

C0 50 10 8

C-1 40 15 8

C-2 40 20 8

C-3 25 30 2

Tabla 6. Cuerpos mineralizados y sus dimensiones según RPA

Posteriormente a finales de 2010 se realizó una nueva estimación de recursos por

medio de Scott Wilson RPA cuyo modelo de bloques fue importado al software

especializado en minería recmin (recursos mineros). Los resultados son muy similares

a los resultados obtenidos por RNGM:

4.5 MODELO DE BLOQUES

Scott Wilson construyó en 2010 un modelo de bloques mediante programas

informáticos Surpac de Gemcom, utilizando las coordenadas locales establecidas por

RNGM en el Proyecto Salave. El nuevo tamaño de los bloques es de 4 m (E-O), 4 m (N-S)

y 4 m en vertical, en comparación con el antiguo de 10x10x5. Los bloques fuera de los

17 cuerpos mineralizados se consideraron como estéril. Las leyes de los bloques se

interpolaron independientemente para cada cuerpo mediante “Inverso de la distancia

al cuadrado (ID2)” utilizando una elipse de búsqueda aplastada en la dirección

perpendicular al buzamiento de los cuerpos mineralizados. En las tablas siguientes se

muestran los datos del modelo de bloques.

Se ha establecido un modelo de bloques considerando un escenario mixto de cielo

abierto e interior:

Memoria Técnica

47

ESTE NORTE ELEVACIÓN

TAMAÑO DE BLOQUE (M) 4 4 4

ORIGEN DE BLOQUES 449E 6.548N -400

Nº. DE BLOQUES 238 135 114

MÍNIMO (TODOS) 449E 6.548 -400

MÁXIMO (TODOS) 1.401 7.160 N 56

MÍNIMO (BLOQUES MINERALIZADOS) 449E 6.552 N -376

MÁXIMO (BLOQUES MINERALIZADOS) 1361 E 7.152N 20

NOTA: TOTAL DE BLOQUES = 4.151.196 (238X153X114)

BLOQUES MINERALIZADOS = 21.068 (SIN LEY DE CORTE)

Para interpolar la ley de corte de los composites a los bloques se utilizó un elipsoide de

búsqueda con un mínimo de 1 y un máximo de 10 composites.

Con ello se construyó un número de semi-variogramas usando todos los datos del

composite de 4 m para las zonas mineralizadas. Los resultados indican que la el eje

mayor del elipsoide de búsqueda para modelizar las zonas mineralizadas tendría un

azimut de 214 .

SW ha usado dos métodos para validar el modelo de bloques:

o Inspección visual y comparación de la ley de los bloques y la ley de los

composites

o Comparación estadística de la distribución de la ley de los bloques y los

composites

El modelo de Bloques realizado cumple las exigencias del CIM Stardans for Mineral

and Mineral Reserves (NI-43.101) de Canadá.

ESTE NORTE ELEVACIÓN

TAMAÑO DE BLOQUE (M) 4 4 4

ORIGEN DE BLOQUES 605E 6.620N -272

Nº. DE BLOQUES 160 135 82

MÍNIMO (TODOS) 605E 6.620 -272

MÁXIMO (TODOS) 1.245 7.160 N 56

MÍNIMO (BLOQUES MINERALIZADOS) 605E 6.620 N -272

MÁXIMO (BLOQUES MINERALIZADOS) 1237 E 7.115N 56

NOTA: TOTAL DE BLOQUES = 1.771.200 (160X135X82)

BLOQUES MINERALIZADOS = 253.441 (SIN LEY DE CORTE)

Tabla 7 Descripción del modelo de bloques a cielo abierto

Tabla 8 Descripción del modelo de bloques por interior

Memoria Técnica

48

En las siguientes figuras se muestras ejemplos de vistas del modelo de bloques y el

desarrollo de interior.

Figura: 22 Vista 3d bloques

Memoria Técnica

49

Figura: 23. Vista bloques

4.6 CLASIFICACIÓN DE RECURSOS:

Dentro de los trabajos realizados en el estudio de alcance hecho por la empresa Golder

Associates terminado a principios de 2011, se han evaluado los diferentes escenarios

tanto de mina a cielo abierto como de interior, además buscando una opción

combinada.

Los resultados obtenidos son:

MINERIA RECURSOS (t) LEY (g Au/t) OZ

INTERIOR

MIXTO

CIELO ABIERTO

Tabla 9 Resultados de Recursos en el Estudio de Alcance

Con el modelo de bloques realizado por Scott Wilson –Roscoe, el equipo de consultoría

de Golder Associates ha realizado una evaluación de los recursos para la explotación

por minería por interior.

Se han considerado para minería subterránea las agrupaciones de bloques económicas

según distintos cut-off y con el fin de ver en qué zonas tenemos continuidades de

cuerpos minerales susceptibles de ser explotados por minería subterránea por método

de cámaras y pilares para los mayores de 16m y corte y relleno para los inferiores a 8 m

y mayores de 4m.

Memoria Técnica

50

Para ello se han teniendo en cuenta los siguientes aspectos:

o Se han considerado los costes de operación (€/t)

PROCESO TRATAMIENTO Y OTROS : €/T

MINERIA

SUBTERRANEA

ALTURA >= 16 M €/T

ALTURA >=8 M Y <16 M €/T

ALTURA >=4 M Y < 8 M €/T

Tabla 10. Costes de Operación para la clasificación de recursos

o Se ha considerado un precio del oro nominal de €/Oz ($/g) ratio $/€ .y una

recuperación del %. Además se ha considerado un % de recuperación en el

proceso.

o Se han realizado las agrupaciones de bloques económicos con cut-off que van

desde g/t hasta g/t de Au.

Se debe de tener en cuenta que las toneladas de mineral que se obtienen para cada

cut-off, corresponden a las agrupaciones de bloques que se realizan según los

criterios anteriores y no son las toneladas ROM que saldrían de la mina, entre otros,

por los siguientes motivos:

o Algunos cuerpos pequeños puede que no sean económicos.

o Existirán partes que no pueden ser explotadas por motivos geotécnicos.

o El resto de los cuerpos, aunque ya está considerada un cierta dilución en los

bloques, tendrían igualmente dilución de diseño y de explotación.

o Los pilares, además de no ser recuperables en su totalidad, tendrían una dilución

añadida por el relleno de las cámaras con estéril de mina y estéril de planta.

Los resultados se pueden ver a continuación:

SUBTERRANEO - TOTAL

TOTAL =

CUERPO MINERAL TONELADAS AU(G/T) OZ AU

3

5

6

7

8

10

11

Memoria Técnica

51

18

26

27

36

41

42

43

44

45

Tabla 11. Recursos por interior

4.6.1 Recursos medidos

Los recursos medidos, según SW-RPA, son aquellos incluidos en un volumen de roca

mineralizada, tal que, el espaciado entre los sondeos sea aproximadamente de 12,5 m.

Esto sucede en la zona superficial sondeada por Oromet. Corresponden a Mt a una ley

media de g/t. Los recursos medidos corresponden al 16,8 % de todos los recursos.

En la siguiente tabla se detalla por cuerpo mineral las agrupaciones de bloques.

REC. MEDIDOS

CUERPO MINERAL TONELADAS AU (G/T) OZ AU

3

5

6

7

8

10

11

18

26

36

Tabla 12. Recursos Medidos

4.6.2 Recursos indicados

Los recursos indicados, según SW-RPA, son aquellos incluidos en un volumen de roca

mineralizada, tal que, el espaciado entre los sondeos sea menor a 40 m, equivalente a la

distancia máxima obtenida a partir de los variogramas. Aproximadamente el% de los

recursos calculados en Salave se consideran recursos Indicados ( M de toneladas con

una ley media de g/t Au).

REC. INDICADOS

Memoria Técnica

52


3

5

6

7

8

10

11

18

26

27

36

44

45

Tabla 13. Recursos Indicados

4.6.3 Recursos inferidos

Los recursos inferidos, según SW-RPA, son aquellos incluidos en un volumen de roca

mineralizada, tal que, el espaciado entre los sondeos sea mayor a 40 m. Alrededor del

% de los recursos calculados en Salave se consideran Recursos Inferidos ( M de

toneladas con una ley media de g/t Au).

REC.INFERIDOS


3

5

6

7

8

10

11

18

26

27

36

41

42

43

44

45

Tabla 14. Recursos Inferidos

Memoria Técnica

53

5 MÉTODO DE EXPLOTACIÓN

5.1 RESUMEN ESTUDIO GEOTÉCNICO

Como un anexo se adjunta a esta memoria el estudio geotécnico completo donde se

podrá observar en detalle más características respecto a la caracterización geotécnica.

En el siguiente resumen se comenta de forma breve las características más

importantes.

Se ha realizado un estudio geotécnico para calcular las dimensiones de cámaras para la

explotación subterránea y los sostenimientos a utilizar en las galerías.

Para ello se han empleado los valores medios de los distintos parámetros obtenidos

para los grupos litológicos definidos en el área del proyecto.

Se realizaron numerosos e intensivos trabajos de campo así como ensayos de

laboratorio con el fin de definir el macizo rocoso que conforma el yacimiento de Salave

así como sus características geológicas, geomecánicas y geotécnicas. Estos trabajos se

refieren a numerosos sondeos geotécnicos, sondeos orientados, ensayos de resistencia

a compresión simple de la roca, densidad, ensayos de resistencia al corte de la misma,

etc.…

Se estudiaron las fracturas de la roca pudiendo definirse dos zonas de juntas

diferenciadas por la litología del macizo rocoso en el que se encuentran:

- Zona de materiales sedimentarios que comprende la zona Oeste del yacimiento.

El material presente en esta área son las intercalaciones de areniscas, pizarras y

cuarcitas, con una estratificación muy marcada y con una estabilidad

condicionada por la calidad del macizo rocoso, que se clasifica como “pobre”.

- Zona de materiales ígneos formada por granodiorita donde la calidad del

macizo rocoso es mucho mejor que en las areniscas, incluso contemplando la

granodiorita alterada.

Se realizaron análisis numéricos tridimensionales mediante el software informático

FLAC3D, considerando alturas de cámara de 40 metros con datos obtenidos de los valores medios de resistencia a la compresión, densidad y fracturación de las zonas mineralizadas detectadas en los sondeos de definición del yacimiento.

Se analizaron cámaras de 16 metros sin sostenimiento y 20 metros de ancho con

cables, con longitudes de 30 metros y alturas de 40 metros.

También se llevó a cabo un análisis de los parámetros geotécnicos de los materiales

susceptibles de ser atravesados por las galerías. Con este propósito se ha llevado a cabo

Memoria Técnica

54

un estudio exhaustivo de los datos tomados en distintas campañas de sondeos llevadas

a cabo para la definición del yacimiento de Salave.

De esta forma se establecieron diferentes métodos de sostenimiento para las diferentes

litologías atravesadas.

Todos los resultados de este estudio deben considerarse preliminares, teniendo en

cuenta que los parámetros geotécnicos has sido obtenidos a partir de la descripción de

testigos de sondeos, mayoritariamente geológicos, realizados para la definición del

yacimiento. Estos parámetros deberán ser confirmados y completados con las

descripciones geotécnicas que se realicen directamente sobre el terreno a medida que

avanzan las excavaciones destinadas a la explotación subterránea.

5.2 RESUMEN ESTUDIO HIDROGEOLÓGICO

Como un anexo se adjunta a esta memoria el estudio hidrológico-hidrogeológico

completo donde se podrá observar en detalle más características respecto a la

caracterización hidrogeológica. En el siguiente resumen se comenta de forma breve las

características más importantes del mismo.

Se ha realizado un exhaustivo estudio hidrológico-hidrogeológico en Salave con la

finalidad de caracterizar un modelo hidrogeológico para una explotación por galerías

subterráneas como la proyectada por Explotaciones Mineras del Cantábrico S.L.

Se realizaron cálculos hidrológicos e hidrogeológicos en base a los datos recogidos de

las estaciones meteorológicas del Aeropuerto de Asturias, Miudes, Ribadeo y Campos.

También se han establecido una serie de puntos de control de agua donde se han

medido varios parámetros como caudales para calcular datos de máximas avenidas.

Asimismo se realizó un inventario de puntos de agua de la zona objeto de este estudio

y se tomaron muestras para hacer ensayos químicos.

El resultado de los estudios indica que hay dos formaciones con muy baja

permeabilidad que influyen en el comportamiento de las aguas subterráneas en el

yacimiento. Técnicamente no constituyen acuíferos, serían acuitardos en su estado

natural y así lo recoge el inventario nacional del Instituto Geológico y Minero de España

(IGME).

Por una parte hay formación superficial caracterizada por materiales cuaternarios no

consolidados que proporciona una escorrentía diferida e impide en parte la recarga a

la formación inferior. Su espesor del orden de 4 m y tiene poca importancia frente a la

formación inferior desde el punto de vista hidráulico.

Por otra parte hay una formación más profunda del tipo hard-rock, constituida por

rocas intrusivas, granodioritas y gabros, que presenta una doble porosidad, que está

constituida por “compartimentos” confinados que almacenan el agua y el flujo tiene

lugar preferentemente a través de fracturas. Se puede considerar un espesor como

acuífero activo de unos 250 m. La permeabilidad y la porosidad disminuyen con la

Memoria Técnica

55

profundidad, lo cual favorece el tipo de explotación subterránea proyectada. Se han

calculado en esta formación transmisividades entre 0,5 y 2 m2/día, permeabilidades de

K= 1,32 . 10-7 m/s y coeficientes de almacenamiento entre 1x10-4 y 5x10-5.

Es muy importante recalcar la existencia de una “barrera” de baja permeabilidad entre

el yacimiento y el mar, constituida por terrenos metasedimentarios. Estos materiales

de baja permeabilidad impiden que el agua se filtre al interior de las galerías de la

futura mina. Además, queda evidenciada la no influencia de las mareas marinas en el

nivel piezométrico .Así se refleja en los ensayos y mediciones que se realizaron en

varios sondeos.

Las conclusiones de este estudio evidencian la viabilidad de la explotación del

yacimiento de Salave mediante galerías subterráneas. Los mayores aportes de agua a la

zona del yacimiento procederían de la lluvia de manera que, al tratarse de una

explotación subterránea y no a cielo abierto, el problema del aporte de agua de lluvia y

el riesgo de inundación no existen.

5.3 LEY DE CORTE Y CALCULO DE RESERVAS

Del estudio geotécnico se desprende que el método de explotación puede ser tanto a

cielo abierto como subterráneo dada la buena calidad de los distintos tipos de roca.

En cuanto al estudio hidrogeológico podemos sacar las mismas conclusiones, dado que

la permeabilidad de las rocas es baja y las estructuras que podían traer aportes de agua

son pequeñas y suelen estar selladas con arcillas, por lo que la explotación podría ser

tanto a cielo abierto como subterráneo sin tener en cuenta costes importantes que no

suelan tenerse en cuenta en condiciones normales en una zona con la pluviométrica

media existente.

En el capitulo anterior se ha detallado el modelo de bloques utilizado para el cálculo de

recursos. En este capítulo iremos más allá con una justificación de reservas explotables.

No todos los recursos en un futuro van a ser explotables. Esto puede ser debido a:

o Alguno de los cuerpos mineralizados pueden ser no económicos

o Habrá bloques no explotables por características geotécnicas

El modelo de bloques para la estimación de reservas que se utilizó consta de 776, 674

bloques de dimensiones 4 x 4 x 4 metros en X, Y, Z respectivamente y con información

litológica, de zonas, de clasificación de recursos (medidos, indicados e inferidos) y de

ley de Au cortada a un máximo de 40 g/t Au.

Memoria Técnica

56

. ITEM X Y Z

TAMAÑO BLOQUE 4 4 4

ORIGEN MODELO 401 6400 -400

Tabla 15 Parámetros del Modelo de Bloques.

VARIABLES VALOR DEFECTO DESCRIPCIÓN

AU_PPM 0 LEY PROMEDIO DE AU

DENSITY 0 DENSIDAD DEL BLOQUE

RECURSO 0 CATEGORÍA: MEDIDO, INDICADO O INFERIDO

LITOLOGIA 0 LITOLOGÍA DEL BLOQUE

Tabla 16 Variables del Modelo de Bloques

5.3.1 Curva Tonelaje y Ley de reservas

Usando una ley de corte marginal calculada de g/t Au y bajo 40 metros de la

topografía del terreno natural, tenemos toneladas de recursos medidos e

indicados, que se pueden considerar como reservas sin dilución, con una ley media de

g/t de Au. Y si empleamos una ley de corte rentable de 1g/t, tenemos toneladas

de recursos medidos e indicados, con una ley de g/t de Au. En el eje “Y” se presentan

los resultados de la cubicación correspondiente a la curva tonelaje ley de los recursos

existentes.

De dicho modelo de bloques se han obtenido los siguientes recursos:

RECURSOS CUT-OF = G/T

CATEGORÍA TON AU (G/T) OZ. AU % OZ

MEDIDOS (1)

INDICADOS(2)

INFERIDOS (3)

(1) + (2)

(1) + (2) + (3)

RECURSOS CUT-OF = G/T

CATEGORIA TONS AU (G/T) OZ. AU % OZ

MEDIDAS (1)

INDICADAS (2)

INFERIDAS (3)

(1) + (2)

(1) + (2) + (3)

Memoria Técnica

57

RECURSOS MEDIDOS+INDICADOS+INFERIDOS

CUT-OFF TONS AU (G/T) OZ. AU

0.5

1

1.5

2

2.5

En los siguientes gráficos se muestra la curva de Reservas y Ley respecto a la ley de

corte

Figura: 24. Grafica Recursos en toneladas respecto a Ley de Corte

Memoria Técnica

58

Figura: 25 Grafica Recursos Onzas de Au respecto Ley de Corte

5.3.2 Cálculo de la ley de corte de diseño

Usando los parámetros económicos y metalúrgicos, fue estimada una ley de corte con el

objetivo de definir mejor los recursos mineros económicamente extraíbles.

La ley de corte de diseño ó rentable, representa el límite económico en que al tratar una

cierta cantidad de mineral, éste por lo menos cubra los costos explotación,

concentración y G&A y su cálculo se realiza a través de la siguiente ecuación:

Donde:

Lc : Ley Corte

Cm : Costo Mina

Cp : Costo Proceso

r : Recuperación

P : Precio oro nominal

Memoria Técnica

59

De acuerdo a la formula dada anteriormente, tenemos una ley de corte estimada de

g/ton de Au.

5.3.3 Cálculo de la ley crítica

La ley crítica ó marginal constituye una ley límite de explotabilidad técnica para el

bloque y para efectos de este estudio la ley representa el límite económico en que al

tratar una cierta cantidad de mineral, éste por lo menos cubre los costos de

concentración y G&A. Cuando por requerimiento del sistema de explotación este

material debe ser explotado y extraído, constituirá Stock de Baja Ley, que será

procesado en el transcurso ó con el término del proyecto y al estar realizado su proceso

de explotación minera se cumple que Cm=0 ó a lo más éste es igual al Costo de

remanejo. Estos bloques de mineral marginal, en conjunto con los bloques que están

sobre la ley de corte de diseño, definirán las reservas insitu dentro de las áreas ó

envolventes que serán explotadas por Subniveles. El cálculo se realiza a través de la

siguiente ecuación:

Donde:

Lc : Ley Corte

Cp : Costo Proceso

r : Recuperación

P : Precio

RECUPERACIÓN

%

PRECIO ORO NOMINAL

US$/OZ

€/G*

COSTO MINA

€/TON

COSTO PROCESO

€/TON

LEY DE CORTE

G/TON AU

Tabla 17. Ley de Corte de Salave

Memoria Técnica

60

De acuerdo a la formula comentada anteriormente, tenemos una ley de corte critica

estimada de g/ton de Au.

5.4 RESERVAS MINERAS

Basándose en los recursos geológicos y en el modelo de bloques generado se ha

realizado el cálculo de las Reservas Mineras; para ello y como ya se comentó se han

tenido en cuenta los estudios geotécnicos e hidrogeológicos, los condicionantes medio-

ambientales y los distintos costes de explotación (subterráneo, planta de tratamiento y

costes generales).

Para evaluar la explotación a interior se ha utilizando el algoritmo del cono flotante,

mediante los programas Whittle (Gemcom) y RecMin y basándonos en los parámetros

de cálculo siguientes:

Para evaluar la explotación subterránea de las zonas profundas, se han utilizado los

parámetros de cálculo de la tabla siguiente. Se ha considerado, dado que la roca tiene

unas buenas condiciones geotécnicas, la explotación por cámaras y pilares de tamaño

medio.

Se ha considerado una planta de tratamiento con una capacidad de diseño de 1 millón

de toneladas año.

Para el cálculo de reservas en el largo plazo, se consideró como criterio operacional

tener 2 diluciones, una interna o de diseño y otra externa. La dilución interna,

considera en valor propio de la ley de los bloques que están dentro de una cámara y

bajo la ley de corte. Por otro lado, se estimó como criterio una dilución externa variable

en función de la planificación de extracción, de 5 % para la explotación de las cámaras,

de 15 % para cámaras con relleno a un costado y de 25 % en los pilares, como valores

adecuados para este estudio.

RECUPERACIÓN

%

PRECIO ORO NOMINAL

US$/OZ

€/G *

COSTO MINA

€/TON

COSTO PROCESO

€/TON

LEY DE CORTE CRÍTICA

G/TON AU

Tabla 18 Ley de Corte Crítica

Memoria Técnica

61

CATEGORÍA M3 TON AU (G/T)

IN S

ITU

PROBADAS

PROBABLES

PROBADAS + PROBABLES

EXP

LOTA

BLE

PROBADAS

PROBABLES


Tabla 19. Reservas de Mineral Subterráneo

T. MINERAL AU(G/T) ONZAS ORO KG ORO

Tabla 20. Reservas de Oro

Memoria Técnica

62

6 INFRAESTRUCTURA Y DISEÑO DE LA EXPLOTACIÓN

6.1 ELEMENTOS DE LA EXPLOTACIÓN

Dividiremos los principales elementos de la explotación en:

Galería de Acceso al yacimiento.

Mina subterránea.

Escombrera.

Depósito de estériles de planta.

Planta de tratamiento y edificios auxiliares.

Transporte con cinta.

Pistas y accesos.

Maquinaria.

6.2 ESTUDIO DE ALTERNATIVAS PARA LAS INTALACIONES MINERAS

6.2.1 Introducción

Antes de realizar una valoración de los posibles emplazamientos, se estudiaron todas

las restricciones que pudieran afectar al emplazamiento de la escombrera y el depósito

de estériles, como poblaciones, infraestructuras existentes o previstas, aspectos

medioambientales y culturales, etc. También fue necesario estudiar el plan de

explotación, el diseño preliminar de la mina y el proceso metalúrgico previsto, para

conocer los volúmenes de estériles que se generan con el desarrollo minero-

metalúrgico y poder establecer las distancias del movimiento de tierras.

Después de evaluar los aspectos mencionados y examinar en detalle los mapas

topográficos disponibles de la zona de Salave, se establecieron 4 posibles áreas con

capacidad para la ubicación de ambas, la escombrera y el depósito de estériles.

6.2.2 Depósito de estériles

La construcción del depósito de estériles debe prever los siguientes aspectos:

La construcción de la presa se realizará con material estéril de la mina o de

excavación con un tamaño máximo de 250 mm (machaqueo primario).

El talud interior de la presa debe tener una pendiente media de 2H:1V para la

colocación de la capa de impermeabilización (máximo de 1,5H:1V).

Geomembrana de impermeabilización de PEAD por encima de una capa de

material de baja permeabilidad con un sistema de drenaje adecuado.

Sistema de canalización periférico al depósito de estériles con el fin de desviar

las aguas de escorrentía.

Memoria Técnica

63

Sistema constructivo con diseño de recirculación del agua y vertido cero

garantizado.

6.2.3 Restricciones para la selección de aéreas

El yacimiento aurífero de Salave se encuentra situado al norte de la carretera N-634 y

dentro del límite de 500 m establecido por la ley del suelo que regula la construcción a

lo largo de la costa y del POLA y que requiere una aprobación expresa. Para cumplir

con la legislación vigente y para minimizar los impactos a la zona más cercana a la

costa, a la localidad de Tapia de Casariego (principal núcleo de población del concejo) y

al entorno de los Lagos de Silva, se decide la adopción de método de explotación

subterránea en detrimento de la explotación a cielo abierto (estudiado por empresas y

proyectos antiguos).

No obstante, este tipo de explotación subterránea, con mucho menos impacto que la de

cielo abierto, genera una serie de residuos estériles, procedentes tanto de mina como

de la planta de tratamiento, que se deben depositar, temporal o definitivamente, en

zonas e instalaciones preparadas para tal fin. Dicha deposición de los residuos estériles,

debe hacerse lo más cercanamente posible al emboquille de la mina, de manera que se

minimice también el transporte de materiales, el tráfico de camiones, etc.

Alrededor de la zona del emboquille de mina, las restricciones para el emplazamiento

de la escombrera y el depósito de estériles, incluyen el límite de la N-634 hacia el norte,

el trazado de la línea ferroviaria hacia el sur, el Río Porcía hacia el este y el Río

Anguileiro hacia el oeste. Dentro de esta amplia zona, los posibles emplazamientos

quedan limitados por el trazado de la Autovía del Cantábrico, que discurre a 1.5 km

paralelamente al sur de trazado de la N-634, el Camino de Santiago y pequeñas aldeas

localizadas por la zona.

El impacto visual es considerado como un factor muy importante para la selección de

posibles emplazamientos, así como la distancia de transporte al lugar seleccionado. El

impacto visual puede ser minimizado con la construcción de bermas con tierra vegetal

cerca de las vías de comunicación, que serán recubiertas con hierba y arbolado,

actuando de pantallas visuales. Los taludes externos de la escombrera también serán

cubiertos con tierra vegetal y revegetados de forma similar para una mejora estética.

Inicialmente las granjas o viviendas individuales, cierres de fincas, líneas de alta

tensión, carreteras asfaltadas actuales y previstas, pistas y el gaseoducto que

transcurre por el límite sur de la zona establecida no han sido considerados como

restricciones para la selección del emplazamiento de la escombrera y el depósito de

estériles.

6.2.4 Criterios para la selección de aéreas

Los criterios para los límites de las áreas seleccionadas para el emplazamiento de la

escombrera y el depósito de estériles se indican a continuación:

Memoria Técnica

64

La mina producirá unos 9 M de toneladas de mineral, que será machacado en

interior para ser transportado a la planta con cinta transportadora y que tras

ser procesado y quitado el concentrado de flotación será enviado por tubería a

el depósito de estériles, donde ocupará un volumen total de 6.5 M de m3.

La mina, debido a la explotación por interior, mucho más selectiva que la de

cielo abierto, producirá menos de un millón de m3 de material estéril,

principalmente sedimentario (pizarras compactas y cuarcitas) y granito, que

serán machacados para su posterior transporte por cinta transportadora y que

serán utilizados para la construcción del depósito de estériles, depositados en la

escombrera o vendidos como áridos.

Una producción anual de 1 M de toneladas de mineral, con un depósito que se

construirá, rellenará y restaurará por fases para minimizar los impactos

visuales instantáneos.

Completa impermeabilización del depósito de estériles con la construcción de

pantallas visuales para minimizar el impacto visual desde la N-634, la futura

autovía y las localidades de alrededor.

Una densidad en seco para el estéril del depósito de 1.4 toneladas /m3.

Una densidad en seco para el estéril de la mina machacado con un circuito

primario de 1.9 toneladas/m3.

Una densidad de la roca in situ, previa a la excavación, de 2.65 toneladas/m3.

6.2.5 Parámetros para la selección de aéreas

Se han establecido unos parámetros para la selección de áreas, los cuales se puntuarán

para cada uno de los emplazamientos posibles de forma que se podrá optimizar la

selección teniendo en cuenta la suma total. A continuación se indican los parámetros

evaluados sin orden de prioridad:

Capacidad del depósito de estériles.

Capacidad de la escombrera.

Diferencia de cota respecto a las instalaciones de la mina.

Cuenca de drenaje.

Topografía para facilitar la construcción.

Drenajes para la construcción.

Contención de filtraciones.

Disposición para operaciones en el depósito de estériles.

Altura final de la presa del depósito de estériles.

Volumen total de relleno para la presa del depósito de estériles.

Relación entre la capacidad almacenamiento de estéril y volumen de relleno de

la presa.

Superficie de impermeabilización.

Uso actual del terreno e impacto social.

Riesgo y consecuencias de cualquier contratiempo.

Propiedad de los terrenos.

Capacidad de cierre o clausura.

Memoria Técnica

65

En total se establecieron 4 emplazamientos posibles que cumplían las condiciones

necesarias. Los emplazamientos se numeraron del 1 al 4 sin orden de preferencia.

Figura: 26 Posibles zonas de ubicación

Los cálculos realizados indican que cada una de las posibles selecciones establecidas

tiene capacidad para más de lo necesario. El factor limitante es el impacto visual tanto

desde la actual N-634 como de la autovía. Cada uno de los emplazamientos requeriría

algún tipo de pantalla visual (barrera visual con acumulación de material recubierto

con hierba, arbustos y árboles).

6.2.6 Selección de zonas

Zona 1:

El centro de la zona 1 está localizado 1.5 km al suroeste de la zona del yacimiento de

Salave. La topografía del emplazamiento es moderadamente llana con el fondo del valle

localizado a lo largo del límite norte con dirección este-oeste. La autovía está localizada

a lo largo del límite sur de la zona, con una carretera secundaria de acceso entre la N-

634 y la autovía del Cantábrico.

El drenaje de la zona 1 está a menos de 1 Km aguas arriba del Río Anguileiro y a 2 Km

aguas arriba del Mar Cantábrico y de la villa de Tapia de Casariego. En esta zona solo se

aprecia el cauce del río en el fondo del valle, con un caudal mínimo en el momento del

Memoria Técnica

66

estudio, sin ningún tipo de embalse. La vegetación de la zona incluye praderías para

pasto y zonas de arbolado.

La cuenca de drenaje de la zona 1 es la mayor de las 4 seleccionadas, drenando la zona

2 y los drenajes que quedan por encima de la zona 4. En la zona 1 hay 3 drenajes que se

unen al principal valle de drenaje de dirección N-S. El desvío de estos drenajes

alrededor de la depósito de estériles será moderadamente dificultoso debido a la

situación de la futura autovía a lo largo del límite sur de la zona.

El sustrato rocoso, observado en afloramientos en los taludes de la carretera y en el

fondo del valle, parece estar muy cerca de superficie. Algunas partes de la zona 1 están

cubiertas por arenas, gravas y conglomerados cuaternarios. Los afloramientos que

aparecen en la zona de la depósito son de metasedimentos (areniscas y pizarras).

Las estructuras existentes en los alrededores de la zona 1, incluyen una pequeña aldea

a lo largo de los límites norte y oeste, carreteras asfaltadas y pistas, cierres de fincas,

granjas y una línea de alta tensión en la sección noreste.

Idealmente, la depósito de estériles se localizaría hacia la esquina noroeste de la zona 1,

en la parte más profunda del valle. No obstante, el depósito se ha situado aguas arriba

del emplazamiento ideal, debido a la presencia de diversas casas emplazadas en la

mencionada zona.

Zona 2:

El centro de la zona 2 se localiza a 1 Km al sur de la zona de Salave. La topografía es más

llana que la zona 1, con el fondo del valle situado en el límite suroeste y centro de la

zona, con una dirección de drenaje noreste-suroeste. La zona tiene una cuenca de

drenaje mínima y no presenta otros sistemas de drenaje. De esta forma, la construcción

de sistemas de canalización para desviar el agua de avenidas torrenciales y los sistemas

de drenaje por debajo de la escombrera y el depósito de estériles serían mínimos en

esta zona. La N-634 se sitúa en el límite norte de la zona y la autovía en el límite sur. La

conexión entre la autovía y la N-634 está en el límite oeste de la zona.

El drenaje de la zona 2 está a 3 km aguas arriba del Río Anguileiro y a 4 km del mar

Cantábrico. En esta zona solo se aprecia el cauce del río en el fondo del valle, con un

caudal mínimo en el momento del estudio, sin ningún tipo de embalse. La vegetación de

la zona incluye praderías para pasto y zonas de arbolado, similar a la zona 1.

El sustrato rocoso es superficial y aparece en algunos afloramientos en los taludes de

carreteras locales. Algunas partes de la zona 2 están cubiertas por arenas, gravas y

conglomerados cuaternarios. Los afloramientos que aparecen en la zona del depósito

son de metasedimentos (areniscas y pizarras), similar a la zona 1.

Las estructuras existentes en los alrededores incluyen el núcleo de Salave al noreste de

la zona, pistas, cierre de fincas y granjas y una línea de alta tensión que discurre en

dirección este-oeste a lo largo del límite norte de la zona.

Memoria Técnica

67

El depósito de estériles estaría situada hacia la esquina suroeste de la zona, en la parte

más profunda del valle.

Zona 3:

El centro de la zona 3 se localiza a unos 2.5 km al sureste de Salave. La topografía es la

más abrupta de las posibles selecciones, con un fondo de valle estrecho, debido a una

erosión relativamente reciente. El fondo del valle está localizado en el límite este-

centro de la zona con una dirección general de drenaje suroeste-noreste. El desvío de

las aguas es más difícil en esta zona debido a la proximidad de la autovía, en el límite

sur de la zona. Los drenajes probablemente requerirían pasar por debajo del sistema de

impermeabilización del depósito. Esta es la zona con mayor volumen de agua

procedente de avenidas torrenciales, para su desvío y contención, o bien para ser

drenadas por debajo del sistema de impermeabilización. La N-634 y la autovía

delimitan la zona al norte y sur respectivamente.

El drenaje de la zona 3 está a menos de 0.5 Km aguas arriba del Río Porcía y alrededor

de 1 Km del Mar Cantábrico. Una zona de recreo pública está situada a menos de 0.5

Km aguas abajo del depósito de estériles.

En esta zona solo se aprecia el cauce del río en el fondo del valle, con un caudal

aproximado de 1 l/s en el momento del estudio, sin ningún tipo de embalse. La

vegetación de la zona incluye praderías para pasto en la mitad oeste y zonas de

arbolado en abruptas laderas del valle, en la mitad este de la zona.

El sustrato rocoso es superficial en la parte oeste de la zona con afloramientos locales

en los taludes de carretera. Algunas zonas del depósito están cubiertas por materiales

arenosos, gravas y conglomerados cuaternarios, similar a la zona 1. En el lado este del

fondo del valle se corta el sustrato rocoso con metasedimentos cuarcíticos con algunas

intercalaciones pizarrosas. En los alrededores de la zona se conocen indicios mineros

para hierro, de la época romana.

La N-634 está en una posición elevada y tiene varias conexiones laterales que cruzan el

valle en la parte noroeste de la zona. Las estructuras existentes incluyen el núcleo de

Salave en la parte noroeste de la zona, el Camino de Santiago (pasa justo por la mitad

de la zona, quedando como posibilidad su desvio), numerosas casas alrededor de la N-

634, pistas y pequeñas carreteras asfaltadas, cierres de fincas y granjas y una línea de

alta tensión de dirección este-oeste en la parte norte de la zona.

La presa de estériles estaría localizada hacia el noreste de la zona en la parte más

profunda del valle.

Zona 4:

El centro de la zona 4 está localizado a 2.3 km al sur de Salave. La topografía es

moderadamente llana, similar a la zona 1 con el fondo del valle localizado en la parte

central con dirección de drenaje norte-sur. No existen en la zona otros sistemas de

drenaje significantes. La cuenca de drenaje es relativamente fácil de desviar, de forma

Memoria Técnica

68

que los sistemas de drenaje requeridos serían mínimos en esta zona, similar a la zona 2.

La zona está situada entre la autovía y la línea férrea. Los límites laterales en dirección

este-oeste están abiertos lo que posibilita la posible extensión de la escombrera si fuese

necesario.

El drenaje de la zona 4 está a 6 Km aguas arriba del Río Anguileiro y a 7 Km del mar

Cantábrico. En esta zona solo se aprecia el cauce del río en el fondo del valle, con un

caudal aproximado de 3 l/s en el momento del estudio, sin ningún tipo de embalse. La

vegetación de la zona incluye praderías para pasto con más superficies arboladas que

en las zonas 1 y 2.

El sustrato rocoso es superficial, con parte de la zona prevista para el depósito cubierta

por varios metros de arenas, gravas y conglomerados cuaternarios, similar a la zona 1.

Las estructuras existentes incluyen pistas forestales y carreteras asfaltadas, cierres de

fincas y granjas aisladas y, el gaseoducto de dirección este-oeste, que transcurre por el

sur de la zona.

El depósito de estériles estaría situada hacia el norte-centro de la zona, donde el valle

es más profundo. Se debería dejar cierta distancia para permitir realizar el relleno de la

escombrera y la rápida restauración del talud que queda aguas abajo del depósito y

para la construcción de una pantalla visual para la autovía.

6.2.7 Preferencia de zonas

Los resultados del estudio indican que la zona 4 es la preferida para el emplazamiento.

El estudio indica también que la zona 2 sería el segundo candidato preferido y la zona 1

la tercera opción. Los diferentes parámetros con sus respectivas puntuaciones para

cada emplazamiento se resumen en las tablas siguientes:

Peso del Parámetro Puntuación del Parámetro (P)

Más Importante = 5 Más Favorable = 5

Muy Importante = 4 Muy Favorable = 4

Importante = 3 Favorable = 3

Poco Importante = 2 Poco Favorable = 2

Menos Importante = 1 Menos Favorable = 1

Tabla 21: Parámetros y Valoración

La puntuación de los parámetros para cada una de las zonas, se realizó en base al juicio

profesional y a la experiencia. La puntuación de los diferentes parámetros en cada zona

varía de 1 a 5 para el aspecto menos favorable y el más favorable respectivamente. Por

Memoria Técnica

69

otra parte se dio un peso a cada parámetro según la importancia del mismo, variando

de 1 a 5 para el menos importante y el más importante respectivamente.

Los resultados de la puntuación se observan en la en el orden de preferencia indicado a

continuación:

Zona 4 con 264 puntos




Memoria Técnica

70

PARAMETROS CONSIDERADOS

Zona 1 Zona 2 Zona 3 Zona 4

Valor P Valor P Valor P Valor P

Capacidad mínima de estéril planta Muy F. 4 Favorable 3 Menos F. 1 Más F. 5

Capacidad mínima de estéril mina Muy F. 4 Más F. 5 Menos F. 1 Más F. 5

Distancia desde la explotación (m) 1,500 4 1,000 5 2,500 3 2,300 3

Diferencia de cota respecto a explotación (m) Más F. 5 Favorable 3 Muy F. 4 Poco F. 2

Area de captación aguas arriba (m2) Menos F. 1 Más F. 5 Poco F. 2 Favorable 3

Topografía favorable para construcción Muy F. 4 Más F. 5 Menos F. 1 Más F. 5

Favorable a la construcción de drenajes. Poco F. 2 Más F. 5 Favorable 3 Favorable 3

Favorable a la contención de filtraciones Favorable 3 Más F. 5 Poco F. 2 Más F. 5

Favorable para las operaciones en el depósito de

estériles Muy F. 4 Favorable 3 Más F. 5 Muy F. 4

Altura máxima del depósito de estériles (m) Favorable 3 Menos F. 1 Más F. 5 Muy F. 4

Máximo volumen de relleno de estériles (m3) Favorable 3 Menos F. 1 Más F. 5 Muy F. 4

Ratio entre volumen de estériles (planta/mina) Favorable 3 Menos F. 1 Más F. 5 Muy F. 4

Estabilidad de taludes (escombrera y depósito de

estériles) Más F. 5 Muy F. 4 Poco F. 2 Más F. 5

Superficie de impermeabilización (m2) Favorable 3 Menos F. 1 Más F. 5 Muy F. 4

Actual uso del terreno/impacto social Favorable 3 Muy F. 4 Poco F. 2 Más F. 5

Riesgo/Consecuencias de fallo Favorable 3 Muy F. 4 Menos F. 1 Más F. 5

Propietarios de terreno Favorable 3 Más F. 5 Favorable 3 Más F. 5

Impacto visual y medioambiental Favorable 3 Favorable 3 Menos F. 1 Más F. 5

Facilidad para el cierre Muy F. 5 Más F. 5 Favorable 3 Favorable 3

PUNTUACIÓN TOTAL DE CADA EMPLAZAMIENTO 65

68

54

79

Memoria Técnica

71

SELECCIÓN DEL EMPLAZAMIENTO DEL DEPÓSITO DE ESTÉRILES DE SALAVE

PARÁMETROS CONSIDERADOS

PESO Zona 1 Zona 2 Zona 3 Zona 4

(W) P W x P P W x P P W x P P W x P

Capacidad mínima de estéril planta 5 4 20 3 15 1 5 5 25

Capacidad mínima de estéril mina 5 4 20 5 25 1 5 5 25

Distancia desde la explotación (m) 5 4 20 5 25 3 15 3 15

Diferencia de cota respecto a explotación (m) 5 5 25 3 15 4 20 2 10

Área de captación aguas arriba (m2) 4 1 4 5 20 2 8 3 12

Topografía favorable para construcción 2 4 8 5 10 1 2 5 10

Favorable a la construcción de drenajes. 3 2 6 5 15 3 9 3 9

Favorable a la contención de filtraciones 3 3 9 5 15 2 6 5 15

Favorable para las operaciones en el depósito de estériles 3 4 12 3 9 5 15 4 12

Altura máxima del depósito de estériles (m) 1 3 3 1 1 5 5 4 4

Máximo volumen de relleno de estériles (m3) 1 3 3 1 1 5 5 4 4

Ratio entre volumen de estériles (planta/mina) 5 3 15 1 5 5 25 4 20

Estabilidad de taludes (escombrera y depósito de estériles) 2 5 10 4 8 2 4 5 10

Superficie de impermeabilización (m2) 4 3 12 1 4 5 20 4 16

Actual uso del terreno/impacto social 3 3 9 4 12 2 6 5 15

Riesgo/Consecuencias de fallo 3 3 9 4 12 1 3 5 15

Propietarios de terreno 2 3 6 5 10 3 6 5 10

Impacto visual y medioambiental 5 3 15 3 15 1 5 5 25

Facilidad para el cierre 4 5 20 5 20 3 12 3 12

PUNTUACIÓN TOTAL DE CADA EMPLAZAMIENTO

226

237

176

264

Memoria Técnica

72

SELECCIÓN DEL EMPLAZAMIENTO DEL DEPÓSITO DE ESTÉRILES DE SALAVE DOBLANDO EL PESO DEL IMPACTO VISUAL Y LA DISTANCIA DESDE LA EXPLOTACIÓN

PARAMETROS CONSIDERADOS

PESO Zona 1 Zona 2 Zona 3 Zona 4

(W) P W x P P W x P P W x P P W x P

Capacidad mínima de estéril planta 5 4 20 3 15 1 5 5 25

Capacidad mínima de estéril mina 5 4 20 5 25 1 5 5 25

Distancia desde la explotación (m) 10 4 40 5 50 3 30 3 30

Diferencia de cota respecto a explotación (m) 5 5 25 3 15 4 20 2 10

Área de captación aguas arriba (m2) 4 1 4 5 20 2 8 3 12

Topografía favorable para construcción 2 4 8 5 10 1 2 5 10

Favorable a la construcción de drenajes. 3 2 6 5 15 3 9 3 9

Favorable a la contención de filtraciones 3 3 9 5 15 2 6 5 15

Favorable para las operaciones en el depósito de estériles 3 4 12 3 9 5 15 4 12

Altura máxima del depósito de estériles (m) 1 3 3 1 1 5 5 4 4

Máximo volumen de relleno de estériles (m3) 1 3 3 1 1 5 5 4 4

Ratio entre volumen de estériles (planta/mina) 5 3 15 1 5 5 25 4 20

Estabilidad de taludes (escombrera y depósito de estériles) 2 5 10 4 8 2 4 5 10

Superficie de impermeabilización (m2) 4 3 12 1 4 5 20 4 16

Actual uso del terreno/impacto social 3 3 9 4 12 2 6 5 15

Riesgo/Consecuencias de fallo 3 3 9 4 12 1 3 5 15

Propietarios de terreno 2 3 6 5 10 3 6 5 10

Impacto visual y medioambiental 10 3 30 3 30 1 10 5 50

Facilidad para el cierre 4 5 20 5 20 3 12 3 12

PUNTUACIÓN TOTAL DE CADA EMPLAZAMIENTO

261

277

196

304

Memoria Técnica

73

PARAMETROS CONSIDERADOS NOTAS GENERALES Y COMENTARIOS

Capacidad mínima de estéril planta Capacidad final estimada para el presente estudio.

Capacidad mínima de estéril mina Capacidad final estimada para el presente estudio.

Distancia desde la explotación (m) Distancia en línea recta medida desde la cinta transportadora situada en interior.

Diferencia de cota respecto a explotación (m) Estimación calculada por ordenador desde la oficina técnica de Oviedo.

Área de captación aguas arriba (m2) Estimación determinada a partir de los mapas topográficos .

Topografía favorable para construcción Estimación basada en la pendiente de los valles para su mejor impermeabilización.

Favorable a la construcción de drenajes. Estimación basada en drenajes y el potencial para desviar flujos hacia los nuevos sistemas de drenaje basales.

Favorable a la contención de filtraciones Estimación basada en el recubrimiento de las áreas de impermeabilización y en los gradientes topográficos.

Favorable para las operaciones en el depósito de

estériles Estimación basada en el área disponible y en la distancia desde la ubicación del molino.

Altura máxima de la depósito de estériles (m) Estimación calculada por ordenador desde la oficina técnica de Oviedo.

Máximo volumen de relleno de estériles (m3) Estimación calculada por ordenador desde la oficina técnica de Oviedo.

Ratio entre volumen de estériles (planta/mina) Estimación calculada por ordenador basada en los límites finales de estériles del depósito

Estabilidad de taludes (escombrera y depósito de

estériles) Estimación basada en la observación de los emplazamientos y de los caudales de los arroyos hacia la depósito.

Superficie de impermeabilización (m2) Estimación calculada por ordenador desde la oficina técnica de Oviedo.

Actual uso del terreno/impacto social Estimación basada en la localización de granjas, poblaciones, carreteras, áreas arboladas y praderas.

Riesgo/Consecuencias de fallo Estimación basada en la localización de áreas pobladas y de zonas sensibles medio-ambientalmente.

Propietarios de terreno A determinar.

Impacto visual y costero Estimación basada en la situación de la autovía, carreteras cercanas a la costa y poblaciones locales.

Facilidad para el cierre

Estimación basada en la distancia de transporte del recubrimiento de la escombrera desde la mina o

otros lugares.

Memoria Técnica

74

Por otra parte, para verificar el orden establecido, la puntuación de los aspectos más

importantes se multiplicó por 2 (distancia de transporte desde la explotación y el impacto

visual desde carreteras o poblaciones). Los resultados obtenidos se muestran en la tabla

confirmando el mismo orden de preferencia establecido anteriormente:





Se discutieron otras posibilidades para el emplazamiento de la escombrera y el depósito

de estériles en sitios separados. Parte de la zona 1 y parte de la zona 2 serían utilizadas

para la escombrera, minimizando la distancia de transporte desde la explotación. La zona

4 sería la más apropiada para el depósito de estériles, asumiendo que el transporte por

tuberías de los estériles para el depósito es más económico que el transporte del estéril.

Las tuberías para el transporte del estéril de la depósito están previstas con control de

fugas y enterradas para su mayor protección.

6.2.8 Conclusiones

Los resultados del estudio para el emplazamiento de la escombrera y el depósito de

estériles del Proyecto Salave indican que la zona 4 es la más favorable para la ubicación. La

zona 2 sería la segunda posibilidad más favorable y la zona 1 sería la tercera opción más

favorable, bastante cerca en puntuación a la 2.

No obstante, entrando más en detalle en las ubicaciones concretas de ambas estructuras,

parece que lo más apropiado es reservar esa zona 4 exclusivamente para el depósito de

estériles, debido principalmente al tamaño de la extensión y a la topografía adecuada a tal

fin.

Para la situación de la escombrera, debido a su tamaño no excesivamente grande y a la

intención de hacer mínimas las distancias de transporte mediante camiones de los

materiales a depositar, se decide ubicarla en la zona de bocamina, a escasos 500 metros de

la misma.

Memoria Técnica

75

Figura: 27 Zona depósito de estériles y escombrera

Memoria Técnica

76

7 MINERIA

7.1 SELECCIÓN TECNICA DEL METODO DE EXPLOTACION

Los métodos de explotación, se definen como una forma geométrica usada para la

explotación de un yacimiento determinado. Es el modo de dividir el cuerpo mineralizado

en sectores aptos para el laboreo. La explotación de una mina se define como el conjunto

de operaciones que permiten el arranque, la carga y el transporte de materiales, en donde

es fundamental contar con los servicios ventilación de mina, fortificación, drenaje y

suministros de energía, aire y agua entre otros.

El objetivo es seleccionar el método de explotación más adecuado, para lo cual, se

analizarán diferentes métodos de explotación subterráneo según las características

geológicas y geotécnicas del yacimiento, dentro de los métodos que se conocen hoy en día

en la industria minera. Dentro de los cuales tenemos:

Cámaras y pilares, (Room and Pillar )

Cámaras por subniveles, (Sublevel Stoping)

Corte y realce sobre relleno de mineral, (Shinkage)

Corte y relleno de estéril, (Cut and Fill)

Cámaras con niveles hundidos (Sublevel Caving)

Cámaras con rebanadas hundidas, (Top Slicing)

El método ó métodos seleccionados, podrán ser considerados técnicamente factibles y

luego podrán ser evaluados económicamente. El método de explotación seleccionado debe

concertar costo, flexibilidad y seguridad frente a los imprevistos

7.2 METODOLOGIAS DE SELECCIÓN DEL METODO DE EXPLOTACION

La elección y el diseño del método de explotación dependen de varios factores, tales como:

Geometría del yacimiento: forma, dimensiones, inclinación, ubicación respecto de

la superficie y potencia del cuerpo.

Características geomecánicas de la roca encajante y del mineral, además de la

historia tectónica del yacimiento (litologías, sistemas estructurales y orientaciones

preferenciales de las estructuras).

Distribución espacial de la mineralización, identificación de sectores de mayores y

menores leyes.

Ritmos de producción deseados.

Dadas las características de los cuerpos minerales, variables en potencia e inclinación y

con formas bastantes irregulares, se buscaron métodos mecanizados que permitan buena

Memoria Técnica

77

productividad y que puedan ser utilizados según las características de cada cuerpo

mineral.

Analizando en forma cualitativa los métodos seleccionados, en torno a los 3 grandes

grupos de métodos de explotación disponibles y considerando un criterio de descarte que

nos permita entender cuál es el método de explotación más adecuado y recomendado en

este estudio:

Métodos por hundimiento: Dada la forma, tamaño y características

geomecánicas del yacimiento, será muy difícil proveer un diseño que permita

controlar la dilución.

Métodos de cámaras abiertas: Teniendo en cuenta la forma tabular vertical en

alguna de las zonas, de los cuerpos es posible pensar en Subniveles (Sublevel

Stoping), o algún otro método similar de caserones abiertos, pero la necesidad de

recuperar en lo posible los pilares de mineral generados, nos lleva a los métodos

con relleno.

Métodos con relleno: Es lo recomendable en nuestro caso, pero se debe

considerar un aumento considerable en los costos de explotación y afectará las

factibles reservas debido al efecto en la ley de corte.

Por otra parte, los cuerpos minerales se encuentra relativamente cerca unos de otros, y las

zonas de alta ley se concentran en las zonas centrales, lo que nos obliga, si no queremos

perder la extracción de una parte importante de los recursos, a utilizar relleno para poder

explotar más zonas.

Aunque la planta estará relativamente lejos de la mina, parece adecuado pensar el utilizar

backfill o paste para poder rellenar las cámaras de algunos cuerpos minerales, de tal forma

que podamos luego explotar los pilares adyacentes y conseguir así un incremento de las

reservas.

Por ello se decidió utilizar un combinado de los métodos de Cámaras y Pilares para las

zonas de mejor ley y mayor dimensión de cuerpos minerales, Subniveles para los

intermedios y Corte y Relleno para el resto de zonas.

Según las dimensiones de los cuerpos vayan definiéndose con los sondeos se defina la ley

de corte de explotación, y una vez que se conozca más datos de la explotación, puede

optimizarse el mejor método de explotación, empezando por el método más seguro.

Esta decisión se respalda también en los siguientes criterios analizados:

1. Dentro de los métodos de explotación subterráneos y excluyendo los Caving, el de

Subniveles es el método de explotación más económico.

2. Debido a que el tipo de roca en la cual estamos trabajando es de mediana calidad

geomecánica, se tuvo que diseñar cámaras de pequeñas dimensiones que

respetaran los valores del radio hidráulico obtenido y que permitieran disminuir la

dilución del mineral.

Memoria Técnica

78

3. Métodos como el de cámaras y pilares inclinados son muy caros y de difícil

operación, en cambio el Subniveles permite mantener niveles de operación bien

definidos, así como cámaras y pilares bien controlados debido a la configuración

del diseño propuesto. Las labores que se encuentran en la parte superior de la

cámara delimitan los techos de la mineralización.

7.2.1 Descripción de los métodos seleccionados

Según la clasificación propuesta por la metodología descrita anteriormente, podemos

concluir que el método recomendable a ser utilizado es Subniveles, con relleno posterior, y

como opciones para las distintas zonas mineralizadas, Corte y Relleno, y Cámaras y Pilares,

debido a que este método de explotación presenta menor costo contra, por ejemplo el

método Cámaras y pilares (Post Pillar Cut and Fill) y por lo tanto, es el más adecuado para

el tipo de yacimiento.

7.2.2 Método de subniveles

Según los criterios de selección empleados descritos anteriormente, el de cámaras por

Subniveles (Sublevel Stoping), es uno de los métodos seleccionado para la explotación de

las reservas mineras, se emplea en yacimientos muy regulares, en los que el mineral y la

roca encajante son competentes y el mineral volado cae por gravedad en el hueco abierto,

se puede emplear en cuerpos de mineral de una potencia mínima de hasta 7 m, con

subniveles paralelos a los hastiales, en cuerpos minerales potentes se pueden trazar las

cámaras en dirección perpendicular a los hastiales.

El método Subniveles, consiste en arrancar el mineral a partir de subniveles de

explotación mediante barrenos efectuados en planos verticales, con tiros paralelos o

radiales, para posteriormente realizar la extracción del material. La preparación de este

método, contempla galerías de cabeza o de perforación, galería base o producción, y

chimeneas slot para generar la cara libre al banqueo.

El diseño del método de explotación propuesto para Salave considera la configuración

básica del método Subniveles.

Galería base y Undercut: Esta labor se realiza en la base del la cámara y pilar

hasta el final de la zona definida como económica, posteriormente se realiza la

perforación radial hacia el techo en ángulo de 45° para confeccionar la zanja

receptora de material (sólo en la cámara).

Galería de Perforación: Galería ubicada en la parte central superior de las

cámaras y pilares, con dimensiones de 5 x 5 metros, desde esta labor se realiza la

perforación radial y voladura de producción de todo el material que caerá en la

zanja receptora.

Chimenea Slot ó cara libre: Labor que se realiza en el fondo de la cámara en

sentido vertical conectando la labor de perforación y galería base, el objetivo de

esta chimenea es la de crear la cara libre de la voladura de producción, pudiendo

Memoria Técnica

79

realizarse por el método de VCR o mediante Raise Boring, dependiendo de la altura

de la chimenea.

La distancia óptima entre subniveles depende la altura la cámara.

La secuencia estándar de extracción, comienza con la construcción de la galería de

perforación en la parte superior o dentro de la cámara, esta labor puede ubicarse en un

extremo ó en el centro de la labor. Posteriormente se debe construir la galería base o

undercut, desde la cual se construirá la zanja receptora de material y estará conectada con

la galería de extracción de material.

Finalmente se genera la cara libre mediante una chimenea en la parte posterior del

undercut, uniendo la galería base con el nivel de perforación. El paso siguiente es la

extracción del material, desde la galería de base, que contendrá el material que se

desprende en rebanadas verticales del frente de la cámara, volado en tiros paralelos o

radiales.

El material cae por gravedad a la zanja receptora, luego, el equipo de carga extraerá el

material y trasportándolo desde la zanja a través de la galería de transporte hasta el punto

de carga, aquí lo esperan camiones que llevan el material hacia la machadora y cinta de

transporte a planta de tratamiento, o a escombrera según corresponda.

Figura: 28 Esquema General Método Subniveles

La disposición de las cámaras con respecto a los cuerpos de mineral puede ser de dos

tipos:

Longitudinal o transversal con respecto a la dirección del mismo, la disposición

longitudinal se aplica cuando la potencia no sobrepase la anchura posible de la cámara

alrededor de 20 mts según la calidad del terreno, cuando la potencia sobrepasa las

dimensiones convenientes para la estabilidad de la cámara se pasa a la disposición de

cámaras transversales.

Memoria Técnica

80

En la disposición transversal, las cámaras se orientan de techo a muro, normalmente a la

dirección del criadero, y su longitud será igual a la potencia de este, generalmente no más

de 80 m. con potencias mayores se debe introducir un pilar longitudinal, que acorta la

cámara y refuerza los pilares entre cámaras.

En lo que se refiere al dimensionamiento de cámaras y pilares son de influencia decisiva

las condiciones locales del terreno extremando su prudencia en las dimensiones

proyectadas, que para nuestro caso según estudio geotécnico realizado, las dimensiones

de las cámaras sin sostenimiento no deben sobrepasar los 40 m de altura y 30 de longitud

siendo estables en anchuras de 17.7 m, en el caso de instalar sostenimiento podrían pasar

a 34 m. En nuestro caso las cámaras y pilares han sido diseñadas de 16 m de ancho.

Respecto al sostenimiento de las galerías desarrolladas sobre el mineral, para la

explotación por subniveles, se procederá a la colocación de pernos largos de cable en la

galería superior y en la entrada de la galería de base.

Figura: 29 Fortificación Propuesta zona subniveles

Por otra parte, cualquier tipo de sostenimiento se colocará simultáneamente con el

avance, manteniendo en lo posible la conservación del estado tensional al que está

sometido el macizo rocoso atravesado por las diferentes galerías y rampas realizadas.

Este método de explotación se caracteriza por poseer las siguientes ventajas:

Ventajas del método

Memoria Técnica

81

Uno de los de menor costo operativo, adecuado para yacimientos de baja y media

ley.

Gran productividad ya que todas las labores se realizan, dentro del mineral.

Trabajo continuo sin interrupción, para rellenar.

Buena ventilación.

Gran seguridad durante el trabajo, el personal no entra en la cámara.

Entre algunas de las desventajas podemos nombrar las siguientes:

Desventajas del método

Gran preparación, fuerte inversión.

No es selectivo (necesita vetas con gran potencia).

Grandes cámaras, la recuperación del pilar depende del tipo de relleno utilizado,

en el peor de los casos, puede llegar al 60%.

Existen variantes del método utilizadas en la actualidad como son la perforación y

voladura con barrenos paralelos largos, pero poco compatible con contornos irregulares

del cuerpo mineral, y el arranque por barrenos en abanico.

7.2.3 Arranque de banqueo por barrenos paralelos

En cuerpos minerales verticales este sistema tiene la ventaja de poder dar un espaciado

uniforme a los barrenos con unas condiciones ideales de distribución de energía y de

rotura, la explotación con esta variante se realiza, ensanchando el subnivel hasta la

anchura de la cámara, la perforación mediante máquina con martillo en fondo de barrenos

paralelos de hasta 165 mm de diámetro, las cargas de explosivo son secuenciadas para

reducir las vibraciones que puedan dañar los hastiales. La voladura se comienza por abajo

y se hace en orden ascendente subnivel a subnivel entre 6-20 mts.

Una variante es el método VCR (vertical cráter retreat), “cámaras con voladuras cráter en

retirada ascendente”, se realiza sin subniveles y se empieza por delimitar el cuerpo

mineral entre dos galerías de base y cabeza que se realzan 4 m, y se ensanchan hasta

completar el ancho de la cámara, normalmente la potencia del criadero, estas galerías se

unen con las galerías de transporte y permiten el acceso de las grandes perforadoras y

cargadoras.

Desde la galería de cabeza se perfora una malla de voladura en muchos casos en

cuadrados de 2.4 – 3 m de lado con diámetros de 165 mm, hasta comunicar con la galería

de base con longitudes de entre 40-50 m, si es posible perforar sin grandes desviaciones.

Para la voladura se aplica la técnica de las cargas de explosivo esféricas. En cada voladura

se arranca una rebanada horizontal de unos 4 m a partir del cielo de la galería de base, el

mineral cae al fondo de la cámara, desde donde se carga con máquinas LHD, desde las

galerías de producción.

Memoria Técnica

82

El mineral volado debe sacarse en parte para hacer sitio a la voladura siguiente y el resto

queda almacenado para contrarrestar la tensión en los hastiales.


Elimina la preparación de la chimenea.

Mejora la fragmentación.

Reduce la dilución del mineral.

Puede aplicarse en criaderos que no aguantan el banqueo.

Figura: 30: Esquema General Método V.C.R

7.2.4 Arranque de banqueo por barrenos en abanico

Cámaras por subniveles (Barrenos en abanico)

El arranque se realiza mediante voladura con carga neumática del explosivo y barrenos

perforados con martillo en cabeza de entre 51-102 mm.

Con este sistema se pueden perforar los barrenos, según el esquema de abanico desde la

galería de nivel y llevarse la perforación adelantada limitada solo por el riesgo de perder

barrenos por los desplomes de roca al avanzar la labor. La distancia entre subniveles está

limitada por la posibilidad o no de controlar la dirección de los barrenos para asegurar el

espaciado y piedra correctos en los fondos extremos de los mismos.

Memoria Técnica

83

El diseño del abanico es de gran importancia para conseguir una buena fragmentación y

un máximo de recuperación, teniendo en cuenta la longitud de los barrenos optima entre

20-24 m y el espaciado y piedra adecuados varía entre 1.6 – 3.3 m.

Figura: 31: Esquema Subniveles barrenos en abanico

La distancia entre niveles y el ancho de la cámara influyen en la disposición del abanico y

del número de barrenos.

También los barrenos largos de cada abanico pueden cruzarse con los del siguiente para

mejorar la fragmentación.

La presencia de juntas fallas o estratos puede ayudar o perjudicar a la voladura por lo que

debe tenerse en cuenta.

Es indispensable el empleo de detonadores de retardo en la voladura, iniciando en el

abanico por el barreno vertical, en cámaras estrechas se consume más explosivo por

tonelada para la misma fragmentación.

Terminado el arranque del macizo de la cámara se rellena, se perforan los pilares de entre

cámaras con barrenos profundos y se vuelan para recuperarlos.

7.2.5 Cámaras y pilares

Este sistema de explotación consiste en una vez definida la masa de mineral y su

distribución de leyes, diseñar una serie de cámaras, separadas unas de otras por unos

pilares del propio mineral, lo que nos permitirá realizar la extracción del mineral

comprendido entre los diversos pilares situados en zonas de mineral marginal o estéril,

que permiten sostener el techo de material estéril. Para ello y desde una galería de base y

otra de cabeza se realiza la perforación y voladura del mineral, el cual es extraído desde la

Memoria Técnica

84

galería inferior, mediante unas palas cargadoras teledirigidas, hasta su descarga en una

zona próxima preparada a tal efecto, donde se encuentre la machacadora para alimentar la

cinta de extracción diseñada.

Las dimensiones de las cámaras y de los pilares depende de la mayor o menor

competencia de la roca sobrepuesta (estabilidad del techo) y también de la roca

mineralizada (estabilidad de los pilares), como asimismo del espesor del cuerpo mineral y

de las presiones existentes.

La metodología más simple de diseño de pilares asume que el esfuerzo en el pilar está

distribuido uniformemente y que es igual al esfuerzo geoestático vertical original, dividido

por la razón entre el área del pilar y el área original. El fallo ocurre cuando este esfuerzo

excede la resistencia a la compresión del pilar de roca.

Esta aproximación no considera:

Extensión y profundidad del área explotada

Componente del esfuerzo paralelo al estrato

Propiedades de deformación del pilar, techo y suelo

Posición de pilares en el área explotada

La resistencia del pilar se calcula a partir de las características geométricas (ancho y alto)

y del test de laboratorio o estudios estadísticos empíricos.

Normalmente en la explotación, se separan zonas dejando muros entre ellas.

Por lo general los pilares se distribuyen en una disposición o arreglo lo más regular

posible, y pueden tener una sección circular, cuadrada o rectangular semejando un muro.

Las cámaras abiertas tienen forma rectangular o cuadrada.

Al término de la explotación de un área determinada es posible recuperar, al menos

parcialmente, un cierto porcentaje de los pilares, dependiendo del valor del mineral que se

está extrayendo.

El control de leyes es primordial (más importante que diseño minero y ventilación):

resulta en un diseño ad-hoc, irregular, con pilares de baja ley no recuperables.

Se puede trabajar a frente completo o por tajadas.

Frente completo: hasta 8-10m de espesor

Tajadas: más de 10 m de espesor

En la explotación por tajadas se saca primero la parte superior y luego se banquea y saca

la parte inferior, lo que permite la explotación simultánea de ambos frentes.

Los desarrollos necesarios para, cuerpos mineralizados de inclinación cercana a la

horizontal, que se requieren previos a la explotación propiamente tal son mínimos. Casi

Memoria Técnica

85

siempre es posible utilizar como vías de acceso y transporte del mineral las mismas

cámaras ya explotadas.

En el caso de cuerpos de mayor inclinación, donde las pendientes no permiten la

circulación de los equipos de carga y transporte, es necesario desarrollar con anterioridad

niveles horizontales, espaciados regularmente según la vertical y orientados según el

rumbo del cuerpo mineral.

Tales niveles se pueden comunicar entre sí mediante rampas, o también se pueden

habilitar chimeneas cortas (ore pass) que conducen el mineral a un nivel de transporte

principal horizontal emplazado en la parte inferior.

El arranque del mineral se realiza mediante la perforación y voladura de producción

realizándose según las prácticas habituales que se aplican en el avance de túneles y/o

galerías. Dependiendo del espesor del cuerpo mineralizado, el nivel de mecanización que

es posible utilizar incluye desde perforación manual hasta jumbos de gran tamaño.

En presencia de cuerpos de gran potencia (espesor) la operación de arranque se realiza en

dos etapas:

Se extrae la parte superior del cuerpo según la modalidad antes indicada

Luego se recupera la tajada inferior mediante una operación de banqueo como en

una mina a cielo abierto.

La carga y transporte del mineral volado se carga directamente en los frentes de trabajo,

de preferencia con palas cargadoras diesel montados sobre neumáticos LHD.

El espesor del cuerpo mineral, y del diseño de los accesos disponibles, y la capacidad

productiva de la faena, determinan el nivel de mecanización que es posible utilizar.

En cuerpos de gran potencia, sin problemas de espacio, se usan cargadores frontales y

camiones normales, con inversiones menores. Con restricciones de espacio, se prefieren

los cargadores LHD conjuntamente con camiones especiales de bajo perfil.

El circuito de ventilación, debido a la gran extensión horizontal que pueden alcanzar los

laboreos y el uso intensivo de equipo diesel, hace necesario implantar un sistema de

ventilación que puede llegar a ser bastante complejo.

En la mayoría de los casos resulta indispensable instalar sistemas de ventilación

secundaria, utilizando tuberías flexibles y ventiladores auxiliares ubicados en las

proximidades de los frentes de trabajo.

El sostenimiento en los yacimientos estratificados requieren un riguroso control de la

estabilidad del techo, el riesgo de derrumbes o desplomes de material está siempre

presente. Se recurre por lo general al empernado sistemático del techo.

Memoria Técnica

86

También, si se estima necesario, es posible reforzar o fortificar los pilares, mediante

pernos, cables e incluso un enzunchado de cintas metálicas.

Se pueden consideran los siguientes elementos de fortificación:

Perneado sistemático de techo, la resistencia de pernos disminuye con el tiempo

(puede ser necesario tensarlos nuevamente, o reemplazarlos durante la vida de la

operación)

Malla puede instalarse entre pernos

Hormigón proyectado para largo plazo


En cuerpos de un espesor importante puede adoptar un alto grado de

mecanización, operacionalmente muy eficiente y con una alta capacidad

productiva. Gran rendimiento.

Método barato.

Mediana preparación.

Diseño simple, y facilidad desarrollo simultáneo de labores.

Buen control de dilución.

Permite una explotación selectiva, posibilidad de dejar como pilares los sectores

de más baja ley.



Recuperación del yacimiento, dejar mineral como pilares. Pueden recuperarse en

parte mediante relleno.

No es selectivo (vetas con gran potencia).

Grandes caserones permanentemente abiertos, la recuperación del pilar no va más

allá del 60%

Complejidad en circuitos de ventilación.

En la siguiente figura pueden verse las distintas fases del mismo.

Memoria Técnica

87

Figura: 32 Esquema de explotación de las cámaras

Figura: 33 Esquema explotación cámaras menor de 45º

7.2.6 Corte y relleno (cut and fill stopping)

Este método es uno de los más extendidos en la minería metálica moderna y se considera

como una alternativa al método de subniveles, que se prefiere cuando puede emplearse

por las características resistentes de los hastiales y del mineral.

Memoria Técnica

88

El mismo tipo de equipos de perforación pueden emplearse en el corte y relleno y en los

subniveles, incluso puede proyectarse un método de corte y relleno y si, al ponerlo en

práctica, se comprueba que las propiedades de resistencia de la roca son buenas, se puede

cambiar al método de subniveles.

El método de corte y relleno es el método explotación más flexible de todos y puede

aplicarse a casi todo tipo de criaderos, la utilización de esterones de tejidos apropiados

utilizados para recubrir los pilares y contener el relleno o bien el empleo de una pequeña

dosis de cemento para que el relleno fragüe, permite estabilizarlo para después recuperar

el mineral dejado en los pilares.

Aplicable a depósitos verticales (vetas) o depósitos de gran tamaño e irregulares. Se aplica

por lo general en cuerpos de forma tabular verticales o subverticales, de espesor variable

desde unos pocos metros hasta 15 o 20 m en algunos casos. Se prefiere a otras alternativas

cuando la roca encajadora (paredes) presentan malas condiciones de estabilidad

(incompetente). En cambio, la roca mineralizada debe ser estable y competente,

especialmente si se trata de cuerpos de gran espesor.

El mineral extraído debe ser suficientemente valioso de modo que el beneficio obtenido

por su recuperación compense los mayores costos del método, por ello se le considera

válido en nuestro caso para zonas puntuales de la explotación.

Consiste en excavar el mineral por tajadas horizontales en una secuencia ascendente

(realce) partiendo de la base de la cámara. Todo el mineral arrancado es extraído de la

cámara.

Cuando se ha excavado una tajada completa, el vacío dejado se rellena con material

exógeno que permite sostener las paredes y sirve como piso de trabajo para el arranque y

extracción de la tajada siguiente.

El mineral se puede extraer a través de piques artificiales emplazados en relleno, que se

van construyendo a medida que la explotación progresa hacia arriba.

Como relleno, se utiliza el material estéril proveniente de los desarrollos subterráneos o

de la superficie, también estériles de las plantas de beneficio deslodados, e incluso,

mezclas pobres de material clasificado y cemento para darle mayor resistencia.

Una cámara grande puede dividirse en varias conectadas entre sí como secciones de

trabajo y de este modo, pueden producirse más toneladas en una misma voladura.

Los desarrollos necesarios para la explotación son, una galería principal de transporte

emplazada a lo largo de la base de la cámara, dotada de las correspondientes instalaciones

de carga.

Subnivel de corte inicial (undercut), ubicado entre 5 a 10 m sobre el nivel de transporte, y

sus correspondientes chimeneas de acceso.

Memoria Técnica

89

Piques o chimeneas de ventilación, acceso y traspaso del material de relleno, comunicadas

con un nivel superior.

El arranque se puede realizar con perforación horizontal como también vertical hacia

arriba (bancos invertidos) con una altura media de 3 - 4 mts, perforados por jumbos de

dos brazos. Los esquemas de voladura tienen 1.8 m de piedra y 1.2 m de espaciado, se

cargan con ANFO, salvo que haya agua, lo que obliga a empelar explosivos gelatinosos.

Ambas soluciones tienen ventajas y desventajas. El control de los esquemas de perforación

debe de ser riguroso, se con siguen mejores resultados con barrenos inclinados de 10º a

30º con la vertical e inclinados en a la dirección de avance, consiguiendo una mejor

granulometría que facilita la carga.

Una vez volado el mineral arrancado en la cámara se carga y transporta hasta los piques

artificiales de traspaso.

Dependiendo de las dimensiones de la cámara y de la capacidad productiva de la faena,

esta operación puede realizarse con, palas de arrastre o scrapers, y también con equipos

cargadores sobre neumáticos palas LHD.

En la base de la cámara, los piques de traspaso descargan el mineral por intermedio de

buzones a camiones.

El relleno se coloca según las necesidades a medida que avanza el arranque. Si la

resistencia del mineral y hastiales lo permite, se puede arrancar toda la rebanada y

rellenarla de una sola vez. El relleno se compone de arena o residuos de la planta de

tratamiento, también puede añadirse estériles de las labores de preparación, si es relleno

seco se reparte con pala, si el relleno es hidráulico se baja por la cámara y se distribuye

por tuberías, la bajada se suele hacer por gravedad utilizando sondeos, las arenas del

relleno se tratan para que el tamaño menor de 10 micras no llegue al 10%, de manera que

pueda drenarse el agua fácil y rápidamente. El drenaje se hace por decantación y filtrado

por lo que se colocan en el relleno de cada cámara varios tubos drenantes a través de los

cuales escurre el agua, los accesos a las cámaras son cerrados de forma que el agua siga

saliendo.

Con objeto de recuperar los pilares dejados entre cámaras se suele consolidar el relleno

agregándole del 6 - 10 % de cemento para que fragüe y alcance una resistencia a la

compresión de 0.7 a 1.0 Mpa.

El sistema de Ventilación se realiza por lo general de la siguiente manera, el aire es inyectado a las cámaras desde el nivel de transporte a través de chimeneas de acceso.

En los frentes de trabajo, al interior del caserón, se utiliza ventilación secundaria mediante

ventiladores auxiliares y tubería flexible, pasando el aire entre la corona y el relleno.

El aire viciado se extrae por las chimeneas de ventilación y/o de acceso hacia el nivel

superior, y luego es evacuado incorporándolo en el circuito general de ventilación de la

mina.

Memoria Técnica

90

Según las características geotécnicas del mineral, se puede bulonar la corona con bulones

largos o cables cuando el macizo se aproxima a los últimos realces, en algunos casos se

tienen que colocar como medida rutinaria de seguridad.

El sistema de sostenimiento que es utilizado, teniendo en cuenta que este método se aplica

en cuerpos tabulares con roca encajadora poco competente, la práctica habitual es el

empernado sistemático de las paredes, incluyendo cintas metálicas, malla de acero o

cables según las condiciones de terreno.

El techo mineralizado se mantiene estable con elementos de fortificación semi-

permanentes tales como pernos y/o malla de alambre o con pernos en una malla regular,

para que el personal trabaje bajo un techo controlado.


Método versátil, adecuado para zonas de alta ley, y con roca encajante inestable.

Permite una buena recuperación y selectividad de las reservas, se pueden obviar

sin problemas las irregularidades del yacimiento.

La dilución es controlable utilizando sistemas de soporte adecuados.

Sus costos de preparación son menores que los de subniveles y barrenos largos.

Se puede dar producción rápidamente.

La ventilación es sencilla.

La seguridad es grande, se trabaja en zonas que no han tenido tiempo a

meteorizarse.

La estabilidad en la cámara y el conjunto de la mina es grande, gracias al relleno.



Gran preparación para el relleno.

Alto costo, debido al relleno, llegando a un 50 % del costo total.

La producción por cámara es irregular, por lo que hay que tener varias en

operación para compensar.

Memoria Técnica

91

Figura: 34 Explotación corte y relleno

7.3 EXPLOTACIÓN SUBTERRANEA

7.3.1 Galería de acceso y variantes

Como infraestructura de importancia dentro de las instalaciones mineras a desarrollar, se

proyecta la construcción de una galería subterránea, con el propósito inicial de servir de

acceso principal a la zona mineralizada y la intención final de utilizarla como galería

principal de explotación del depósito.

Como se ve en la imagen, la galería parte desde unos 450 metros al sur de la Autovía A-8 y

acaba a una cota aproximada de -300 metros bajo la superficie.

Memoria Técnica

92

Figura: 35 Situación general del proyecto

Esta parte del proyecto consiste en la construcción de una rampa con pendiente negativa

del -14% con una longitud de unos 2143 m lineales en roca estéril para aproximarse a la

estructura mineralizada y luego, a partir de la anterior, iniciar una galería paralela al

mineral con una longitud de unos 454 metros y pendiente de -4%. La sección de

excavación y definitiva de la galería es de 24.81 m2 invariable a lo largo de todo el trazado,

salvo allí donde la colocación de elementos de sostenimiento (cuadros metálicos

principalmente) por debilidad o incompetencia del terreno obligue a utilizar una mayor

sección de excavación con el objeto de no disminuir el gálibo efectivo de la galería. El

trazado pasa aproximadamente unos 50 metros bajo la Autovía A-8 y a casi 250 metros

bajo la carretera nacional.

En la siguiente imagen se puede ver un detalle de la sección transversal de la galería en el

que se aprecia la tubería de ventilación de 1400 mm colgada del la clave de la misma. Esta

será, aproximadamente, la configuración de la galería durante su excavación y hasta el

momento en que la construcción del primero de los pozos de ventilación permita la

entrada por corriente natural de agua y la retirada de dicha tubería de ventilación

principal soplante. La colocación de la ventilación en la clave, responde al hecho de

permitir el paso de camiones y maquinaria por debajo con margen suficiente para evitar

accidentes o averías innecesarias.

Memoria Técnica

93

Figura: 36 Sección tipo de galería en ejecución

La siguiente imagen representa otra sección transversal de la cinta en el momento en que

ya esté instalada la cinta transportadora de extracción de mineral. Como se puede ver, esta

se colocará también en la clave, ya que no será necesaria la utilización de la tubería de

ventilación, por ventilación natural de la mina, gracias a los pozos practicados a tal efecto.

Únicamente se representa, para ilustrar algún hipotético caso en el que una ventilación

secundaria menor, en algún acceso a taller o a galería de servicio, pudiera coincidir

espacialmente con la cinta transportadora.

Figura: 37 Ubicación tipo de servicios en galería

En toda la longitud de la galería principal se hormigonará la solera mediante 20

centímetros de HM-20 con doble armadura en un ancho de cuatro metros, para facilitar la

rodadura de los camiones cargados, maximizando su eficiencia y, a su vez, para minimizar

pinchazos, averías y un continuo mantenimiento del piso, aspectos estos que influirían

negativamente en los ritmos productivos.

Memoria Técnica

94

Se dotará también a la galería, de todos los servicios necesarios tanto para su propia

ejecución, como para, más adelante, satisfacer todas la necesidades de la mina en

producción, esto es, suministro de agua, aire comprimido, electricidad, ventilación,

bombeos, sistemas de comunicación, etc.

Se considera que la excavación por medio de perforación y voladura es, a buen seguro, el

método más idóneo para el avance de la galería diseñada. En ciclos de trabajo que se

determinarán según las necesidades impuestas por producción, se podrán realizar

voladuras durante las 24 horas del día, durante los 7 días de la semana, lo que hace

imprescindible, con vistas a la disponibilidad inmediata de explosivo, la presencia de un

polvorín de 2000 kg de capacidad.

La galería planificada atravesará distintas litologías. Tendrá un primer tramo constituido

principalmente por pizarras y cuarcitas de considerable meteorización, al menos en los

tramos más superficiales y resistencias a compresión simple no superiores a los 30 MPa;

según nos acerquemos al contacto con la granodiorita, a unos 200 metros de este,

pasaremos a tener corneanas más competentes. En el contacto de las corneanas con la

granodiorita se espera encontrar una pequeña zona de falla que requerirá de ciertas

precauciones adicionales en el avance. La granodiorita será en general competente, pero

una vez que nos acerquemos a la zona de mineral, donde se avanzará un desarrollo

paralelo a este, se espera un empeoramiento general en la calidad del macizo rocoso con la

aparición de zonas de falla. No se esperar terrenos de más de 130 MPa de resistencia a

compresión simple.

Se pretende la ejecución de culatones o nichos de desescombro cada 150-200 metros para

independizar las labores de carga de material de las de avance (perforación) de galería.

Estos nichos deberán tener más de 12m de longitud, y podrían utilizarse más tarde para

acoger los trabajos complementarios de exploración mediante abanicos de sondeos.

Variante 1

Como variante al perfil longitudinal propuesto para la galería, se plantea un tramo

adicional (ver plano en anexo Planos) de 477 metros de longitud y pendiente ascendente

al 15% a partir de los 1775 metros de galería para, de esta manera, crear una bifurcación

para conseguir, mediante dos equipos simultáneos de excavación llegar, por un lado, a una

profundidad de unos 130 metros bajo la superficie, lo que es la parte más conocida,

geológicamente hablando, del yacimiento y, por otro lado, continuar la galería

descendente hasta los, aproximadamente, 270 metros de profundidad, como punto más

profundo de la explotación. Este nuevo tramo pasaría unos 224 metros bajo la carretera

nacional, lo cual no debería suponer ningún problema en cuanto a subsidencias

superficiales.

Mediante esta variante, lo que se persigue es acortar los plazos temporales invertidos en

llegar a la zona mineralizada y poder comenzar antes la ejecución de los desarrollos de

infraestructuras de producción en mineral.

Memoria Técnica

95

LONGITUD (M) AVANCE MEDIO (M/MES) TIEMPO (MES)

GALERÍA DESCENDENTE 1775 125 14.2

TRAMO VARIANTE ASCENDENTE 477 125 3.8

DESARROLLO 150 125 1.2

GALERÍAS PRODUCCIÓN 100 125 0.8

20

CONTINGENCIAS, ENTRONQUES, ANCHURONES, ETC. 10% 2

22

Tabla 22. Estimación tiempo variante 1

Variante 2

Con vistas a una mejor y más temprana definición del yacimiento mediante la realización

de sondeos desde interior, se plantea la posibilidad de una segunda variante (ver plano en

anexo Planos), consistente en una galería más corta y menos profunda, adicionalmente a la

propuesta. En concreto, la galería tendría su emboquille unos 450 metros al sur de la

carretera nacional N-634 y longitud de 1120 metros con pendiente descendente del 15%,

para alcanzar una profundidad máxima de unos 153 metros bajo la superficie. Con esta

geometría y situación, esta galería pasaría unos 60 metros por debajo de la carretera

nacional.

Como se ha dicho, esta galería permitiría acceder en un menor plazo de tiempo a una

profundidad interesante desde el punto de vista de la realización de sondeos de

planificación y cierre de malla en interior.

Además de esta intención de realizar sondeos de interior, posteriormente, una vez

estuviera conectada con el resto de desarrollo interior de la explotación, esta galería,

pasaría a poder utilizarse como ventilación (entrada o salida) y, desde un punto de vista

de seguridad laboral, como vía alternativa de evacuación desde la zona media-alta de la

mina.

Esta galería supondría también una pequeña actuación en materia de adecuación y

preparación del terreno en superficie en la zona del emboquille, para instalación de los

servicios que, llegado el momento, fueran necesarios (ventilador, compresor, generador,

etc.). La ubicación definitiva de la galería podrá variar ligeramente en función de los

resultados de los sondeos geotécnicos cuyo permiso se está tramitando, buscando el

emboquille donde el suelo reúna las mejores condiciones. No obstante, la ubicación

definitiva será próxima a la incluida en las figuras y planos y, en cualquier caso, siempre

dentro del área que ha sido objeto de los estudios de campo más intensivos.

Memoria Técnica

96

7.3.2 Método de avance de galería principal.

Se considera que la excavación por medio de perforación y voladura es, a buen seguro, el

método más idóneo para el avance de la galería diseñada. En ciclos de trabajo que se

determinarán según las necesidades impuestas por producción, se podrán realizar

voladuras durante las 24 horas del día, durante los 7 días de la semana, para tratar de

alcanzar ritmos de avance de en torno a los 120 metros lineales mensuales, lo que hace

imprescindible, con vistas a la disponibilidad inmediata de explosivo, la presencia de un

polvorín de 2000 kg de capacidad.

Para el avance de la excavación con explosivos se debe tener presente que es

imprescindible producir el menor daño posible a la roca remanente y que, para ello, hay

que utilizar una buena y eficaz técnica del recorte. Es fundamental producir la menor

incidencia posible en la resistencia del terreno.

Los taladros de la pega se barrenarán con un jumbo electrohidráulico de dos brazos tipo

Tamrock Axera D06 o Tamrock Minimatic, que tiene un dispositivo capaz de garantizar el

paralelismo de los taladros a fin de conseguir el arranque máximo y el recorte más

conveniente de modo que se minimice el daño causado en la roca remanente y atenuando

la microfisuración. Además, se procurará que estos sean equidistantes entre sí. La longitud

de la pega será fijada en función de la calidad del terreno y de la naturaleza de las obras

(curvas, nichos, franqueos, etc.).

Aunque en un principio, por razones de seguridad, mientras dure la zona de emboquille y

en terrenos de roca menos competente, la perforación se debería acortar a longitudes de

1,5 m, después de superados estos tramos, los barrenos serán de 3,2 m de perforación

efectiva.

BARRENADO

DIAMETRO (MM) 51

Nº BARRENOS 63

LONGITUD (M) 3,2

DIAMETRO (MM) 89

Nº BARRENOS 2

Tabla 23. Tabla de Barrenado

En relación con el esquema de perforación y voladura, éste deberá ser optimizado a

medida que se contrasten los resultados obtenidos con los deseados. También se

elaborarán esquemas de pega particulares cuando varíe la sección de excavación o la

calidad del terreno, aunque para este último caso la medida lógica inmediata será

disminuir la longitud del pase. Si el arranque es suficiente y la granulometría es pequeña,

se podrán suprimir barrenos; por el contrario si el arranque no es suficiente, será

necesario barrenar más tiros y estudiar más a fondo la secuencia de disparo. En todo

Memoria Técnica

97

momento la prioridad máxima será conseguir el mejor recorte de la sección, ya que

partiremos de la afirmación de que un buen recorte, es el mejor sostenimiento.

Cabe destacar que se ha optado por emplear un cuele paralelo en cuatro secciones con 2

escariados de 89 mm de diámetro, en las zonas de roca competente, ya que con una roca

tan compacta se requiere mucha salida inicial para los tiros del cuele;. Si se consigue, que

el cuele arranque el 100% de lo barrenado, tendremos más del 90 % de posibilidades de

éxito en el resto de la voladura, ya que los demás tiros banquean contra el hueco creado

por el contracuele. La distancia entre barrenos de recorte será aproximadamente de 60 cm

con diámetros de perforación de 51mm. No olvidemos que la misión del recorte no es

arrancar, sino recortar el perímetro.

Figura: 38 Esquema de perforación

Con los medios previstos no se espera que se produzcan sobreexcavaciones superiores al

10 % del perímetro.

Una vez perforados todos los barrenos, se procederá a soplar los mismos del contenido de

agua en ellos acumulada.

El explosivo a utilizar será en principio goma II-EC de diferentes diámetros según la zona

de cada barreno en el esquema, Anfo como carga de columna en los barrenos de destroza,

recorte de los hastiales y zapateras y cordón detonante de 100 g/m, respetando en todo

caso el vigente Reglamento de Seguridad Minera y las ITC correspondientes que regulan el

uso de explosivos.

Memoria Técnica

98

El explosivo se llevará al frente en sus envases de origen, excepto el destinado a los

barrenos de recorte, que irá dentro de tubos "omega”. En ellos, se introduce el cordón

detonante y goma II en contacto longitudinal con él. El motivo de introducir goma II en el

tubo es por una lado, para facilitar el cebado del cordón, y por otro, dado que la piedra a

vencer por los barrenos de recorte, (barrenados más abiertos que el resto de la pega) es

mayor en el fondo de los mismos que en su comienzo.

Estos son los datos del explosivo a utilizar para la voladura en cada una de las diferentes

partes del frente de excavación por m3.

CUELE

Nº Barrenos 4

Cartuchos por barreno 12

Tipo GOMA 2 ECO

Diámetro (mm) 32

Longitud (mm) 200

Peso (gr) 235

Retacado (mm) 800

Carga por barreno (Kg) 2,82

Carga Total (Kg) 11,28

Tabla 24 Carga del cuele

CONTRACUELE

Fondo Nº Barrenos 12


Tipo GOMA 2 ECO

Diámetro (mm) 40

Longitud (mm) 240

Memoria Técnica

99

Peso (gr) 417

Retacado (mm)



Columna Nº Barrenos 12


Tipo GOMA 2 ECO

Diámetro (mm) 32

Longitud (mm) 200

Peso (gr) 235

Retacado (mm)



TOTAL BARRENO (Kg) 2,714

TOTAL (Kg) 32,568

Tabla 25. Carga del contracuele

En la destroza se introduce el Anfo como carga de columna:

DESTROZA Fondo

Nº Barrenos 19


Tipo GOMA 2 ECO

Diámetro (mm) 40

Longitud (mm) 240

Peso (gr) 417

Retacado (mm)

Carga por barreno 0.834

Memoria Técnica

100

(Kg)

Carga Total (Kg) 15.846

Volumen Carga columna 1600 mm

2041.8 mm2

3266856 mm3

3266.9 cm3

Densidad Anfo

0.8 gr/cm3

Carga ANFO Destroza

2613.5 gr Por Barreno

49.66 kg Anfo total destroza

Tabla 26 Carga de la destroza

RECORTE HASTIALES Fondo

Nº Barrenos 8


Tipo GOMA 2 ECO

Diámetro (mm) 40

Longitud (mm) 240

Peso (gr) 420

Retacado (mm) 1120

Carga por barreno (Kg) 0.84


Volumen Carga columna 1600 mm 2041.785 mm2

3266856 mm3

3266.8 cm3

Densidad Anfo 0.8 gr/cm3

Carga ANFO 2613.5 gr Por Barreno

20.91 kg Anfo total recorte hastiales

Tabla 27. Carga de recorte de hastiales

Memoria Técnica

101

RECORTE TECHO Fondo

Nº Barrenos 12


Tipo GOMA 2 ECO

Diámetro (mm) 32

Longitud (mm) 200

Peso (gr) 235

Retacado (mm)


Carga Total (Kg) 5.64 Columna

Nº Barrenos 12

Cartuchos por barreno

Tipo CORDON

Diámetro (mm)

Longitud (m) 3

Peso (gr/m) 100

Retacado (mm)



Tabla 28. Carga recorte techo

ZAPATERAS CON ANFO Volumen Carga columna 2400 mm

2041.785 mm2

4900284 mm3

4900.29 cm3

Densidad Anfo

0.8 gr/cm3

Carga ANFO

3920.2 gr Por Barreno

31.36 gr Anfo total zapateras

Tabla 29 Carga de Zapateras

RESUMEN EXPLOSIVOS

GOMA 2 ECO 40X240 (Kg) 32.574 GOMA 2 ECO 32X200 (Kg) 62.04

CORDON DET. 100g/m (Kg) 3.6 ANFO 101.92

Memoria Técnica

102

TOTAL (Kg) 200.14

Tabla 30 Resumen de explosivos por pega

Los detonadores a emplear serán los eléctricos de retardo y microrretardo de Tipo

Sensible, aunque pudieran emplearse detonadores tipo RIONEL cuando bien por líneas

eléctricas cercanas o bien por otros motivos así sea aconsejable.

DETONADORES

UNIDADES TIPO

CUELE 16 MICRORRET. 25 MS SENSIBLES

CONTRACUELE

SENSIBLES

RESTO 47 RETARDO 500 MS

Tabla 31 Tipos de detonadores

En la siguiente tabla se muestra un resumen de la carga especifica

CONSUMOS

SECCIÓN MEDIA (M2) 24.81

AVANCE MEDIO (M) 3

VOLUMEN ARRANCADO (M3) 74.43

CARGA ESPECIFICA (KG/M3) 2.689

Tabla 32. Carga especifica de voladura

El transporte del explosivo y del cargador neumático se llevará a cabo en todo terreno

diesel.

Se intentara cumplir que el horario de disparo coincida con el cambio de relevo y a una

hora fija. En los frentes de avance se conservará, en lugar perfectamente visible, un plano

plastificado que contenga las características de los esquemas de tiro a utilizar.

Dadas las secciones reducidas de las obras a realizar, la excavación se realizará en

principio en una sola fase. En los tramos en que sea necesario construir un entronque, o

cuando el terreno así lo aconseje, la excavación se podrá realizar en dos fases. También se

puede dejar un machón central en terrenos muy débiles o procederse a disparar la pega en

una primera fase y el recorte en una segunda fase.

Una vez realizado el disparo y nada más terminar de disipar los humos de la voladura, se

procede al riego del escombro de la pega (para eliminar el polvo durante su carga y

transporte). Antes de efectuar cualquier otra actividad se procede a reconocer el

perímetro de la excavación mediante tanteo de la roca remanente con ayuda de una barra

específica para este fin.

Memoria Técnica

103

La realización del saneo será efectuada por un operario experimentado en este trabajo,

que se situará sobre el escombro.

Durante la operación de saneo se procurará realizar la menor actividad posible en las

proximidades del frente de excavación, con objeto de que el operario encargado del saneo

pueda valorar adecuadamente los ruidos que se producen tras incidir en el macizo rocoso

con la herramienta de saneo. Una vez terminada de desescombrar la pega, se procederá

nuevamente a reconocer el contorno de la voladura y el frente de la excavación, con el

objeto de eliminar las rocas sueltas que hasta ese momento habían permanecido ocultas

por el escombro de la pega.

En las proximidades del frente habrá siempre una barra de saneo de las dimensiones

adecuadas.

Una vez ventilado el frente, regado el escombro y saneado el perímetro de la excavación,

se procederá a la carga del escombro y su transporte hasta un punto intermedio designado

para esa finalidad.

Se pretende la ejecución de culatones o nichos de desescombro cada 150-200 metros para

independizar las labores de carga de material de las de avance (perforación) de galería. La

carga del escombro se llevará a cabo mediante palas LHD de perfil bajo de 30 T en vacio y

capacidad de cazo aproximada de 4.5-6 m3 hasta un nicho próximo al frente donde es

apilado temporalmente. De este modo se garantiza que en un tiempo muy breve el frente

vuelva a estar disponible para trabajar en él en las labores de perforación, mientras que el

escombro almacenado en ese nicho intermedio pasa a ser extraído al exterior.

Figura: 39 Detalle nichos de desescombro en galería

Memoria Técnica

104

Al emplearse palas LHD de motor diesel, es necesario reforzar la ventilación para

garantizar unas condiciones de trabajo adecuadas.

Después de efectuar exhaustivos estudios del ciclo de desescombro y sus combinaciones

con todo tipo de medios, se ha optado, para este proyecto, por el desescombro de la pega

desde el nicho intermedio hasta el exterior con ayuda de palas LHD.

Los nichos de acopio temporal del escombro de la pega deberán tener más de 12m de

longitud, y estarán ubicados de tal forma que agilicen la operación de desescombro. La

distancia máxima del nicho al frente de trabajo, no debe ser mayor de 250 metros, siendo

la ideal igual a 150. Estos nichos podrían utilizarse más tarde para acoger los trabajos

complementarios de exploración mediante abanicos de sondeos.

Alternativa al método de avance por voladuras:

En el momento de redacción, calculo y diseño del presente Proyecto de Explotación, la

promotora, Exploraciones mineras del Cantábrico S.L., estudia la posibilidad, mediante

diversos contactos con empresas especialistas en el sector de la tunelación y aun por

concretar, de utilización para la ejecución de la galería principal de acceso al yacimiento de

una maquina tipo TBM (del inglés, Tunnel Boring Machine). Estas máquinas, ampliamente

utilizadas en la ejecución de grandes túneles de obra civil, están, en los últimos años,

diversificando su utilización hacia el mundo de la minería, para ejecución de galerías de

infraestructura subterránea, etc. Se basan en la ejecución simultanea (o prácticamente

simultanea) de los trabajos de excavación, sostenimiento del túnel y extracción del

material. La excavación se realiza, normalmente, a plena sección, aunque para este caso, la

maquina considerada se trataría, mas bien, de un hibrido entre minador (ataque puntual)

y tuneladora tipo escudo que extraería el material al exterior mediante cinta

transportadora.

El motivo de estar considerando esta posibilidad, radica en el intento de reducir los plazos

de ejecución de la mencionada galería, ya que se trata de un elemento crítico en el global

del proyecto minero. Este tipo de maquinaria, diseñada expresamente para el tipo de

terreno a excavar, puede desarrollar ritmos de avance, en este caso, de 10-30 metros

diarios, lo que supone una ventaja importante respecto a los métodos convencionales de

perforación y voladura.

7.3.3 Sostenimiento

Los materiales que atravesarán tanto las galerías de acceso y desarrollo, como las de

explotación de mineral y la chimenea de ventilación, serán en la mayoría de los casos rocas

altamente competentes.

Siguiendo las indicaciones de la ITC MIE S.M. 04.6.05, el proyecto tiene un Nivel A,

contemplando el comportamiento previsible del terreno y el tiempo de utilización de la

obra. Así, la relación entre la resistencia a la compresión simple de los distintos materiales

Memoria Técnica

105

y la profundidad media de la excavación respecto a la superficie exterior, expresada en

metros, es mayor de 0,1 en todos los casos.

Tabla 33: Nivel de Proyecto según ITC S.M. 04.6.05

Con estas condiciones, las características del macizo rocoso se podrían determinar a partir

de experiencias anteriores similares y en base a clasificaciones geomecánicas acreditadas.

Aún así, se han realizado ensayos de resistencia a la compresión simple para cada uno de

los materiales atravesados, y se han estudiado las distintas familias de juntas que

atravesarán las zonas excavadas.

Con todos los datos obtenidos en las diferentes fases de la investigación geotécnica se

resumen a continuación las deferentes litologías:

Material sedimentario.- Formado por niveles de pizarras con intercalaciones de

areniscas. Presentan un valor medio de RQD de 76, dos familias de juntas más

otras de orientaciones aleatorias, de rugosidad planas entre rugosas y suaves,

duras sin relleno y ocasionalmente con escaso relleno blando. Secas o con

presencia ocasional de agua.

Granodiorita alterada.- Con valor de RQD en torno a 90, tres familias de juntas más

aleatorias, juntas planas y suaves mayoritarias, con estrías de fallas ocasionales y

presencia de arcillas suaves como relleno. Presenta escasa agua de manera

general.

Granodiorita fresca.- Con RQD medio de 97, dos familias de juntas con otras

ocasionales aleatorias, onduladas rugosas o irregulares, sin relleno o con presencia

ocasional de arcillas, y mayoritariamente sin agua.

La competencia de estos materiales, junto con las técnicas de voladura controlada en todas

las labores a desarrollar, minimizarán las cargas sobre el perímetro de la excavación,

asegurando un alto nivel de estabilidad. Se considera, teniendo en cuenta también la

experiencia obtenida durante el desarrollo de la primera fase, que la mayoría de las

labores proyectadas no precisarán método de sostenimiento alguno.

En las galerías de acceso al mineral y de extracción del mismo, en contadas ocasiones

(menos del 10% de la obra), y debido a la presencia de varios sistemas de fracturas de

irregular distribución, ocurrirá la posibilidad de formación de cuñas inestables en el techo

y hastiales de las galerías. A partir de los cálculos de estabilidad de dichas cuñas, y para las

Memoria Técnica

106

galerías de 25 m2 de sección propuesta, se considera suficiente para asegurar la

estabilidad de la explotación a largo plazo, los siguientes criterios de sostenimiento:

En la siguiente tabla se especifican los valores mínimos, medios y máximos de Q y

de sección máxima estable sin sostenimiento para los distintos materiales, haciendo

constar que se trata de una aproximación, ya que los datos disponibles directamente sobre

la traza de la galería propuesta son muy escasos.

Mínimo Medio Máximo Mínimo Medio MáximoAreniscas y

pizarras0,37 5,07 11,3 2,14 6,12 8,45

Granodiorita fresca

Granodiorita alterada 0,146 0,88 1,407 1,48 3,04 3,67

Q Span (anchura sin sostenimiento)Litología

2,64 18,81 100 4,72 10,35 20,19

Tabla 34: Resumen de datos geotécnicos

Considerando los valores promedios del índice de calidad en túneles Q (Barton el al.

1974) obtenidos, y teniendo en cuenta que un tamaño propuesto para galerías

permanentes de 5 x 5 metros, junto con la proporción media de cada uno de los grados de

fracturación y alteración en los materiales presentes en el yacimiento, se establecen en

función de las litologías, los siguientes criterios de sostenimiento para galerías se acceso y

demás labores mineras:

Areniscas y pizarras. Material sedimentario

o 60 % del trazado necesitará la colocación de 4 pernos de 2 metros de

longitud por sección más mallazo. Distancia entre líneas de pernos 1,5

metros.

o 40 % restante con pernos esporádicos.

Intrusivo. Se engloban todos los materiales intrusivos reflejados en la base de

datos, sin diferenciar tipos de alteración. La relación material fresco/alterado es

claramente favorable a esta última característica, siendo mayoritarios los tramos

en que la roca intrusiva presenta algún grado de alteración, determinando

condiciones de inestabilidad para excavaciones abiertas de 4 metros. Se propone la

siguiente proporción de sostenimiento en los tramos que atraviesen litologías

ígneas.

25 % roca muy alterada. Índice Q extremadamente malo. 5 pernos por línea de

sostenimiento más mallazo y 10 cm de gunita. Distancia entre líneas de

sostenimiento 1,40 metros. Las longitudes de voladura no deberán ser superiores

a 3 metros.

50 % roca alterada. Índice Q muy malo. 5 pernos de dos metros de largo por línea,

más mallazo. Distancia entre líneas de sostenimiento 1,40 metros.

Memoria Técnica

107

25 % roca fresca. Índice Q bueno. Pernos ocasionales. Los pases de voladura

podrán alcanzar los 5 metros de longitud.

Ocasionalmente se acompañará el bulonado con la colocación de mallazo en aquellas

zonas donde la frecuencia de la fracturación sea mayor, con el objeto de evitar la caída de

los pequeños bloques no sujetos por los bulones.

Finalmente, y de forma esporádica dadas las características litológicas de las rocas

atravesadas, se propone el empleo de hormigón proyectado y eventualmente la colocación

de cerchas metálicas, en aquellas zonas de falla donde el material rocoso haya perdido la

competencia que lo caracteriza, formándose zonas principalmente caolinitizadas y con

abundantes arcillas de elevada plasticidad. Los cuadros metálicos, pero fundamentalmente

el hormigón proyectado asegurarán las condiciones de estabilidad requeridas, evitando

que la alteración de la roca progrese hacia el interior del macizo disminuyendo su

competencia intrínseca.

Este tipo de actuaciones se realizarán sobre los tres tipos litológicos descritos

anteriormente, los cuales presentan comportamientos geotécnicos y fracturaciones

similares. En cualquier caso se procederá a un seguimiento constante de los trabajos de

avance, modificando las propuestas anteriores en el caso de encontrar zonas no

contempladas previamente, y con el fin de asegurar las óptimas condiciones de

estabilidad.

Respecto a las galerías desarrolladas sobre el mineral, para la explotación por subniveles,

se procederá a la colocación de pernos en la galería superior, si es necesario de cable,

también en el acceso a la galería de base. Los pernos se colocarán siguiendo un patrón

regular básico de baja densidad, aumentándose ésta en aquellas zonas donde la calidad del

macizo rocoso así lo aconseje. Con este patrón de sostenimiento se evitará la caída de

bloques provocada por las voladuras de explotación que se llevarán a cabo. En la siguiente

figura se muestra un esquema del modelo de sostenimiento general previsto.

Memoria Técnica

108

Figura: 40 Fortificación propuesta para la zona de explotación por subniveles

Finalmente, en relación a las chimeneas de ventilación que se realizará, ésta no requerirá

ningún tipo de fortificación. Será una estructura vertical, realizada enteramente en una

roca competente (mayoritariamente granodiorita, mediante el método “Raise Boring”, el

cual apenas perturba la pared de la chimenea, favoreciendo las condiciones de estabilidad

de la misma.

Por otra parte, cualquier tipo de sostenimiento se colocará simultáneamente con el

avance, manteniendo en lo posible la conservación del estado tensional al que está

sometido el macizo rocoso atravesado por las diferentes galerías y rampas realizadas.

En el caso de tener la necesidad de realizar excavaciones distintas de las previstas en los

párrafos anteriores, se llevará a cabo un seguimiento detallado de los mismos con el fin de

concretar el tipo de fortificación más adecuado para asegurar la estabilidad de las nuevas

zonas.

A continuación se van a exponer las características principales de los elementos de

sostenimiento así como una metodología para su correcta puesta en obra.

Pernos y Cables

Se plantean varios tipos diferentes de pernos y cables, de diferentes cualidades y

naturaleza. A continuación se va a exponer la técnica de colocación que pensamos emplear

para garantizar un perfecto anclaje y los inconvenientes que pudieran surgir de algunos de

los sistemas que a continuación se describen, por lo que pensamos que no serían

adecuados en una obra de esta naturaleza, también podría utilizarse cables que se tensan

para producir un alargamiento, lo que produce una fuerza con la roca por medio de la

placa, que la une a la roca. El cable postensado se tensa con el movimiento de la roca,

generalmente se ponen de gran longitud.

Memoria Técnica

109

El bulonaje permite reducir las influencias resultantes de las heterogeneidades del

terreno, tales como diaclasas y estratificaciones y elimina parcialmente los

esponjamientos debidos a la excavación de la roca. El bulonaje, combinado con elementos

tales como malla, fleje o gunita, permite ampliar el radio de acción de los pernos,

obteniendo un reparto más amplio de las cargas existentes en la zona afectada.

La misión fundamental del bulonaje es la de transmitir una fuerza de apoyo desde la

superficie de la excavación y activar el terreno alrededor de la cavidad para sujetar tramos

sueltos o para que no deforme el anillo de sostenimiento. Los pernos hacen que mejore la

resistencia del terreno e impidan las deformaciones radiales.

Figura: 41 Pernos de Fricción

El tipo de perno de acero corrugado es el ideal para una obra de estas características,

fundamentalmente por dos razones:

Las galerías a ejecutar deben servir de paso de maquinaria y personal durante

muchos años, por lo tanto debe garantizarse que el funcionamiento del

sostenimiento actúe desde el primer día hasta pasados muchos años de su

colocación.

Bien colocado es el que soporta mayores cargas (exceptuando los pernos

especiales).

El perno de acero corrugado es el más longevo, a igual de condiciones, de los

habitualmente empleados en el mercado. Evidentemente hay pernos con tratamientos

especiales anticorrosión, etc. que tienen mayor vida en condiciones límites (aguas ácidas,

etc.), pero estas no son nuestras condiciones.

El problema principal que presenta el empleo de estos pernos es el garantizar el llenado

perfecto del barreno, de modo que exista un contacto lineal íntimo entre cada punto

superficial del perno y cada punto superficial del barreno. Esto se soluciona empleando

inyección de lechada de cemento como veremos.

Se propone el empleo de pernos de acero corrugado, construidos con acero AEH 400 o

ARH 500 (según necesidad de resistencia), con anclaje repartido a lo largo de toda su

longitud. Cuando se necesita una actuación inmediata del perno, proponemos el empleo de

cartuchos de resina de alta velocidad de polimerización.

Memoria Técnica

110

Cuando este factor no es tan relevante (no es necesario que el anclaje actúe en los

instantes posteriores a su colocación), preferimos el empleo de pernos anclados con

cemento.

Las características de estos pernos serían:

Longitud: Se utilizarán pernos de 2,00 m de longitud, con una longitud de anclaje

de 1,85 m y 0,15 m de rosca.

Resistencia: La resistencia a tracción axial, de los pernos de acero corrugado,

será como mínimo mayor de 200 kN en los de tipo M24 ( 25) y de 250 kN en

los de tipo M27 ( 32). En todo caso, será la obtenida de considerar las

características resistentes del tipo de material seleccionado (AEH-400 ó AEH-

500) en el punto de mínima sección (esto es, en la zona de rosca, que es el punto

normal de rotura).

Placas de reparto: Las placas de reparto serán cuadradas y tendrán 20 cm de

lado y al menos 6 mm de espesor. Para conseguir que la carga axial del perno

actúe normal a la placa, éstas tendrán un abombamiento esférico según la norma

UNE 22-783. Además se utilizará una arandela según la norma UNE 22-785

entre la placa y la tuerca, de modo que el esfuerzo transmitido al perno se

transmita homogéneamente a la placa.

Tuerca: La tuerca será hexagonal, con collar de diámetro de rosca entre caras y

altura según norma UNE 22-784. Serán de M24, con pernos de 25 mm y de

M27 con pernos de 32 mm.

Las características del tipo de anclaje, para los pernos descritos anteriormente se

utilizarán dos tipos de anclaje: con resina o con cemento tixotrópico.

Anclaje con resina: Para ellos se empleará resina envasada en cartuchos tipo

“salchicha” y de dos componentes (resina + catalizador). Dicha resina tendrá una

resistencia a compresión de al menos 1000 kg/cm2 y a tracción mayor de 150

kg/cm2.

Anclaje con cemento: Se empleará una mezcla bombeable de cemento con

aditivito. Para conseguir el llenando completo del espacio libre entre el barreno

y el perno se empleará cemento con aditivito tixotrópicamente, con un producto

que debe cumplir las siguientes condiciones:

La mezcla debe ser:

Bombeable (alta fluidez) y no desprenderse del barreno aunque este sea vertical.

Sin retracción.

Carente de segregación.

Impermeable.

Memoria Técnica

111

Provisto de gran resistencia mecánica.

Adherente al acero.

Proteger al acero contra la corrosión.

Volumen de agua exudada inferior a 0,2 %.

Resistencia de 200 a 400 kg/cm2 al primer día y de 500 a 700 kg/cm2 a los 28 días, dependiendo del tipo de cemento empleado.

La metodología de colocación de los pernos anclados con cemento sería:

Taladrado del barreno: cuando se emplea este tipo de pernos, el diámetro de

perforación no es relevante (cosa que no sucede con los pernos split-set, swellex

o acero corrugado anclados con cartuchos, en los cuales el diámetro del barreno

no debe sobrepasar excesivamente el diámetro del perno).

Llenado del barreno con cemento tixotrópico. El volumen de éste deberá exceder

al menos suficientemente al volumen teórico correspondiente al espacio dejado

entre el taladro perforado y el perno que se va a colocar. Es norma habitual en la

colocación de este tipo de pernos usar el siguiente procedimiento: introducción

de la manguera de llenado hasta el fondo del barreno, comenzando el llenado

por el fondo del barreno y retirando la manguera a medida que éste se va

llenando (el llenado se lleva a cabo hasta llegar a una cierta distancia de la boca

del barreno, de modo que al introducir totalmente el perno en él, rebose por la

boca la mezcla).

Introducción del perno (en longitudes hasta 5 m de longitud se puede introducir

mediante empuje a mano, ayudándose de un mazo de hierro en caso de notarse

cierta resistencia al respecto).

Colocación de una pequeña cuña de madera que mantenga el perno en su

posición (excepto en barrenos descendentes). Esto ayuda a evitar que el peso

propio del perno lo saque del barreno antes del fraguado.

Presentación de la placa, arandela y tuerca. Los pernos rellenos con mortero se

instalarán sin tensar, aunque con la placa muy próxima a la superficie del

terreno. Pasadas unas horas se aprietan las tuercas hasta el nivel deseado. Otras

veces, en NMA flexible, se prefiere no apretarlas ya que el propio terreno se

encargará de adoptar un estado de pretensado debido a su propia deformación.

La metodología de colocación de los pernos anclados con resina:

Taladrado del barreno: cuando se emplea este tipo de pernos, el diámetro de

perforación no excederá en más de 10 mm al diámetro de los pernos.

Llenado del barreno con cartuchos de resina. Se introducirán alineadamente en

el barreno tantos cartuchos como longitud tiene este. Se procurará que las

Memoria Técnica

112

dimensiones de las cargas de resina sean tales que el volumen aportado por

unidad de longitud sea el doble del volumen anular existente entre el taladro

real y el perno a colocar. El volumen total por perno proporcionado por las

cargas de anclaje será igual al existente teóricamente entre el taladro y el perno

mayorado en un 20%.

Introducción del perno: este deberá tener el extremo cortado en forma de pico

de flauta, de modo que al entrar en el barreno rompa los cartuchos como una

navaja en lugar de aplastarlos (que es lo que sucede cuando la punta del perno

es roma). El perno se introduce en barreno con rotación continua, de modo que

se bata bien la resina y se mezcle perfectamente esta con el catalizador (ya que

de lo contrario no polimeriza). Una vez introducido el perno hasta el fondo,

conviene mantener la rotación durante unos segundos (de 15 a 30) para

conseguir una perfecta polimerización.

Presentación de la placa, arandela y tuerca. Los pernos rellenos con resina de

alta velocidad de fraguado se pueden tensar inmediatamente a su colocación,

apretando las tuercas hasta el nivel deseado (de 100 a 150 kN).

Por otra parte se podría utilizar el perno tipo Swellex “standard” de 1,8 m de longitud. El

diámetro de perforación en ellos sí es importante, aunque menos que en los split-set. En

todo caso, al ser sus características bien conocidas no vamos a hacer aquí una descripción

somera de las mismas, pero si vamos a enumerar los inconvenientes que le vemos al

sistema.

Este perno es de vida limitada y sólo debe ser utilizado en obras de corta vida útil o en

aquellos casos en los cuales se combine su función de soporte con otros tipos de elementos

(generalmente hormigón y hormigón proyectado). Su resistencia a tracción no está muy

clara, ya que si bien se comenta que permite un 15% de elongación antes de la rotura, este

concepto es muy relativo.

Evidentemente, en un perno de 2 m de longitud de estas características soportado por

ambos extremos con unas mordazas apropiadas se podría obtener una deformación de

15% x 2 m = 30 cm (en realidad algo inferior ya que en los extremos va embutido en unos

tubos cilíndricos que no tienen efecto de sostenimiento al respecto). Sin embargo la

realidad es otra. Supongamos este perno anclando perfectamente 2 tramos de roca

competente y separadas por una junta sin cohesión de 1 cm. Si el anclaje es correcto, sólo

se produce deformación en el tramo de perno de la junta, con lo cual la deformación del

perno se transmite a ese tramo y algo a los tramos inmediatos (unos 5 cm a cada lado).

Como la elongación antes de rotura es del 15%, superado 15 % x 11 cm = 1,65 cm se

produciría la rotura del perno. La colocación del perno es muy sencilla y no requiere

grandes cuidados. Una vez barrenado el terreno, se introduce el barreno en él y se le

adapta a la boca la bomba de inyección de agua. El agua a presión hincha el perno

progresivamente, adaptándose este bien a las irregularidades del terreno (siempre que no

Memoria Técnica

113

superen una cierta medida de diámetro del barreno, por encima del cual el perno hinchado

disminuye su rendimiento).

Por otra parte el tipo de perno Split-Set, Al igual que sucede con el Swellex, su vida es muy

limitada, por lo cual tiene su campo de aplicación, fuera del cual no es conveniente su

utilización. Aquí el diámetro de perforación si es crítico, ya que si es excesivo, el perno no

se comprime longitudinalmente y desliza.

A la vista de la experiencia minera en este tipo de terreno, queremos poner de manifiesto

que el tipo de pernos a colocar debería ser el de inyectados con cemento o anclados con

resina, aunque en determinados puntos puedan ser utilizados cualquiera de los

anteriormente citados.

El bulonaje del terreno se aplicará sobre las zonas que lo requieran.

El tipo de pernos será de acero corrugado, serán anclados con cartuchos de resina o

inyectados con cemento tixotrópico en toda su longitud.

Antes de iniciar la operación de bulonaje se marcará en el terreno el lugar en que deben

ser colocados los pernos de sostenimiento.

En cualquier caso se prestará una especial atención para respetar los siguientes

parámetros:

Orientación de los taladros de bulonaje.

Diámetro de los taladros de bulonaje.

Longitud de los taladros de bulonaje.

La colocación de los Pernos Cable se realizará siguiendo las normas de buena práctica

establecidas por los fabricantes de los sistemas de anclaje utilizados, algunas de ellas ya

detalladas anteriormente.

En el caso de que el anclaje se realice con resina, los envases de los cartuchos no estarán

dañados ni presentarán endurecimientos, dado que existe el riesgo de haberse iniciado la

polimerización.

Cables de acero de baja relajación en diámetro de 06", el cual es utilizado para el refuerzo

de excavaciones subterráneas de grandes magnitudes y en estabilización de taludes. Se

fabrican según norma ASTM A 416, 270 k y en tres tipos de configuración geométrica, liso

(plain), destrenzado Birdcage) y con bulbos espaciados (Minicage)

Memoria Técnica

114

Figura: 42 Pernos Cable

Utilizados para anclar grandes longitudes, estabilización de cajas y techos, usados en

métodos de explotación selectivos y de alta recuperación.

Perno Cable posee gran resistencia, es altamente flexible y muy manipulable, lo que

permite su uso en todo tipo de galerías y métodos de explotación. Está disponible liso y

trenzado.

El sistema de fortificación con Pernos Cables es de alta flexibilidad con gran capacidad de

soporte en macizos rocosos, se pueden fabricar en distintas longitudes y configuraciones

de acuerdo a los requerimientos del cliente, es competente y durable. Se aplica con lechada

y en conjunto se hace altamente resistente y si se requiere pueden ser utilizados dobles o

triples. Pueden ser usados como anclaje pasivo o activo (tensado) y se considera un

anclaje de tipo permanente.

El cable standard esta conformado por seis alambres enrollados alrededor de un séptimo

denominado "alma" o torón, esta disposición nos entrega un cable con un diámetro

nominal de 15.2 mm (0.6").

Perno fabricado con alambres de alto carbono (EHT) toronado y termo mecánicamente

tratado con un proceso de baja relajación que en la actualidad está siendo utilizado tanto

en minería subterránea como en cielo abierto para la estabilización y control de grandes

masas de roca y suelos.

El Cable estándar está conformado por 6 alambres arrollados alrededor de un séptimo

denominado "alma" o "torón", este arreglo define un Perno Cable con un diámetro nominal

de 15.24 mm (0.6").

Malla de simple torsión electrosoldada

La malla se empleará fundamentalmente en combinación con los pernos. Su misión es

ayudar a evitar el desprendimiento de fragmentos de roca suelta y repartir el efecto

puntual de los pernos, ampliando su radio de acción. En función de las características y

peso de la roca suelta, se emplea un tipo u otro. La malla electrosoldada tiene la ventaja de

ser más resistente y de permitir la proyección de hormigón a través de ella, “armando”

dicho hormigón. Por el contrario, se adapta peor a las irregularidades del terreno.

Hormigón Proyectado

En general se empleará hormigón proyectado por vía húmeda con robot, por varias

razones.

La sección es apropiada para el empleo del robot.

Memoria Técnica

115

Sin robot el operario no es capaz de aguantar con eficiencia la manguera de

proyección, lo que se traduce en riesgos de accidentes además de una

proyección muy heterogénea.

Rendimiento de proyección es mayor (10 m3/h).

Rechazo es teóricamente inferior a la vía seca.

Se pueden controlar mejor los tiempos de fraguado y se consigue una mejora

sustancial en los aspectos de seguridad e higiene al reducir enormemente la

cantidad de polvo en suspensión.

Se denomina sellado a la capa de hormigón proyectado que se coloca directamente sobre

roca descubierta, y cuya función principal es la de “sellar” (aislar), evitando el contacto de

la roca con el ambiente y por tanto la meteorización de la misma.

Cuando el terreno así lo exija, una vez finalizada la operación de saneo, se iniciará el

sellado de la roca remanente. Esta capa de sellado tendrá un espesor mínimo aproximado

de 3 cm, recubriendo toda la superficie de la roca remanente inestable y será aplicada tras

haber lavado con agua y aire a presión la superficie a sellar. El sellado iguala las

rugosidades de la superficie excavada, impidiendo desplazamientos tangenciales menores.

Además de cumplir su misión más importantes (evitar la meteorización, como ya se ha

indicado), actuará contra la disgregación de la roca descubierta y se opondrá a su

esponjamiento.

Aplicado mediante aire comprimido, por vía seca y debidamente compactado, el hormigón

proyectado fragua y se endurece sobre la superficie donde ha sido aplicado. Aditivos

adecuados permiten ajustar a lo requerido las propiedades del hormigón proyectado por

lo que se refiere a su resistencia inicial y su poder de adherencia.

Generalmente, se colocará simplemente una capa de sellado, que será delgada y poco

rígida a la flexión para que los esfuerzos de flexión que se presenten en ésta sean de

menor magnitud. A fin de permitir la transmisión de tales esfuerzos a través de la capa de

sellado sin que ésta se fisure, el sellado tendrá un comportamiento lo más plástico posible.

La resistencia aumenta gradualmente conforme progresa el fraguado. Para una correcta

aplicación, el equipo de proyección ha de desarrollar una capacidad efectiva de más de 2,5

m3 por hora. La alimentación de material deberá ser tal que no se produzca interrupción

alguna.

De todas formas será imperativo lograr el desarrollo de la resistencia del hormigón

especificada. El operario de la lanza deberá contar con una protección suficiente para que

pueda trabajar eficazmente a una distancia de 1,0 m a 1,5 m de la zona de impacto, siendo

el ángulo de proyección de unos 900, es decir, proyección perpendicular para conseguir

que el rebote sea mínimo.

El rebote no podrá ser reutilizado ni proyectado sobre él hormigón fresco.

Memoria Técnica

116

Si existieran puntos de surgencia de agua no se proyectará hormigón sobre ellos, sino que

se construirá un drenaje previo aplicando los métodos habituales para estos casos.

Así denominaremos “Segunda capa” a la capa de hormigón proyectado que se colocado

sobre capa de sellado para aumentar sus características resistentes.

La capa de hormigón proyectado se pondrá en un momento en el que las velocidades de

deformación del contorno de la excavación ya se hayan reducido, pero sin que se hayan

producido esponjamientos en dicho contorno.

La capa de hormigón proyectado, la cual produce una resistencia de sostenimiento

suplementaria, permitirá detener las deformaciones, estableciéndose así el equilibrio

secundario.

Para la realización de la capa de hormigón proyectado se aplicará la misma composición

que la determinada para el hormigón de la capa de sellado.

Cuadros Metálicos

Se ha optado por utilizar cuadros metálicos de perfil TH-29, cuyas características

resistentes y de diseño nos parecen más adecuadas a la naturaleza y geometría de la

galería.

Los cuadros metálicos constituyen una entibación pasiva que ofrece resistencia

únicamente cuando están sometidos a carga. Los cuadros acaban soportando el peso de la

roca incoherente que se ha ido formando sobre ellos.

Para que los cuadros trabajen lo mejor posible y controlen adecuadamente la

convergencia del terreno es imprescindible que se coloquen contra el terreno,

consiguiendo un contacto lo más íntimo posible. Por ello en estos casos será necesario

esmerarse en conseguir un perfil de excavación lo más ajustado posible a las previsiones

teóricas, llegándose, en caso necesario, a regularizar las sobreexcavaciones mediante un

trasdosado adecuado de madera y/o escombro suelto tras la chapa de enfilaje o la parrilla.

No se ha previsto el recubrimiento de los cuadros con chapa de enfilaje, ni parrilla, ni con

machos de madera, ni con malla y pernos. Si las características del terreno lo aconsejasen,

creemos que debería optarse por uno de estos cuatro sistemas para evitar el

desprendimiento de fragmentos de roca.

Los cuadros estarán unidos entre sí por tresillones de U-l00 y longitud 1 m, aunque si el

terreno fuera de peor calidad, se podrá acortar esta distancia, empleando tresillones más

cortos. La presencia de 2 tresillones por segmento facilita la colocación de los cuadros, su

alineado y en cierto modo contribuye a un mejor funcionamiento del conjunto. En total

habrá, por tanto, 6 tresillones por cuadro.

Memoria Técnica

117

Los tresillones se sujetarán a las alas del perfil con tornillos de 14 mm de diámetro y en

calidad 8.8.

Los postes de los cuadros en todos los avances estarán apoyados sobre una chapa

especialmente diseñada para esa función, colocándose una solera por debajo en caso de no

ser suficientemente competente el terreno de la base. Los cuadros deben quedar

perfectamente aplomados y cuadrados con respecto a la dirección de la galería.

En terrenos de peor calidad, los cuadros metálicos se pueden ayudar con pernos y/o

hormigón proyectado como elementos de sostenimiento.

Drenes

Cuando se produzca una surgencia de agua en el frente que tenga la importancia

suficiente, se propondrá la construcción de drenes.

Estos drenes estarán constituidos por un tubo de PVC de 40 mm de diámetro y 2 m de

longitud, perforado en su superficie lateral, que se colocará en un taladro de 60 mm de

diámetro.

El tubo de drenaje se solidarizará al terreno mediante un mortero de cemento

impermeable al agua y de fraguado rápido, que se aplicará en el paramento de la galería.

Con este mismo mortero se aplicarán varias capas sobre el terreno en el que está colocado

el dren a fin de conseguir su impermeabilización.

Observaciones complementarias del sostenimiento

En las paradas de las labores de avance durante los fines de semana o en festivos, en los

que la actividad de avance cesará durante uno o más días, y si el terreno fuera de mala

calidad, se realizará un sellado a todo el frente de la excavación, pudiendo llegar a la

colocación de pernos en el frente para garantizar la estabilidad del mismo, si las paradas

previstas fueran de consideración.

En ningún caso, y bajo ningún concepto, se dejará un ciclo de trabajo sin cerrar al cesar el

avance si la calidad del terreno fuera insuficiente.

Durante la etapa de operación hay varios puntos muy importantes que se tendrán en

cuenta, además de la programación en el tiempo de todas las actividades.

Operaciones unitarias de las operaciones de fortificación, tales como:

Abastecimiento de materiales para la fortificación.

Personal dedicado a labores de fortificación.

Mantenimiento de las herramientas y equipos utilizados.

Sistemas de seguridad para emergencias.

Dotación de personal temporal y permanente con que se contará para labores de

control y fortificación.

Memoria Técnica

118

Características técnicas de los equipos y estructuras a utilizar, indicando su vida

útil.

Sistemas de monitoreo y alarmas de emergencias.

Excavación en condiciones difíciles

Cuando el terreno tenga una calidad menor de la esperada y pueden presentarse

problemas de inestabilidad en las inmediaciones del frente de extracción, se estudiara a

fondo el problema y se llevaran a cabo todas las medidas necesarias para asegurar el

sostenimiento.

Entre las técnicas especiales para estos supuestos se pueden citar las siguientes:

machones, contrafuerte del frente, paraguas, empiquetado e inyecciones, combinación de

pernos con cuadros metálicos, malla y hormigón proyectado.

Si la inestabilidad se inicia en el propio frente de la excavación, se podrá realizar el avance

dejando un machón central que deberá permitir el acceso al perímetro de excavación para

realizar ésta manualmente y colocar el sostenimiento inicial. La longitud del machón no

deberá exceder de 3 m y se tomarán las medidas razonables (bulonaje, posteo o

proyección de hormigón) para garantizar su estabilidad y que no puedan ser atrapados los

operarios del avance por desmoronamiento del machón. En el caso de avance con cuadros

metálicos, se dejará una amplia zona central sin disparar o sin picar que actúe de

contrafuerte del frente.

7.3.4 Pozos verticales

Por distintos motivos que se comentarán en las próximas líneas, se incluye en el proyecto

la construcción de tres pozos de ventilación de sección circular y diámetro aproximado de

3.6m, a realizar mediante Raise-Boring.

El Raise Boring también llamado Raise Drilling es el sistema de ejecución de un pozo por

medios mecánicos entre 2 o más niveles. Este método es muy utilizado con el fin de

conectar perpendicularmente galerías horizontales.

El método que se utiliza para el diseño del pozo, es hacer primero un sondeo piloto

siguiendo después con el ensanche del pozo en sentido ascendente. Utilizando un tamaño

mayor de cabeza de corte, se ensancha la perforación en una o varias etapas logrando al

final el diámetro requerido.

El empleo principal del Raise Boring suele desarrollarse para una gama de diámetros

entre 2000 mm y 4000 mm y hasta unas profundidades que pueden llegar hasta los 200

metros.

Memoria Técnica

119

El Raise Boring estándar consiste en perforar ( frecuentemente con tricono ) un taladro

piloto en sentido descendente hasta llegar al nivel inferior, para posteriormente acoplar

una cabeza escariadora con el fin de ir ensanchando en sentido ascendente hasta alcanzar

el diámetro deseado. La evacuación del detritus de esta variante se realiza por medio del

barrido con aguas o aire, mientras que los fragmentos menores caen por gravedad al nivel

inferior

La estructura de corte varía según el tipo de roca y su resistencia a compresión. Se utilizan

normalmente tres tipos de cortadores en la perforación de pozos mediante el Raise

Boring; estos son:

cortadores de disco

cortadores de entalladura

cortadores de rodillo de insertos de carburo.

Uno de los parámetros a tener en cuenta es la velocidad de rotación. Esta está limitada por

la velocidad de los cortadores. La velocidad máxima de rotación recomendada para la

cabeza del escariador varía en función inversa al diámetro.

Otro parámetro importante es el empuje donde este debe ser tan alto como la resistencia

del varillaje y la capacidad de la máquina que lo permitan. Un empuje elevado implica una

alta velocidad de perforación y una larga vida para los cortadores; sin embargo cuando la

roca esta fracturada se debe tener cuidado para evitar los esfuerzos excesivos en los

cortadores y varillaje.

Y por último el par necesario para hacer girar la cabeza del escariador.

Hay que indicar que un incremento de rendimiento por aplicación de un mayor par no es

posible, ya que los acoplamientos de las barrenas deben soportar un alto par de empuje

con un reducido par de desenroscado.

Figura: 43 Sistema Raise-Boring

Memoria Técnica

120

El primero de los pozos a realizar se proyecta por la necesidad de favorecer la ventilación

natural de la excavación y reducir el fondo de saco máximo en ejecución a la distancia de

1563 metros desde el emboquille, de manera que se pueda minimizar la potencia mínima

necesaria de los ventiladores. Tiene una longitud aproximada de 219 metros y es

prácticamente vertical. Este punto, en superficie, se situaría fuera de los límites definidos

por el POLA (Plan de Ordenación del Litoral Asturiano), que coinciden aproximadamente

con la carretera nacional N-634. Este pozo, en cuanto a su diámetro, está pensado, además

de cómo vía de ventilación, para albergar, en condiciones suficientes de seguridad, un

sistema de elevación y rescate tipo Alimak, para ser utilizado como salida de emergencia

de personal, junto con posibles servicios adicionales de abastecimiento a mina

(electricidad, aire, agua, etc.).

El segundo de los pozos, de unos 289 m de longitud, se situaría a unos 2252 metros del

emboquille, ya en la zona de pendiente -4%, y calaría, en superficie, al sur del yacimiento,

al norte de la carretera nacional N-634. Este segundo pozo se plantea principalmente

como ore-pass o coladero de mineral entre las distintas plantas de explotación superiores

y la cámara de machaqueo inferior. A su vez, indirectamente, hará funciones de ventilación

interior, interviniendo en la gestión de corrientes de galerías y favorecerá el drenaje de las

aguas de estas zonas altas de la mina hacia las plantas de abajo a partir de las cuales, se

bombeará al exterior.

El tercer pozo, de 307m de longitud aproximadamente, se ejecutaría partiendo del final de

la galería principal y estaría situado al norte del mineral. Su función será la de favorecer la

ventilación de la parte más profunda y alejada del emboquille y que, en parte, quedaría en

fondo de saco. También se prevé su utilización como evacuación de emergencia.

Figura: 44 Sección longitudinal general de la galería

7.3.5 VENTILACION

Debido a la mencionada construccion de un pozo de ventilacion intermedio a la distancia

de 1500 metros aproximadamente desde el emboquille, está será la distancia maxima de

fondo de saco utilizada para el calculo del sistema de ventilacion de la galeria en ejecucion.

Memoria Técnica

121

El sistema de ventilación elegido es de tipo soplante. Dicha ventilación consiste en uno o

dos ventiladores exteriores y una tubería a lo largo de la galería por la que circula aire

limpio desde el exterior hasta el frente. Los humos, gases y polvo se evacuan y diluyen por

el túnel hasta la salida.

Las ventajas de este tipo de ventilación son:

Es de fácil instalación.

Permite el empleo de tuberías de lona, sin armadura y de fácil manejo.

Es más económica.

El aire se conduce muy rápidamente y llega al frente en buenas condiciones,

mejorándose así la situación ambiental en la zona de trabajo.

El chorro de aire que sale del conducto de ventilación es capaz de remover los

gases y humos que quedan en el frente sin necesidad de acercarlo a éste

excesivamente.

Menor potencia instalada.

Menor pérdida de carga.

La rampa se realizará en fondo de saco y requerirán por lo tanto la utilización de

ventilación forzada mediante ventiladores axiales y tubería de ventilación tipo flexiblelisa

de 1400 mm de diámetro, la cual irá suspendida de la parte superior de la galería.

Como se ha dicho, las necesidades de ventilación vienen dadas por las maquinas a utilizar

y por las personas presentes en el relevo más numeroso. Como estudio preliminar pueden

establecerse estas necesidades totales en:

NECESIDADES DE LA INSTALACION:

Nº

UNIDADES

POTENCIA

(CV) RATIO

COEF.

SIMULTA

TOTAL

(M3/S)

PERSONAS 12 40 L/S 0,48

PALAS 1 250 3 M3/CV/MIN 0,8 10

VEHICULOS 4 135 3 M3/CV/MIN 0.6 16.2

TOTAL 26.68

Tabla 35 Necesidades de Ventilación

Velocidad de Aire en la galería principal (24m2) = 1.07 m/s

Es decir, en el entorno de los 26 m3/s de aire nos deben de suministrar en el frente los

ventiladores situados en la bocamina.

Memoria Técnica

122

La instalación de ventilación, ha de ser capaz de adaptarse al punto de funcionamiento que

se originarán a medida que evolucionan las labores desarrolladas. Los puntos de

funcionamiento vendrán dados, para los caudales establecidos, en función de las

resistencias de la galería y tubería de ventilación

CALCULO DEL FONDO DE SACO.

Calculamos la resistencia de la tubería de ventilación para lo cual necesitamos los

siguientes datos:

Longitud: L =1500 m

Diámetro: D = 1.4 m

Caudal: Q = 26 m3/s

Mangón flexible: = 0.02

Tipo de juntas: Instalación media= 10-4

CALIFICACIÓN DE LAS

JUNTAS EJEMPLO DE UNIONES

10-6

EXCELENTE TUBERÍA DE AIRE COMPRIMIDO

10-5

BUENA TUBERÍA CON JUNTA Y BRIDA DE

GOMA

0,5 10-4

BASTANTE BUENA ESCAYOLADO DE LAS JUNTAS (EN

ESQUEMA ASPIRANTE)

10-4

MEDIOCRE FAJA ZUNCHADA Y MANGUITO.

COLLARÍN

0,5 10-3

MALA FAJA Y MANGUITO. ABOCADO DE

TUBOS Y OTRAS

10-3

MUY MALA FAJA SIN MANGUITO

Tabla 36. Juntas de Ventilación

Es completamente imprescindible que el diámetro utilizado sea de 1400 mm, cualquier

diámetro menor haría necesaria la utilización de tubería rígida metálica debido a la gran

resistencia.

La pérdida de carga en una tubería viene dada por:

2

51.0 QD

Lh

Y la resistencia:

Memoria Técnica

123

Luego la resistencia con el mangón escogido es de 0.55 k

La velocidad del aire en la tubería es de 17.34 m/s

La presión dinámica viene dada por:

15.34 mmc.a.

El caudal de fugas se puede estimar por la fórmula:

El caudal que por tanto tiene que suministrar el ventilador es de 28.98 m3/s

teniendo en cuenta las fugas.

Las pérdidas de carga son:

Perdida de Carga

Caudal de fugas =1)

2.3 m3/s

Memoria Técnica

124

397.05 mmc.a.

A esta pérdida de carga hay que añadirle la presión dinámica en la tubería así como las

pérdidas en el retorno que suelen tomarse como un 10% de la resistencia en la tubería, es

decir 71 mm c.a., con lo que la presión que debe vencer el ventilador es de:

Perdida Carga Total

452.1 mmc.a.

Luego los ventiladores instalados deberán poder suministrar 28 metros cúbicos por

segundo de caudal a una presión de 452 mm de columna de agua, es decir, 4430.6 Pa.

Si miramos catálogos comerciales, podemos escoger unos ventiladores adecuados a tal

efecto. Es mejor poner los ventiladores en cabeza para evitar recirculación de aire viciado.

Teniendo esto en cuenta, un ventilador que se adapta bien a nuestros requerimientos es el

Zitrón ZVN 1-14-90/4 de 90 Kw de potencia.

7.3.6 SISTEMA DE BOMBEO

Galería de Acceso:

La realización de la rampa de acceso, debido a su desarrollo descendente, requiere la

utilización de bombas para el desagüe del frente hasta el exterior de la mina.

No se esperan surgencias importantes de agua en la galería debido a la naturaleza poco

permeable de las rocas atravesadas. Tan sólo se esperan avenidas de agua en las posibles

zonas de falla o en las familias de fracturas. No se espera sin embargo aporte de agua

proveniente de las fallas en el tramo final de la galería, debido al relleno arcilloso de estas.

El bombeo se realizará en escalones mediante bombas sumergibles; Una bomba móvil

situada en el frente de trabajo bombeará el agua a una estación de rebombeo intermedia

situada en cota superior y sucesivamente a otra hasta el exterior de la rampa. A medida

que se realiza el desarrollo se instalaran algunas estaciones de bombeo fijas en ensanches

realizados al efecto.

En concreto, las bombas a utilizar se desglosarían en:

Memoria Técnica

125

1 bomba Flygt 2151 o similar de 20 Kw para desagüe del frente y moviéndose

conforme avanza el mismo.

2 bombas Flygt 2400 o similares de 90 Kw fijas en otras tantas estaciones de

rebombeo en las que se ejecutarán decantadores para limpieza parcial de las aguas

antes de su salida al exterior.

Las surgencias naturales las estimaremos, debido a las características poco permeables de

los macizos atravesados, y a los ensayos que se hicieron durante la campaña de sondeos de

cielo abierto, en 15 litros por segundo durante la fase de construcción de la galería, siendo

muy conservadores. Parte de esta agua será utilizada en la perforación de avance, para

posteriormente ser desaguada. En total el agua bombeada al exterior será de 15 l/s donde

será tratada en una depósito de decantación para despojarla de las posibles grasas

presentes y para su posterior vertido a un cauce natural próximo.

Todas las tuberías se proponen en Polietileno por ligereza y versatilidad, en diámetros

adecuados a las necesidades de cada tajo.

Galerías y cámaras de explotación:

En cuanto al drenaje del resto de galerías y cámaras superiores durante la explotación de

la mina, se prevé su construcción con solera en pendiente (aproximadamente 2%

descendente según los casos). De esta manera, al agua presente en cámaras y talleres de

explotación y en galerías de acceso a los mismos, desaguará por gravedad hacia el

desarrollo general interior donde, mediante cuneta lateral, el agua seguirá fluyendo por

gravedad hasta el punto más bajo de la explotación, esto es, el fondo de la galería de acceso

principal, donde se sitúa, como se ha dicho, la estación principal de bombeo hacia el

exterior.

Por otro lado, la presencia de ore-pass y chimeneas de ventilación también ayudará al

drenaje de la explotación hacia los niveles más profundos.

7.3.7 Sistema de aire comprimido

Una de las redes que debe estar presente en la mina es la de suministro de aire

comprimido, utilizada, entre otras cosas, para el funcionamiento de ciertas maquinas o

herramientas.

En esta explotación los principales equipos a los que habrá que suministrar aire

comprimido serán el cargador neumático de Anfo, cuyo consumo es muy bajo (si bien

necesita elevada presión de funcionamiento; aproximadamente 5 bar), las cámaras de

rescate, cuyo uso se verá reducido a la aparición de alguna emergencia, y alguna otra

herramienta manual de pequeña entidad. Esto hace que el dimensionamiento de la

instalación de aire comprimido se espera que no de resultados muy elevados en cuanto a

volúmenes de aire o tamaños de equipamientos.

Memoria Técnica

126

En principio, las tuberías bajarán por la rampa de acceso principal y seguirán por las

galerías de acceso a los frentes hasta los puntos donde vaya a emplearse el aire. Como se

ha mencionado, deben ir colgadas del hastial.

Un esquema tipo de una instalación de aire comprimido con sus elementos más

característicos sería el siguiente:

Figura: 45 Instalación tipo de aire comprimido

Los compresores deberán suministrar el volumen de aire aspirado por minuto necesario

para abastecerse los equipos de interior que lo necesiten. Para ello, se suman los

consumos de cada tipo de maquina en m3/min en cada relevo y se multiplican por un

Factor de Simultaneidad C1 y otro C2 de Utilización, para obtener el volumen de aire

aspirado que debe suministrar el compresor.

Muchos de los consumidores de aire comprimido (herramientas, pistolas de impacto,

martillos, etc.) no tienen un consumo continuo, sino que se conectan y desconectan según

las necesidades y esto hace necesario determinar el Factor de Utilización de los mismos.

El factor de Utilización (%) puede calcularse mediante la siguiente fórmula:

UR = (Tu/Tr) x 100%

Donde:

Tu es el tiempo de utilización de la herramienta (min)

Tr es el tiempo de referencia (min)

UR es el factor de utilización (%)

El factor de simultaneidad es un factor empírico, que se basa en que no todas las

herramientas neumáticas son usadas al mismo tiempo. Este factor depende de la cantidad

de dispositivos que se encuentren conectados a la red.

Memoria Técnica

127

Para el cálculo de las necesidades de aire comprimido de los consumidores en general se

calculara la necesidad de aire para cada consumidor corrigiéndola mediante el factor de

Utilización:

Qt = Q x q x UR / 100

Donde:

Qt : necesidades de aire en l/min

Q: numero de dispositivos

q: Necesidad de aire de un dispositivo l/min

UR: Factor de utilización en %

Después se sumaran todas las necesidades de los dispositivos y finalmente se suman y se

corrigen mediante el factor de Simultaneidad:

Tf = f x ∑Qt

Donde:

Qt : necesidades de aire en l/min

f: Factor de simultaneidad

Tf: Necesidad de aire debido a consumidores en general (l/min)

Finalmente para determinar el caudal FAD que debe ser capaz de comprimir el compresor

para satisfacer nuestras necesidades hemos de aumentar las necesidades teóricas de aire

(T) (Caudal necesario para consumidores automáticos más los caudales necesarios para

los consumidores en general) mediante los factores de Pérdidas, Reservas y Error que se

expresan en % y que toman los siguientes valores:

FACTORES RANGO(%)

PERDIDAS 5-25

RESERVAS 10-100

ERROR 5-15

Tabla 37 Factores para aire comprimido

Así, el caudal FAD requerido será:

Memoria Técnica

128

Como se ha comentado, en la explotación subterránea de Salave, las necesidades de aire

comprimido son mínimas. Aun así, su ocasional utilización hace necesaria su presencia,

por lo que han tenido en cuenta los consumos estándar de los tipos de herramientas

neumáticas presentes en muchas instalaciones mineras, a partir de los cuales se ha

obtenido un volumen de aire comprimido en compresores de aproximadamente 900

l/min. Este caudal deberá ser suministrado por un compresor cuyas características se

definirán en un proyecto expreso posterior.

La ubicación de la sala de compresores es importante: el aire aspirado será puro, sin polvo,

humos, partículas solidas ni gases corrosivos. Mientras más frio es el aire aspirado, mejor

será el rendimiento del compresor. El terreno donde se instale será sano y próximo a la

labor de entrada a la mina, al abastecimiento y evacuación del agua de refrigeración, líneas

de energía y fácil acceso para reparaciones. Es por esto que la ubicación más propicia

serás el exterior de la explotación, bien en la plaza de edificios e instalaciones auxiliares o

bien en el mismo emboquille.

Otro dispositivo importante en la instalación de aire comprimido es el calderín. Este

consiste en un tanque de acumulación de aire comprimido que reduce en gran medida las

pulsaciones en la demanda y separa parte del condensado presente en el sistema

neumático. Este calderín debe ser del tamaño preciso con el fin de cumplir la misión para

la que está diseñado.

En una primera aproximación y sin meternos en más detalles, el volumen recomendado

para el calderín depende del tipo de compresor que vayamos a instalar y del volumen de

aire que produzca dicho compresor, así, de la experiencia obtendremos los siguientes

valores:

Vcalderin = Qcompresor (Para compresores de pistones)

Vcalderin = Qcompresor/3 (Para compresores de tornillo)

Donde el Vcalderin será el volumen total del calderín en litros y Qcompresor es el FAD (aire libre

suministrado) medido el litros/minuto a 7 bar.

El calderín a su vez debe estar diseñado al menos para 1bar más que la presión máxima

que sea capaz de producir el compresor, esto es debido a razones de seguridad.

A partir del cálculo de compresores, debe diseñarse la red de tuberías para evitar las

pérdidas de carga, las fugas, el agua de condensación y, todo ello, minimizando costo. No

se considera económico sobrepasar las 0.5 atm de caídas de presión.

7.3.8 Suministro eléctrico interior. Unifilar

El suministro eléctrico de interior para la explotación minera de Salave, debe ser suficiente

para abastecer a toda una serie de sistemas y equipos fundamentales en la producción:

Sistema de bombeo

Memoria Técnica

129

Sistema de ventilación

Sistemas y equipos de producción.

A continuación se describen superficialmente los principales aspectos a tener en cuenta a

la hora de la electrificación de galería, si bien este apartado, como otros muchos del

presente proyecto, será objeto de un estudio y proyecto individual, detallado y en

profundidad llegado el momento.

Esquema de distribución

El esquema de distribución será de neutro aislado (IT), este tipo de esquema se caracteriza

por no tener ningún punto de la alimentación conectado directamente a tierra, mientras

que las masas de la instalación o equipo receptor sí se conectan directamente a tierra. El

esquema de la conexión es el que se muestra en la siguiente figura.

De este modo la intensidad resultante de un primer defecto fase-masa o fase-tierra, tendrá

un valor lo suficientemente reducido como para no provocar la aparición de tensiones de

contacto peligrosas, que puedan afectar negativamente a los trabajadores que se

encuentran en el frente.

En este tipo de esquema se recomienda no distribuir el neutro a las instalaciones

receptoras.

Línea interior de 5 kV

Por el interior de la galería discurrirá una línea de 5 KV, el objeto de esta línea es alimentar

todas las operaciones que se desarrollen en el interior de la galería.

Esta línea irá directamente anclada a la pared mediante un sistema de grapas.

De ella se abastecerán los cinco transformadores que se distribuyen a lo largo de la galería,

incluyendo el de la entrada, que suman una potencia aparente de 3018 kvas. La sección del

cable deberá ser como mínimo de 95 mm2, (su sección definitiva depende del tipo de línea

Figura: 46 Esquema Unifilar tipo

Memoria Técnica

130

A, B o C relacionado con el tiempo que se tarda en realizar la desconexión de la misma en

caso de faltas).

En cuanto a las características restantes se aconseja el empleo de conductores unipolares,

con tensión nominal 3,6/6 KV, aislamiento no propagador de llama y protección mecánica

por medio de armadura.

Transformadores

Para abastecer todas las demandas energéticas de la galería se instalarán un total de 5

transformadores de distribución.

Se recomienda que los transformadores que se instalen en el interior de la galería sean de

tipo seco, debido a las ventajas que presentan en cuanto a los mantenimientos necesarios

y que vayan provistos de una envolvente compacta, que los proteja y permita su fácil

traslado.

Este tipo de envolventes tiene la ventaja de agrupar un en mismo bloque el transformador

y las celdas necesarias.

Todos los transformadores dispondrán de al menos de una celda de seccionamiento y otra

de protección. La protección contra cortocircuitos se realizará con fusible en todos los

transformadores de interior, mientras que el de 1000 KVAs se recomienda el empleo de un

relé e interruptor automático SF6.

A continuación se enumeran los transformadores y sus características:

TRAFO1 TRAFO 2 TRAFO 3 TRAFO 4 TRAFO 5

UBICACIÓN EXTERIOR

GALERÍA

2360 M DE

ENTRADA

FRENTE (4000

M APROX.)

FRENTE (4000

M APROX.)

FRENTE (4000

M APROX.)

CARACTERÍSTICAS 1000 KVA

5/0,4 KV

500 KVA

5/0,4 KV

500 KVA

5/0,4 KV

500 KVA

5/1 KV

500 KVA

5/0,4 KV

TIPO ONAN SECO SECO SECO SECO

Tabla 38: Descripción transformadores

Las potencias aproximadas a abastecer se resumen en el siguiente cuadro:

MAQUINA UDS. POTENCIA (KW)

PRODUCCIÓN JUMBO ATLAS COPCO ROCKET BOOMER 282 1 110

BULONADORA BOLTEC 235H-DCS 1 70

SIMBA ATLAS COPCO L6 C 1 150

GUNITADORA SPRAYCON SC 20.7 1 30

Memoria Técnica

131

MAQUINA UDS. POTENCIA (KW)

MAQ. SONDEOS 1 120

VENTILADOR SECUNDARIO 1 25

TRAFO

INTERIOR MACHACADORA 1 150

BOMBEO PRINCIPAL 250

TRAFO

EXTERIOR VENTILADOR PRINCIPAL 1 90

CINTA 1 300

COMPRESOR 110

Tabla 39: Potencias de maquinaria a utilizar

Del primer transformador, situado en la zona del emboquille, ira colgada la ventilación

principal, al menos en inicio hasta el cale de la primera chimenea de ventilación, la cinta de

extracción y el compresor.

Del segundo transformador dependerán la machacadora de interior y el sistema de

bombeo. Este trafo irá situado en un punto intermedio entre la posición de la machacadora

y la de la estación de bombeo.

Los otros tres transformadores, se situarán en los frentes de producción para abastecer a

los equipos de perforación, bulonado, gunitado y ventilaciones secundarias.

Cuadros de baja tensión

De cada transformador se distribuirá la energía a los receptores por medio de cuadros de

baja tensión debidamente aislados, en los que se instalarán las protecciones contra

sobrecargas, cortocircuitos y contactos indirectos.

Todos los conductores empleados en baja tensión deben de ser no propagadores de llama.

Instalaciones de Alumbrado

A continuación se describe los distintos tipos de alumbrado y algunas de las

prescripciones generales que deben de cumplir.

Lámparas portátiles:

Las lámparas portátiles deberán estar alimentadas a pequeña tensión de seguridad (PTS), la utilización de lámparas portátiles se reducirá a lo estrictamente necesario y se limitará a lugares concretos, tales como salas de bombas.

Las lámparas portátiles deberán estar provistas de una rejilla protectora capaz de soportar sin deterioro un impacto de 20 J.

Alumbrado fijo de galerías:

Se recomienda que el alumbrado fijo no se alimente a tensiones superiores a los 230 V.

Memoria Técnica

132

Las luminarias estarán provistas de una envolvente, con el grado de protección adecuado según se prescribe en la ITC 09.0-03.

Las conexiones de las luminarias no podrán efectuarse con conductores de sección inferior a 2,5 mm2.

No se permite, en ningún caso, que los conductores soporten el peso de la luminaria. Queda prohibido el empleo de lámpara de gases con descarga de alta tensión o con

vapor de sodio. Las armaduras o partes metálicas de las luminarias estarán interconectadas entre sí y

unidas a la red equipotencial correspondiente.

Alumbrado de frentes:

Son de aplicación todos los requisitos señalados para las luminarias de galería.

Normativa específica: Reglamento general de normas básicas de seguridad minera.

ITC - 09

7.3.9 Cámara de machaqueo interior

Como se ha dicho, la cinta transportadora mediante la que se extrae el material excavado

al exterior es alimentada por la cinta de sacrificio de la trituradora primaria..

Esta será una trituradora de tipo mandíbulas, ubicada en una cámara excavada ex profeso

en el interior de la mina, y con tamaño aproximado de trituración de d80=40-60 mm.

La alimentación a la machacadora será directa desde las palas provenientes del acopio del

ore-pass, estando la tolva de alimentación provista de martillo hidráulico para romper los

sobretamaños (>1000mm).

La construcción de la tolva será en hormigón, recubierto de acero antidesgaste de fácil

reposición de mantenimiento.

Memoria Técnica

133

Figura: 47 Detalle de cámara de machaqueo interior

La cámara que albergará la trituradora primaria tendrá unas dimensiones aproximadas de

550m2 de superficie y unos 25 metros de altura, suficiente para instalar las equipaciones

de las que consta una máquina trituradora de este tipo (tolvas de alimentación,

mandíbulas de machaqueo, alimentador de descarga y cinta de sacrificio, etc.). Dicha

cámara será excavada mediante voladura cuyo material generado podrá ser descargado

por palas o camiones a la propia cinta de galería para sacarlo al exterior.

La cámara estará situada en una zona de granodiorita fresca competente por lo que, tras el

saneo oportuno de los frentes o techos volados, el sostenimiento consistirá, de manera

suficiente en una capa de hormigón proyectado (gunita) y algún bulón puntual en caso de

cuñas de roca sueltas.

Memoria Técnica

134

Figura: 48 Situación cámara machaqueo y ore-pass

7.3.10 Relleno de cámaras

Desde el punto de vista económico el relleno es caro, pero debe ser utilizado para mejorar

la seguridad y la recuperación de la explotación, supone un gasto elevado tanto su

fabricación como su colocación en interior. Existen los siguientes tipos de relleno:

Relleno hidráulico o convencional, relleno con pasta y relleno de roca sin cementar.

Relleno hidráulico: también conocido como relleno convencional, consiste en una

mezcla de partículas sólidas (estériles), de tamaño arena, agua y cemento, que

contiene un porcentaje de sólidos en peso variable entre 60% y un 75 %.

Una vez fabricado, el relleno deberá bombearse mediante el uso de bombas de

sólidos hasta la cámara, teniendo en cuenta que debe alcanzar una velocidad

suficiente en el bombeo para que los sólidos no decanten. Una vez dentro de la

cámara, debe evacuarse el agua en exceso, para lo cual el suelo deberá estar dotado

de un sistema de drenaje que permita que según la mezcla vaya fraguando, el agua

pueda evacuarse de forma adecuada.

Memoria Técnica

135

La fabricación de este tipo de relleno se hace mediante el uso de rechazos de

molienda, aunque muchas veces estos rechazos no tienen el tamaño adecuado, con

lo que o bien se muele estéril hasta el tamaño necesario o se compra el árido. El

proceso de fabricación e instalación de este relleno consta de: desenlodado de los

rechazos de molienda, agotado, almacenamiento, repulpado mediante la adición de

agua, adición de cemento (si es necesario), bombeado hasta la cámara, drenaje del

agua en exceso.

Debe tenerse en cuenta que solamente es necesario añadir cemento si las

necesidades de resistencia lo requieren, aun así, la ultima tongada, en caso de

fueran a trabajar las maquinas en la siguiente rebanada, se suele hacer con un

mayor contenido en cemento para proporcionar una plataforma estable de trabajo

a las máquinas.

La principal característica que hay que controlar en este tipo de relleno es la

capacidad de percolación del agua, una buena velocidad de percolación es de 10

cm/h, si la velocidad es más alta, se corre peligro de decantación en las tuberías,

con velocidades más bajas, se retrasa el ritmo de producción y se generan

presiones elevadas en la cámara.

Relleno con pasta: Se define como una mezcla de partículas finas, agua y cemento

con un contenido en sólidos variable entre un 72% y 85% en peso. La propiedad

característica de este relleno es que las partículas no decantaran si se deja en

reposo la mezcla. Al igual que en el relleno hidráulico el contenido en cemento

dependerá de las necesidades de resistencia.

Citamos algunas ventajas y desventajas del método relleno con pasta:


Se logran mayores resistencias con un contenido análogo en cemento.

El drenaje del relleno se minimiza, reduciéndose la infraestructura de bombeo y el

mantenimiento.

En ciertos casos se pueden utilizar rechazos sin clasificar, al contrario que en el

relleno hidráulico.

Se requieren ciclos de secado menores, con lo que el ritmo de producción se

acelera.

Debido a que la pasta no se segrega, es más homogénea su composición final que

con el relleno hidráulico, lo cual hace más predecibles sus características.


Las plantas de preparación son más costosas.

La viscosidad es muy sensible a los cambios en la composición, lo cual requiere un

control más estricto de esta.

La red de bombeo requiere unas características mucho más exigentes debido a las

mayores presiones alcanzadas.

Memoria Técnica

136

Relleno de roca sin cementar: Es un relleno que se utiliza cuando no son

requeridas grandes características de resistencia, tiene la ventaja de ser muy

barato, pues se puede utilizar el estéril, pero como inconveniente esta el factor de

que no es bombeable y por tanto habrá que utilizar maquinaria y más personal

para efectuar la operación de relleno.

7.3.11 Sistemas de seguridad

Cámara de Rescate

En caso de producirse en el interior de la explotación un incendio, una emanación de gases

nocivos o cualquier otra situación de emergencia, unida a la imposibilidad de pronta

evacuación del personal de interior, se contará con la presencia de cámaras de rescate de

personal.

Esta cámara, de fabricación en acero resistente al fuego y explosiones, consiste en un

recinto con capacidad para albergar un máximo de unas 24-26 personas durante 24-48

horas, en función del grado de ocupación. Proporcionan un recinto refrigerado y libre de

aire contaminado donde el personal pueda resguardarse a la espera de que equipos de

rescate procedentes del exterior accedan hasta la zona afectada.

Figura: 49 Cámaras de rescate de personal

Cuenta con conexión al circuito de aire comprimido de mina, para obtener presión interior

positiva y suministro de aire respirable mediante botellas, así como filtros de aire para

intercambio gaseoso, captadores de CO2 y otros gases y suministro de agua. Dispone,

también, de comunicación con el exterior, WC químico, botiquín de urgencia, extintor y

autorrescatador de repuesto para suplir los que se hubieran podido agotar.

La zona óptima para la colocación de este dispositivo es un punto cercano a los lugares de

mayor presencia continua de trabajadores, equidistante a todos ellos y de fácil acceso,

también, para los equipos de salvamento que intervinieran a posteriori.

Memoria Técnica

137

Sistema de Evacuación tipo Alimak

En caso de producirse un colapso o cualquier otra circunstancia que impidiera la salida

normal de personal a través del emboquille de la explotación, se prevé la utilización, como

vía alternativa de evacuación, de los pozos de ventilación números 1 y 3 situados, como ya

se ha dicho, a una distancia de 1563 metros desde el emboquille y al final de la galería

principal respectivamente. Estos pozos son prácticamente verticales, y contarían para este

fin con un sistema de elevación tipo Alimak, consistente en una carrilera instalada en toda

la longitud del pozo, a través de la cual se desplaza una cabina donde se alojan las persona

a trasladar.

Figura: 50 Sistema Rescate Alimak

En función del modelo o la marca comercial finalmente elegida, suelen tener una

capacidad máxima de carga de unos 2000 kg a una velocidad de elevación de 0.7 m/s.

El diámetro del pozo de ventilación, en cuanto a su diámetro, está pensado para albergar,

en condiciones suficientes de seguridad, este sistema de elevación y rescate junto con

posibles servicios adicionales de abastecimiento a mina (electricidad, aire, agua, etc.).

Autorrescatadores

Como Equipo de Protección Individual (EPI) imprescindible para los trabajadores en el

interior de la mina subterránea, está estipulado el autorrescatador. Este es un equipo de

respiración autónomo basado en la producción de química de Oxigeno: el KO2 que

contiene el dispositivo, reacciona con el CO2 húmedo exhalado por el usuario

desprendiendo oxigeno que se suministra a través de la boquilla de goma directa a la boca.

En caso de atmosfera irrespirable, el autorrescatador suministra oxigeno al trabajador

durante un tiempo variable que depende de varios factores (estado físico de la persona,

alteración nerviosa, etc.) condicionantes de su consumo. Está pensado para permitir al

Memoria Técnica

138

usuario, dada una emergencia, alcanzar la salida de la explotación, una zona dentro de ella

con aire limpio, una cámara de rescate o un armario de autorrescatadores de reserva.

Tiene un peso ligero y es de manejo cómodo, de manera que el trabajador no se desprenda

de él en ningún momento mientras permanezca en el interior de la mina.

Figura: 51: Autorrescatador

7.4 EMBOQUILLE

El emboquille de esta galería se situará al sur del yacimiento y de la Autovía del

Cantábrico, a unos 3,5 Km. de la localidad de Tapia de Casariego y unos 2,5 Km. del

yacimiento, a una cota aproximada de 50 metros sobre el nivel del mar.

Dado que la zona donde se pretende iniciar la galería posee una topografía relativamente

horizontal, es necesario realizar una excavación en caja para ganar profundidad y obtener

un talud de frente casi vertical a partir del cual comenzar la galería propiamente dicha. Los

terrenos que acogerán el emboquille son, en su capa más superficial, suelos y tierra

vegetal hasta 1.5 metros de profundidad aproximadamente, pasando luego a alternancias

de capas de pizarras y cuarcitas de potencia variable pero, previsiblemente en un estado

de meteorización elevado, hecho que facilitará la excavación pero hará necesaria la

utilización de elementos de sostenimiento y contención de los taludes resultantes.

Memoria Técnica

139

Figura: 52 Imagen tridimensional del emboquille

Como se ha indicado, la galería aflora al exterior con una pendiente del 14%. Esta

inclinación se suaviza en la rampa exterior del emboquille hasta 5º, es decir,

aproximadamente un 9% de inclinación. El talud frontal del emboquille, con una

pendiente de 45º aproximadamente, nace a su pie en cota aproximada 52, hasta llegar a

cortar, en su cota máxima, a la superficie topográfica, en la cota 58. Se consigue de esta

manera, ganar un recubrimiento, en el inicio exacto de la excavación, de unos 6 metros

sobre la clave de la galería, para dar suficiente estabilidad al emboquille mediante la

inclusión adicional, obviamente, de los elementos de sustentación necesarios (paraguas de

micropilotes, gunita, bulones, etc.).

En el extremo más profundo del emboquille, es decir, en el mismo portal de entrada a la

galería, será necesaria la construcción de cuneta frontal y un pequeño foso bajo la rasante

para recoger las aguas que puedan correr pendiente abajo por el emboquille procedentes

de las lluvias, de modo que se evite su entrada a la mina. Esta agua, junto con la

procedente de los bombeos de interior de mina, sería definitivamente bombeada a la

planta de tratamiento de aguas previamente a su vertido.

Memoria Técnica

140

Figura: 53 Foso y captación de aguas en emboquille

Figura: 54: Alzado Este del emboquille

El ancho mínimo de la plataforma de rodadura de la rampa del emboquille, se ha diseñado

de unos 25 metros, dada la necesidad de cruzarse camiones de desescombro y demás

maquinaria pesada, y contar además con espacio suficiente para instalar los ventiladores

de la mina y los apoyos a terreno de la estructura de la cinta transportadora.

Aproximadamente, el volumen de material a extraer para la ejecución del emboquille con

las dimensiones dadas es de unos 18.000 m3.

Memoria Técnica

141

Figura: 55: Planta y dimensiones emboquille

Los taludes laterales, también han sido diseñados con un ángulo aproximado de 45º.

7.4.1 Método de excavación del emboquille

Dada la escasa profundidad que se alcanzará con el emboquille, la presencia parcial de

tierra vegetal y la importante meteorización de los primeros metros de roca a excavar, se

prevé que no sea necesaria la utilización de voladuras, siendo suficiente el uso de tractores

sobre cadenas con cuchillas de ripado, retroexcavadoras estándar incluyendo puntero

picador y camiones, con lo que se minimiza el posible impacto sonoro y el riesgo de

proyecciones indeseadas. Podrá ser necesaria la utilización de elementos de sostenimiento

de los taludes y del frente inicial de excavación, tales como bulones, proyección de

hormigón y, en el caso del portal de entrada al inicio de la excavación de la galería,

paraguas de micropilotes.

7.5 ESCOMBRERA

Como se ha comentado en el apartado de selección de ubicaciones, el lugar óptimo para la

colocación de la escombrera será la misma zona del emboquille de la mina, debido a la

necesidad de minimizar las distancias de transporte de material desde la propia galería y

también desde otras zonas de movimiento de tierras como serán la depósito de estériles,

Memoria Técnica

142

la explanación para la construcción de la planta de tratamiento o la zona a habilitar para

almacenes, talleres, oficinas, vestuarios, etc. La escombrera se situará, por tanto, al este del

emboquille de mina, a una distancia no superior a los 500 metros del mismo y de manera

que tampoco sea necesario utilizar en el transporte caminos o vías públicas externas al

proyecto.

Como se comentará más adelante, se pretende que el balance de movimiento de tierras

entre volúmenes de excavación y volúmenes a rellenar totales del proyecto sea lo más

ajustado posible, de manera que el resultado final de estos movimientos sea una

escombrera (temporal o permanente) lo más pequeña posible o un volumen de préstamos

reducido al mínimo posible.

Por todo lo anterior, se ha diseñado una escombrera con las siguientes características:

Superficie a ocupar: 3.5 Ha

Altura máxima: 10 m (Talud Oeste)

Altura Mínima: 4 m (Talud Este)

Cota Coronación: 68

Capacidad Total: 250.000 m3

Está situada en un terreno ligeramente en pendiente, acomodándose a dicha topografía, de

manera que resultan taludes de diferentes alturas, siendo el más alto, como se ha

señalado, de aproximadamente 10 metros, en la cara oeste.

Figura: 56 Sección Escombrera y dimensiones

Memoria Técnica

143

Figura: 57 Situación general de escombrera

La construcción de la escombrera se realizará de forma controlada con el fin de poder

iniciar en la primera fase, una restauración de los taludes exteriores con la revegetación en

forma de pantallas visuales dispuestas en bermas y, por otra parte, poder suministrar el

material necesario para la construcción de la depósito de estériles, tanto para relleno

como para drenaje.

El talud exterior final tendrá un pendiente entre 10º y 15º para permitir fácilmente el

posterior recubrimiento con tierra vegetal y su restauración y tener así pendientes suaves

que no contrasten con el entorno.

En principio los materiales acumulados, formados principalmente por materiales

sedimentarios (pizarras compactas y cuarcitas) y granitos no generarán aguas ácidas que

pudieran afectar a la calidad del agua de la zona. En el caso de que las condiciones de las

aguas de escorrentía que salgan de la escombrera, en algún caso puntual, no cumplan con

los objetivos de calidad del medio receptor, se instalará una instalación de tratamiento

para su depuración.

7.6 DEPÓSITO DE ESTERILES

Los residuos de tratamiento, tanto del proceso de lixiviación como del de flotación, serán

confinados en un depósito impermeabilizado y con sistema de recirculación del agua de

proceso con vertidos cero.

El vertido de los estériles de planta se realizará mediante tuberías que permitirán una

caída suave de estos a un lado de la depósito, normalmente el lado del dique principal,

para favorecer la formación de un playa de materiales decantados, formándose al lado

opuesto una zona de agua de proceso clara, la cual será bombeada de nuevo al circuito de

planta mediante bombas sumergibles en barcazas flotantes.

Memoria Técnica

144

En la parte inferior del depósito se construirá un sistema en forma de espina de pez

formado por tubería filtrante recubierta de grava y geotextil que nos filtrará los estériles a

un colector común, que de forma automático mediante control de nivel bombeará el agua

filtrada de nuevo al depósito. Este sistema nos permitirá garantizar la pérdida del agua del

los estériles de planta almacenados en la depósito al termino de su vida útil y antes de

proceder a su restauración.

Al tratarse de una zona con un balance de agua positivo, pero con una distribución

irregular de las lluvias, está prevista la utilización de un circuito de aguas de proceso

totalmente cerrado, con retorno de todas las aguas de proceso de vuelta al circuito, en

condiciones de vertido cero.

Las aguas superficiales se desviarán para minimizar la aportación de agua fresca a los

circuitos del depósito. El agua fresca provendrá de agua de lluvia, captada en la propiedad

y adecuadamente canalizada al correspondiente embalse de agua fresca o bien de

aportaciones de agua exteriores a la cuenca, provenientes de cuencas próximas y

adecuadamente canalizadas, incluyendo el agua de desagüe de la mina.

El depósito de residuos estará compuesto por varias celdas independientes, de manera

que, en un determinado momento de la vida del proyecto, ya se pueda estar clausurando y

restaurando una celda, a la vez que se utiliza una segunda y se empieza a construir una

tercera. De esta manera se minimiza el impacto visual de la misma y el volumen de vertido

en caso de accidente o fallo de alguno de los diques o de las membranas de

impermeabilización. La distribución de las celdas se realizará para disponer de una

independiente para residuos de CIL y otras tres para residuos de flotación. La superficie

total a ocupar por el depósito, estará en torno a las 55 Ha, repartidas en las mencionadas

celdas individuales de aproximadamente 15-20 Ha cada una (incluyendo diques).

ÁREA LAMINA (HA)

CELDA CIL 2.50

CELDA 1 10.00

CELDA 2 10.80

CELDA 3 14.00

37.30

Tabla 40: Superficie láminas de celdas

Memoria Técnica

145

Se estima una generación de residuos, para toda la vida de la explotación de unos 6.25

Mm3, compartimentados en el depósito de la siguiente manera:

M M M HA

M3 VOL. EXCAV.

COTA SUP COTA INF DIF COTA ÁREA LAMINA CAPACIDAD M3

CELDA CIL 76 51 25 2.50 452,572

CELDA 1 76 56 20 10.00 1,753,472

CELDA 2 76 56 20 10.80 1,903,504

CELDA 3 76 56 20 14.00 2,462,214

37.30 6,571,762. 2,157,791

Tabla 41: Geometría y datos por celdas del depósito

Los volúmenes aproximados a rellenar en la construcción del depósito serían:

VOLUMEN DIQUES (M3)

1,917,349.00

VOLUMEN TIERRA VEGETAL (M3)

M2 ESPESOR (M)

520,000.00 0.5 260,000.00

RESTAURACIÓN CELDAS (M3)

M2 RESGUARDO (M)

373,000.00 1.00 373,000.00

TOTAL RELLENO (M3) 2,550,349.00

Tabla 42: Volúmenes constructivos de depósito

El exceso de material generado en el balance excavación/relleno del depósito, pasa a

entrar en juego en el balance excavación/relleno del movimiento de tierras general del

proyecto.

7.7 PLAZA DE MINA Y ZONA INSTALACIONES

En la zona situada inmediatamente al sur del emboquille, se realizará una zona explanada

a modo de plaza de mina y con espacio suficiente para albergar instalaciones tipo

vestuarios, almacenes, etc, en concreto:

Vestuarios

Almacén

Oficinas

Taller de Maquinaria de Interior.

Instalación de Gasoil

Punto de Gestión de Residuos

Aparcamiento de Vehículos y Maquinaria

Lavadero de maquinaria

Memoria Técnica

146

Además de los movimientos de tierra necesarios para la explanación, serán necesarias

obras de instalación de servicios y de adecuación, que serán objeto de un proyecto aparte.

Instalación de Tratamiento de Aguas

Instalación de Saneamiento

Red de Pluviales y Fecales

Instalación Eléctrica

Obras Singulares y Urbanización

Planta de Hormigón

Se requerirá una explanación para dar ligar a una superficie nivelada de en torno a los

8.000 m2, resultantes de un movimiento de tierras con desmontes y rellenos a incluir en el

flujo de movimiento de tierras general del proyecto:

Volumen Excavación Plaza: 1.678 m3

Volumen Relleno Plaza: 6.872 m3

Para el alojamiento de vehículos de bajo peso se ha diseñado ejecutar una zona de 1500

m2 de superficie de uso como aparcamiento de vehículos. Si consideramos cada plaza de

4.5 m de largo x 2.25 m de ancho para coches existe una capacidad mínima de 120 coches

con un 40 % de zonas comunes.

Para ello será necesario ejecutar como subbase Capa de Zahorra Natural de 30 cm de

espesor. Tipo ZN(50)/ZN(20), IP=0. Para la ejecución de la base se ha decidido utilizar una

capa de Zahorra artificial. Huso Z-3 DA<25 de 10 cm refinada y compactada.

Posteriormente se ha diseño preparar esta última para la ejecución de Riego de

imprimación, con emulsión asfáltica catiónica de imprimación ECI, de capas granulares,

con una dotación de 1 kg/m2., incluso barrido y preparación de la superficie.

Memoria Técnica

147

Figura: 58 General Instalaciones

7.8 ACCESOS

El acceso a las instalaciones se realiza a través de la rotonda que da acceso a Tapia de

Casariego desde la autovía del Cantábrico A-8. Tomando un ramal que sale hacia el sur

desde dicha rotonda, se accede a una carretera comarcal y por esta, a escasos 100 metros

se accede a mano derecha a la pista de acceso a las instalaciones.

Este acceso está pensado tanto para vehículos ligeros de obra y particulares del personal

como para camiones grandes de obra o de suministro.

El resto de pistas y caminos de trabajo, para camiones con estéril o mineral o para

maquinaria pesada, estarán dispuestas por el interior de la propiedad de obra, de modo

que no se produzca tráfico pesado por carreteras de uso común.

Se considera la pavimentación de caminos, para el paso tanto de vehículos ligeros como

pesados mediante un pavimento flexible bituminoso, formado aproximadamente por las

siguientes capas:

Subbase: Zahorra Natural tipo. ZN(50)/ZN(20), IP=0 en con un espesor total de 30

cm, compactada mediante rodadillo hasta Proctor Normal 95% y parte

proporcional de riego con agua.

Memoria Técnica

148

Base: capa de Zahorra artificial. Huso Z-3 DA<25 de 10 cm refinada y compactada,

de 10 cm de espesor.

Capa Bituminosa de Base: Suministro y puesta en obra de M.B.C. tipo G-25 en capa

de base de 6 cm. de espesor, con áridos con desgaste de los Ángeles < 30,5,

extendida y compactada, incluido riego asfáltico y betún.

Capa Bituminosa de Rodadura: Suministro y puesta en obra de M.B.C. tipo D-20 en

capa de rodadura de 4 cm. de espesor, con áridos con desgaste de los Ángeles < 30,

extendida y compactada, incluido riego asfáltico, filler de aportación y betún.

7.9 MOVIMIENTO DE TIERRAS

Se pretende que el balance de movimiento de tierras entre volúmenes de excavación y

volúmenes a rellenar totales del proyecto sea lo más ajustado posible, de manera que el

resultado final de estos movimientos sea una escombrera (temporal o permanente) lo más

pequeña posible o un volumen de préstamos reducido al mínimo posible.

En las siguientes tablas se apuntan las principales actuaciones en materia de movimiento

de tierras que deberán tener lugar durante la realización del proyecto, estimadas

mediante el software minero RECMIN:

EXCAVACION VOLUMEN COEF. ESPONJ.

VOLUMEN DISPONIBLE

GALERÍA +

DESARROLLO 96,993 25% 121,242

EMBOQUILLE 18,000 25% 22,500

EXCAV. PLAZA 1,678 25% 2,097

EXCAV. PLANTA 1,064 25% 1,330

EXCAV. VASO

DEPÓSITO 2,157,791 25% 2,697,238.

TOTAL 2,844,408

Tabla 43: Volúmenes de Excavación

RELLENO VOLUMEN COMPACT. NECESARIO RELLENO PLAZA 6,872 20% 8,246.

RELLENO PLANTA 44,165 20% 52,998

DIQUES DEPÓSITO 1,917,349 20% 2,300,818

RESTAU. TIERRA VEGETAL 260,000 20% 312,000

RESTAU. RESGUARDO CELDAS 373,000. 20% 447,600

TOTAL 3,121,663

Tabla 44: Volúmenes de Relleno

Memoria Técnica

149

Para el volumen estimado de galería y desarrollo de interior, se ha tenido en cuenta la

mencionada galería de 2.700 metros de longitud y 24 m2 de sección y un desarrollo

interior de acceso al mineral de unos 1500 metros y 20 m2 de sección.

Introduciendo estos valores en un esbozo de una hipotética cronología de movimientos de

tierra, resulta al final:

CRONOLOGIA EXCAVACION RELLENO SOBRANTE

1 EXCAV. PLAZA 2,097 RELLENO PLAZA 8,246 -6,148

2 EXCAV. EMBOQUILLE 22,500. 16,351

3 RELLENO PLANTA 52,998 -36,646.

4 EXCAV. GALERÍA 121,242. 84,595

5 EXCAV. PLANTA 1,330 85,925

6 EXCAV. VASOS 2,697,238 RELLENO DIQUES 2,300,818 482,345 7 RESTAURACIÓN DEPÓSITO 759,600. -277,254

Tabla 45: Cronología de movimientos de tierras

Se estima que el volumen de estéril generado por la explotación de interior, sin contar los

rellenos de mina, ascenderían a unos 250.000 m3, con lo que resultaría un déficit de

material de unos 25.000-30.000 m3 ha obtener mediante préstamos externos o realizando

más excavación en los vasos de la depósito, pero quedando minimizado al máximo el

volumen de escombrera definitiva.

7.10 ACOPIO DE MINERAL

En la zona de la planta de tratamiento, se construirá un domo para albergar el acopio de

mineral a la espera de ser tratado. El propósito de la construcción de dicho domo es el

mantener el mineral extraído a resguardo de los vientos y las lluvias, de manera que se

evite la alteración del medio al impedir la propagación de polvos a la atmosfera y la

infiltración de aguas al terreno arrastrando mineral, arenas, etc.

EL domo tendrá unas dimensiones suficientes para albergar en su interior, en condiciones

de seguridad, una producción acumulada de aproximadamente 4 días de mineral.

Producción diaria mina interior: 3.000 Tm

Días de acopio: 4

Densidad del Material: 2.7 T/m3

Coeficiente de esponjamiento: 30%

Volumen Útil a acopiar: 5.800 m3

Teniendo en cuenta que se deben evitar volúmenes muertos a la hora de descargar el

acopio al cono invertido de alimentación a las cintas inferiores, estimamos el volumen

total del cono en, aproximadamente, el triple del volumen útil:

Memoria Técnica

150

Volumen Cono Total: 18.000 m3

Se toma como ángulo de reposo del material a acopiar un ángulo entre los 35 y los 39

grados. Como se observa en las tablas siguientes, con estos ángulos de reposo, las medidas

más apropiadas para el cono serían un radio de base de unos 28-30 metros y una altura de

20-22 metros.

Radio Cono (m) 24 24 25 25 25 26 27

Altura Cono (m) 30 29 29 28 27 26 24

Volumen Cono (m3) 18086 17483 18970 18316 17662 18396 18312.

Angulo Reposo (º) 51.3 50.4 49.2 48.2 47.2 45.0 41.6

Radio Cono (m) 28 28 29 30 31 32 32

Altura Cono (m) 23 22 21 20 18 18 17

Volumen Cono (m3) 18873 18052 18485.18 18840 18105 19292 18220

Angulo Reposo (º) 39.4 38.1 35.9 33.7 30.1 29.3 27.9

Tabla 46: Rangos barajados de dimensionamiento del acopio de mineral.

Figura: 59 Gráfica Radio- Altura del Cono de mineral grueso

15

17

19

21

23

25

27

29

31

33

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14

Radio

Altura

Memoria Técnica

151

7.11 CINTAS TRANSPORTADORAS

La extracción de material desde el interior de la explotación se hará mediante una cinta

transportadora colgada de la clave de la galería principal. El ancho de banda utilizado será

de 800-1000 mm y en un ángulo de artesa superior de 30º, suficiente para transportar en

condiciones de seguridad el mineral en la granulometría de salida de la machacadora.

Esta cinta, partirá de la machacadora de interior, a una cota aproximada de -260 metros.

Se pretende que la cinta no tenga cambios de pendiente ni curvas en toda su longitud, de

manera que se ha colocado su zona de alimentación (descarga de la cinta de sacrificio de la

trituradora) lo más cercana posible al quiebro que realiza la galería (tanto en pendiente

como en dirección). De este modo, la cinta será recta y tendrá una pendiente ascendente

del 15% aproximadamente para recorrer una longitud de unos 2250 metros hasta llegar al

emboquille.

Figura: 60 Alzado de alimentación cinta principal en zona machacadora de interior.

Memoria Técnica

152

Figura: 61 Planta de cinta principal en zona machacadora de interior.

Cuando la cinta llega al exterior a través del emboquille, debe descargar el material, en una

estación de transferencia, sobre una segunda cinta que lo llevará al acopio de mineral

situado próximo a la zona de trituración secundaria o molienda.

Para ubicar este punto de transferencia, se deben poner en relación y analizar varios

factores, a saber: pendientes de cada una de las cintas, ángulos relativos entre ambas,

distancias a salvar, obstáculos o instalaciones a evitar en las diversas trayectorias, etc.

Del estudio de estos parámetros se plantean dos opciones de ubicación de la transferencia

de material:

Opción A: Transferencia en la plaza de Instalaciones

En este caso, la cinta de la galería remonta todo el emboquille manteniendo la pendiente

del 15%, hasta adentrarse unos 15 metros en la plaza de instalaciones, ganando una altura

de unos 12 metros sobre la rasante y descargando en ese punto sobre la cinta 2, que

arranca con pendiente del 16% formando un ángulo de 105º con la anterior.

Memoria Técnica

153

Figura: 62 Planta Opción A de transferencia entre cintas.

Figura: 63 Alzado Opción A de transferencia entre cintas.

Esta opción tiene como principal inconveniente la ocupación de un considerable espacio

dentro de la plaza de instalaciones.

Memoria Técnica

154

Figura: 64 Planta Opción A de transferencia entre cintas y acopio.

Figura: 65 Alzado Opción A transferencia entre cintas y acopio

Opción B: Transferencia en la rampa del emboquille.

En esta segunda opción, la transferencia se produce a escasos 70 metros del portal de la

galería, todavía en la zona ascendente del emboquille. De esta manera, se desocupa la

plaza de instalaciones y la cinta no sobrevuela ninguna zona de especial peligro

Memoria Técnica

155

Figura: 66 Planta Opción B transferencia entre cintas

Figura: 67 Alzado Opción B transferencia entre cintas

A resultas de esta nueva configuración, el desnivel que debe salvar la cinta 2 es mayor al

de la Opción A, por lo que resulta una inclinación de cinta de un 20% aproximadamente.

Memoria Técnica

156

Figura: 68 Planta Opción B transferencia entre cintas y acopio

Figura: 69 Alzado Opción B transferencia entre cintas y acopio

Memoria Técnica

157

7.12 DISEÑO Y METODO DE EXPLOTACION

7.12.1 Consideraciones generales

Los resultados obtenidos en esta etapa son la base fundamental de todo el valor agregado

que se pueda dar en el proyecto. El diseño propuesto, el método seleccionado y la

estrategia de consumo de reservas es lo que puede o no hacer económico el proyecto

minero.

Lateralmente fueron asumidos los límites proyectados por el modelo de bloques

estimando envolventes económicas limitadas por una ley de corte de g/tm de Au,

determinando los cuerpos mineralizados o recursos con posibilidades de extracción, sobre

los cuales será desarrollado un diseño para el método de explotación seleccionado.

En este análisis encontramos diversas variables principalmente geométricas, como son la

altura de los cuerpos explotables, que dificultaron la obtención de los resultados finales.

7.12.2 Análisis geométrico del cuerpo mineralizado

La leyenda utilizada en el siguiente análisis discrimina sobre ley de corte marginal 0.62

g/tm de Au y por ley de corte de 1.58 g/tm de Au, considerando los recursos medidos e

indicados. Ver vistas isométricas 3D en figuras del cuerpo mineralizado y del modelo de

bloques con cut off de 1.58 g/tm de Au.

Memoria Técnica

158

Figura: 70 Bloques sobre ley de corte marginal (0.62g/t de Au), vista isometrica

Figura: 71 Mineralización. Cuerpos Minerales

Memoria Técnica

159

7.12.3 Supuestos y consideraciones del estudio

La definición de reservas extraíbles, consiste en analizar un modelo de recursos

geológicos, usando una serie de restricciones técnicas y económicas para la extracción, lo

cual permite delinear las reservas mineras. Básicamente la estrategia, es intentar localizar

las envolventes para las cámaras económicas ó agrupar los bloques del modelo geológico

que serian extraíbles por el método de cámaras subterráneas. Después de esto, sería

necesario preparar un plan de preparación detallado.

Al tratarse de explotación por minería subterránea de cuerpos minerales irregulares, será

necesaria la realización de sondeos de definición de los límites de los cuerpos antes de su

explotación. Por otra parte, y teniendo en cuenta la curva toneladas – ley y la variabilidad

del precio del oro en el mercado, una pequeña variación de la ley de corte provoca un

cambio importante de los limites económicos de cada cuerpo mineral y por lo tanto de las

toneladas y leyes; así, por ejemplo, pasar de una ley de corte de 2 g/t de Au a 1 g/t implica

multiplicar por dos los recursos, ya que aproximadamente un 50% de los recursos están

entre ese intervalo de leyes.

Los limites y explotación de los cuerpos minerales que se explican a continuación, sirven

para una planificación y plan adecuado de la explotación, pero las formas finales y el

método de explotación ideal de entre los seleccionados, dependerá de la forma y limites

que nos den los sondeos de definición preexplotacion y de la ley de corte aplicable en cada

momento.

Como estrategia se definieron las envolventes económicas de bloques limitadas por una

ley de corte (cut off diseño) de g/tm de Au, buena continuidad y de de altura mayor o

igual a tres bloques y que estén a mas de 40 metros de la superficie, dejando el resto para

ser definidos sus cuerpos y método de explotación, en fases más avanzadas y con más

datos exploratorios.

El cuerpo mineral fue dividido en 18 cuerpos de explotación minera, divididos en tres

niveles, superior, intermedio e inferior.

La explotación de estos 18 cuerpos será realizado por el método Subniveles, tanto para

cámaras como para los pilares, con galerías de 5x5 metros, aunque, como ya se comentó, la

forma final de los cuerpos después de los sondeos de definición y aplicación de la ley de

corte, así como el mejor conocimiento del yacimiento a medida que se va explotando,

puede hacer que se elija como método alguno de los otros seleccionados.

Para generar una secuencia de los reservas extraíbles, es necesario desarrollar y proponer

una estrategia de desarrollo y preparación de mina, con el objetivo de tener el mineral

disponibles para la producción diseñada, según el método de explotación definido.

De acuerdo a lo anterior, para generar la secuencia de extracción se consideró además una

serie de supuestos y aspectos operacionales. Estos criterios, supuestos y restricciones

Memoria Técnica

160

operacionales, son usados en la definición de las reservas explotables, la preparación de la

mina y plan de extracción:

a) Características de cuerpo de mineral

Forma: Vetiforme

Buzamiento: Subhorizontal

Potencia: Variable

b) Métodos de explotación

Subniveles.

Cámaras y pilares.

Corte y relleno.

c) Recuperación minera

La conversión de los recursos estimados en reservas mineras, está basado sobre una

variedad de aspectos técnicos; en particular la recuperación por el método subterráneo de

explotación, está basado sobre el diseño de los pilares, perdidas por problemas

estructurales y aspectos geotécnicos explicados anteriormente.

De acuerdo a la experiencia y a las características del yacimiento se han considerado los

siguientes factores:

Asociada a las cámaras: >%

Asociada a las cámaras con relleno a un costado: > %

Asociada a la extracción de pilares: > %

d) Supuestos sobre parámetros de diseño, desarrollo y producción minera

Se ha considerado una serie de supuestos y aspectos operacionales, como lo son:

Objetivo Base: Estimación de ritmo máximo producción.

Producción mina: 1.000.000 Tm/año

Ritmo de extracción: 3788 Tm/día

Dilución de diseño media: 11.82 %

Régimen de trabajo: 5 días/semana; 3 turnos

Máxima pendiente rampas: 15% tramos rectos y 12 % en curvas.

Accesos principales: 5.0 x 5.5 m.

Galerías de producción y accesos secundarios: 5.0 x 5.0 m.

Rendimientos Jumbo igual a 180 m/mes por frente (1 sola frente)

Memoria Técnica

161

Rendimientos de 260 m/mes (más de 1 frente, 90 m. en rampa y 170 m. en

galerías horizontales)

2 Jumbos en Preparación Mina, hasta terminar preparación del Nivel 3,

después se continúa solo con un jumbo.

Perforación de producción: Carros electrohidráulicos de abanicos 4”

Carga: 3 Palas LHD diesel de 5 m3 de capacidad.

Extracción: con pala o camiones hasta machacadora y por cinta hasta planta

de proceso.

Relleno: Pasta de estériles con cemento.

Preparación de 3 cámaras en forma simultánea.

Producción máxima de 52,800 tpm por cámara o pilar.

En las cubicaciones se consideraron recursos Medidos e Indicados.

e) Explotación propia

Mineral es tratado en planta de tratamiento a construir.

Mineral es transportado por palas, camiones, y cintas transportadoras.

f) Infraestructura necesaria

Suministro Energía

Pistas de Acceso

Planta de Tratamiento

Depósito Estériles

Planta de Pasta

Suministros de Agua

Almacenes y talleres

Vestuarios

Edificios administrativos

g) Parámetros Económicos y Metalúrgicos

Los costos de mina, planta y recuperaciones estimadas para el análisis, están basados en

los valores estimados y precios de mercado actual. Estos costos actuales incluyen

combustible, neumáticos, explosivos y salarios. El dato de la recuperación de la planta fue

entregada por Asturgold.

Precio Au: €/oz ( €/g)/ US$/oz

Para un cambio de 1.373 $/€

Recuperación Metalúrgica: %

Memoria Técnica

162

Sublevel Stopping: Costo Mina Camara: €/ton

Costo Mina Pilar: €/ton

Costo Tratamiento Planta: €/ton

h) Dilución

Para la planificación de reservas en el largo plazo, se consideró como criterio operacional

tener 2 diluciones, una interna o de diseño y otra externa o de explotacion. La dilución

interna, considera en valor propio de la ley de los bloques que están dentro de una cámara

y bajo la ley de corte. Por otro lado, se estimó como criterio una dilución externa variable

en función de la planificación de extracción, de 5 % para la explotación de las cámaras, de

15 % para cámaras con relleno a un costado y de 25 % en los pilaras, como valores

adecuados para este estudio.

7.12.4 Diseño del laboreo minero

Debido a la irregularidad del los cuerpos y con el objetivo de mantener niveles de

extracción fijos que permitan una reducción de los costos en la preparación, mejoras en la

recuperación de la mina y disminución de la dilución de las cámaras, se decidió por un

diseño de cámaras transversales y con una secuencia de extracción este-oeste o norte-sur

dependiendo del cuerpo mineral con una rampa, que unirá todos los niveles de

perforación y transporte de material, ver siguiente figura.

Figura: 72 Diseño Labores

Memoria Técnica

163

7.12.5 Accesos subterráneos

La estrategia para los accesos, consistirá en desarrollar una rampa de acceso y que se

conectará con la rampa principal de explotación, conectándose aproximadamente en la

cota -262, desde la cual se proyecta dicha rampa, con el fin de acceder a los diferentes

niveles de la mina.

Sección: 5 x 5.5 m

Pendiente: máxima 15 %.

Primer Nivel de desarrollo UG : Cota -260

El proyecto considera que el transporte de mineral será por camiones o pala hasta los ore

pass que llevan el mineral a la trituradora y de esta a la cinta transportadora. La siguiente

figura muestra una vista general para la extracción de mineral con el método Subniveles.

Figura: 73. Vista General Proyecto Salave

Conceptos Principales

De acuerdo a la distribución del mineral dentro del modelo de bloques, se planificó la

explotación subterránea sólo ajustándose a las zona que contiene las mejores leyes de

mineral, con anchos y alturas explotables, cualquier otra estrategia de consumo requerirá

un mayor estudio.

Memoria Técnica

164

La extracción de esta zona con sus accesos y estrategia de explotación, se realizará

mediante el método de explotación Subniveles. La secuencia general ó macro secuencia,

considera la extracción total de todas las cámaras del nivel mediante Subniveles y en una

segunda etapa posterior al relleno se realizará la extracción de los pilares.

El proyecto contempla un programa de planificación de consumo de reservas a nivel

preliminar, partiendo del modelo de bloques presentado y considerando para esto una

serie de supuestos operacionales, dentro de una estrategia de explotación para obtener ó

simular el ritmo la capacidad de explotación minera máxima, lo cual se detallará más

adelante.

De acuerdo con las actuales informaciones y requerimientos para las reservas económicas

explotables, fue desarrollado un diseño básico 3D de la mina para el método de

explotación. Para la confección del plan minero, se consideraron varios supuestos y se

analizaron varias alternativas de extracción, de las cuales se seleccionó la que aportaba el

mayor valor actual neto.

Análisis de Cámaras y Pilares

Cubicación y selección de Cámaras

El procedimiento consistió en cubicar cada una de las cámaras, obteniendo el volumen,

tonelaje y ley media, considerando dilución externa y recuperación por método de

explotación (Subniveles). Para ello se dividieron las capas de las que se compone el cuerpo

en tres niveles diferenciados por alturas, superior, medio e inferior.

Se han diferenciado tres niveles de explotación con el fin de planificar las labores de una

forma sincronizada entre ellas y para que las labores de preparación, perforación,

voladuras, carga y transporte, relleno, etc,. se realicen repartidas adecuadamente en el

tiempo entra las tres zonas y garantizar así la adecuada ventilación y seguridad en los

trabajos.

De este análisis se utilizaron los 18 cuerpos definidos para la planificación, se obtuvo un

total de 186 cámaras y pilares, contenidas en los 3 niveles en que se dividió la mina. Las

respectivas cubicaciones por cámara y nivel se encuentran en la siguiente tabla.

Dentro de cada cuerpo mineral, su vez se le asigno a cada cámara diseñada un tipo, que

corresponde con su posición dentro del cuerpo mineral, en función del tipo de cámara,

numerados como 1 2 3 y 4, le corresponde su recuperación y una dilución para el cálculo

final de tonelaje y ley media.

Memoria Técnica

165

Tabla 47: Cubicación de Cámaras

ZONA Capa

Cuerpo Cámaras

m3 ton

Au (g/t)

tipo m3 ton

Au (g/t)

SUP

ERIO

R

3 C3G23

C3G23 4

C3G1

C3G1 4

5

C5A

C5A10 2

C5A20

1

C5A30

3

C5A40

1

C5A50

2

C5G23

C5G23 4

C5G1

C5G1 4

7

C7A

C7A10

2

C7A20

1

C7A30

3

C7A40

1

C7A50

2

C7B

C7B10 2

C7B20

1

C7B30

3

C7B40

1

C7B50

3

C7B60

1

C7B70 2

C7C

C7C10

2

C7C20

1

C7C30

2

C7D

C7D10 2

C7D20

1

C7D30 2

C7G23

C7G23 4

C7G1

C7G1 4

8 C8A

C8A10

2

C8A20

1

C8A30

3

C8A40

1

C8A50

2

C8B

C8B10 2

Memoria Técnica

166

C8B20

1

C8B30 2

C8G23

C8G23 4

C8G1

C8G1 4

26

C26A

C26A10 2

C26A20

1

C26A30

3

C26A40 2

C26G23

C26G23 4

C26G1

C26G1 4

ZONA Capa

Cuerpo Camaras

m3 ton

Au (g/t)

tipo m3 ton Au (g/t)

INTE

RM

EDIA

6

C6A

C6A10 2

C6A20 1

C6A30 3

C6A40 2

C6B

C6B10 2

C6B20 1

C6B30 3

C6B40 2

C6G23

C6G23 4

C6G1

C6G1 4

18

C18A

C18A10 2

C18A20 1

C18A30 3

C18A40 1

C18A50 3

C18A60 1

C18A70 3

C18A80 1

C18A90 2

C18B

C18B10 2

C18B20 1

C18B30 3

C18B40 1

C18B50 3

Memoria Técnica

167

C18B60 1

C18B70 3

C18B80 1

C18B90 3

C18B100 2

C18C

C18C10 2

C18C20 3

C18C30 1

C18C40 2

C18G23

C18G23 4

C18G1

C18G1 4

ZONA Capa

Cuerpo Cámaras

m3 ton Au (g/t)

tipo m3 ton

Au (g/t)

INFE

RIO

R

11

C11A

C11A10 2

C11A20

1

C11A30

3

C11A40

1

C11A50

3

C11A60

1

C11A70

3

C11A80 2

C11B

C11B10

2

C11B20

1

C11B30

3

C11B40

2

C11G23

C11G23 4

C11G1

C11G1 4

10 C10G23

C10G23 4

C10G1

C10G1 4

27

G27A

G27A10 2

G27A20

1

G27A30

3

G27A40 2

C27G23

C27G23 4

C27G1

C27G1 4

36 C36A

C36A10

2

Memoria Técnica

168

C36A20

1

C36A30

3

C36A40A

1

C36A40B

3

C36A50A

1

C36A50B

3

C36A60A

1

C36A60B

3

C36A70A

1

C36A70B

3

C36A80A

1

C36A80B

3

C36A90A

1

C36A90B

3

C36A100A

1

C36A100B

3

C36A110

2

C36B

C36B10 2

C36B20

1

C36B30

3

C36B40

1

C36B50 2

C36G23

C36G23 4

C36G1

C36G1 4

44 C44G1

C44G1 4

45 C45G1

C45G1 4

El total de m3, tonelaje y ley resultante es el siguiente:

M3 Ton Au (g/t)

total

Cabe destacar que a medida que se profundiza aumentan las leyes medias de las cámaras

En la figura, se representa vista general en 3D de las cámaras diseñadas.

Memoria Técnica

169

Figura: 74 Vista general cámaras

Plan de Desarrollo y Preparación de Mina

Criterios del Plan de Desarrollo

La estrategia para el acceso a la mina, considera desarrollar una rampa de acceso desde la

superficie, donde a partir de la cota -262, parte la rampa principal de acceso a los distintos

niveles. A medida que se avance con la rampa, se podrá continuar con todo el laboreo de

desarrollo y acceso a los distintos niveles de producción, todo esto considerando un Pilar

Corona adecuado de unos 40 mts, para desarrollar una transición superficie – interior

segura y eficiente.

Con objeto de adelantar en lo posible los trabajos de preproducción, existe la posibilidad

de realizar una rampa con un 15 % de pendiente ascendente que partiendo de la rampa de

acceso sirva para acceder al nivel -176, y así poder acometer las labores de desarrollo de la

rampa principal en dos sentidos, con el consiguiente mejora en los tiempos.

Tomando en cuenta criterios que busquen maximizar la utilización de los equipos, se ha

determinado que durante el desarrollo de la rampa principal y de los 18 cuerpos de la

mina se trabaje con 2 jumbos y en la preparación de las cámaras con uno. A partir del 24

mes desde el comienzo de labores, uno de los jumbos de desarrollo pasará a la

Memoria Técnica

170

preparación de cámaras, con esto se persigue tener más cámaras disponibles para

producción.

Labores de Desarrollo

Las distintas labores que forman parte del desarrollo de la mina se detallan a

continuación:

Rampa de acceso: Esta será desarrollada previamente, posee una sección de 5 x 5.5

m, y una pendiente máxima de 15%. Esta rampa posee una longitud de 2352 m,

medidos desde la superficie hasta el nivel -262 de la mina donde se conecta con la

rampa principal de acceso a los niveles de producción, y unos 167 m hasta el final de

la misma. Su desarrollo total abarca 22 meses.

Rampa Principal: con una sección de 5 x 5 m y una pendiente máxima en rectas de

15% y 12 % en curvas, es el laboreo por el cual se conectan todos los niveles de

producción de la mina, posee una longitud total de 1293 m. Su desarrollo total abarca

10 meses comenzando en el mes 20 del total de la obra y terminando en el mes 30,

con el fin de dar prioridad al desarrollo de la rampa principal para acceder más

rápidamente a los diferentes niveles de producción.

Rampas de conexión: también poseen una sección de 5 x 5 m y una pendiente que va

desde la horizontal hasta los 15%, estas galerías son las que conectan los niveles con

la rampa principal y están ubicadas tanto en la parte superior como en la inferior de

los niveles, con el fin de conectar las galerías de preparación y de producción de los

cámaras con la rampa principal y con ésta con el exterior de la mina, a través de la

rampa de acceso, la longitud media de estas rampas es de unos 300 m empleándose

unos 2 meses y medio en su ejecución, comenzando a realizarse una vez la galería

principal llegue a la altura del nivel diseñado.

Galerías de perforación y de producción: estas galerías se encuentran en el

interior de cámaras y pilares, poseen una sección de 5 x 5 m. al igual que todo el

laboreo de la mina. Las galerías de perforación se encuentran en el subnivel superior

de las cámaras ó pilares, con la función de realizar las perforaciones de producción.

En cambio, las galerías de producción se encuentran en el subnivel inferior de

cámaras y/o pilares y es por donde se extrae el mineral. Se puede considerar una

media de 50 m, dependiendo de las dimensiones del cuerpo mineral, en ellas se puede

ir cortando mineral.

Chimeneas de ventilación: con una sección de 3 m, son los encargados de llevar aire

limpio a las distintas frentes de trabajo, así como también sacar el aire contaminado

de la mina hacia el exterior.

Resultados del Plan de Desarrollo

La Tabla 45 resume las características principales de las labores de desarrollo descritas

anteriormente:

Memoria Técnica

171

LABOR LONGITUD TOTAL (M) PENDIENTE (%) SECCIÓN (M)

RAMPA DE ACCESO 2,529 15 - 4 5 X 5

RAMPA PRINCIPAL 1,293 15-12 5 X 5

RAMPAS.DE CONEXIÓN* 150 0 – 15 5 X 5

GALERÍAS DE PERFORACIÓN* 50 4 % 5 X 5

GALERÍAS DE PRODUCCIÓN* 50 4 % 5 X 5

Tabla 48 Resumen de Labores Principales

*Valores medios por cámara para la explotación.

Como resultado de lo anterior, se obtiene que todo el desarrollo de labores de acceso a los

cuerpos de mineral tenga una duración de 36 meses, para el comienzo de las labores de

producción, desarrollando un total aproximado de 20,422 m en todo el laboreo de la mina.

Una vez terminado el desarrollo de un nivel, ya es posible comenzar con la preparación de

las cámaras, y comenzar su explotación, para al finalizar, realizar el relleno y

posteriormente al fraguado, explotar los pilares, para el ciclo total se considera un tiempo

de 5 meses por cada cámara, comenzando en el mes 36 con la preparación del cuerpo

C11A hasta terminar las cámaras planificadas.

Sondeos de Definición de los Cuerpos Minerales

Una vez realizados los desarrollo del primer cuerpo mineral al que se accede, que

corresponde al 11 A del nivel inferior, se ha planificado la realización de abanicos de

sondeos desde la galería de perforación de este cuerpo, para conseguir definir con más

nivel de detalle los cuerpos minerales próximos 36 A y 18 B, que serán explotados más

adelante

Secuencia de Explotación y Planificación Minera

Criterios de Plan de Producción

Para generar una secuencia de los reservas extraíbles, es necesario desarrollar y proponer

una estrategia de desarrollo y preparación de mina, con el objetivos de tener los

minerales disponibles para la explotación de mineral, por el método de explotación

Subniveles. De acuerdo a lo anterior, para este yacimiento se consideraron también una

serie de supuestos y aspectos operacionales.

De esta manera se desarrollaron diferentes análisis preliminares, que permitieron

visualizar los principales escenarios de explotación que nos permita alcanzar los objetivos

ó hitos planteados, tales como, comenzar la producción lo más temprano posible y llegar lo

más rápido que se pueda a la producción máxima.

El trabajo comenzó con el diseño de la rampa de acceso, rampa principal, rampas de

conexión, galerías de conexión y labores de producción para la mina. Además, este diseño

Memoria Técnica

172

consideró como estrategia subdividir la mina en 18 cuerpos, donde cada uno posee varias

cámaras y un nivel superior y uno inferior.

Como criterio de planificación y de acuerdo a las informaciones entregadas y obtenidas se

definió, un escenario de producción que incluye una extracción del mineral entre tres

niveles, superior, intermedio e inferior en que se ha dividido la explotación, para optimizar

la producción se propone trabajar cuanto antes en los tres niveles. En cada nivel la

extracción de las cámaras, se desarrollará en sentido este-oeste o norte-sur dependiendo

de los cuerpos y con un máximo de 3 cámaras en producción por nivel.

En lo relacionado a la extracción de los pilares, está comenzará una vez terminada la

explotación de los cámaras y su posterior relleno y fraguado, considerando el ciclo

completo de 5 meses, todo esto con el fin de mantener la seguridad en la explotación.

Ritmo de Producción

Se estima un ritmo de extracción necesario entorno a 1, 000,000 tpa. Por lo tanto, se

desarrolló un plan de desarrollo más detallado para los primeros 12 meses y con un nivel

de detalle sobre lo esperado para un nivel de ingeniería exploratoria, con el objetivo de

determinar un ritmo máximo, pero al mismo tiempo realístico.

En relación a los criterios anteriormente mencionados, se determinó que cada cuerpo no

puede producir más de 5tpm.

De esta manera en el mes 6, o sea, antes del término del primer año, la mina alcanzará la

producción nominal con un total de tpm, ritmo que se mantiene hasta el mes 96, luego la

producción se reduce hasta terminar por completo en el mes 98, noveno año. Esto permite

que durante los años 2 y 8 de explotación de la mina, se llegue a una producción máxima

anual alrededor de unos tpa que es el objetivo a cumplir.

Resumen de Plan de Producción

De acuerdo a los criterios y a la secuencia de extracción utilizada, se ha llegado a la

siguiente tabla de resultados, que nos da una vida de la mina de unos 9 años llegando en el

segundo año a la producción de diseño y con una explotación de cámaras y pilares en

sentido este-oeste o norte-sur, en función de la cámara, Ver siguiente tabla

Memoria Técnica

173

AÑO/MES

VOLUMEN (M3) TONELADAS LEY AU (G/T) KG. METAL

MEN

SUA

L A

ÑO

1

MES 1

MES 2

MES 3

MES 4

MES 5

MES 6

MES 7

MES 8

MES 9

MES 10

MES 11

MES 12

AÑO 1

AÑO 2

AÑO 3

AÑO 4

AÑO 5

AÑO 6

AÑO 7

AÑO 8

AÑO 9

TOTAL EXTRAÍDO

Tabla 49. Resumen Plan de Producción

Diseño Explotación Cámaras año 1

En las figuras siguientes se realizan las representaciones graficas en planta y en 3D de los

desarrollos diseñados con respecto a los cuerpos minerales y las cámaras, para la

producción del primer año, así como imagen general.

Memoria Técnica

174

Figura: 75: Planta Cámara 7B

Figura: 76 Vista 3D cámara 7B

Memoria Técnica

175

Figura: 77: Planta cámara 11A

Figura: 78 Vista 3D cámara 11A

Memoria Técnica

176

Figura: 79 Planta cámara 18C

Figura: 80 Vista 3D cámara 18C

Memoria Técnica

177

Figura: 81 Planta cámara 36B

Figura: 82 Vista 3D cámara 36B

Memoria Técnica

178

Figura: 83 Vista 3D general

Reservas Explotables

Para estimar estas reservas fueron considerados los recursos contenidos dentro de las

cámaras y pilares a explotar. La ley de corte de diseño utilizada fue de g/tm de Au y fue

considerada una recuperación de extracción para los cámaras de % para el método

Subniveles utilizado y una recuperación de % para los pilares, usando el mismo método de

explotación. La siguiente tabla muestra el resumen de las reservas probadas y probables y

los recursos inferidos para el yacimiento estimado en este estudio.

CATEGORÍA M3 TON AU (G/T)

IN S

ITU

PROBADAS

PROBABLES


EXP

LOTA

BLE

PROBADAS

PROBABLES


Tabla 50 Reservas Probadas y Probables

Memoria Técnica

179

Perforación y Voladura

Desarrollo

La perforación de avance en galerías se ha previsto con jumbo electrohidráulico de 2

brazos y deslizadera de 4 metros de avance, con perforación a 51 mm y avance eficaz de

3.1 m en avances. La perforación de abanicos de producción en subniveles con carro

perforador electrohidráulico de un brazo para los tiros largos de 4”.

La voladura de avance con jumbo con los esquemas de pega de 82 barrenos y una carga

específica aproximada de 1 kg/tm.

Se utilizaran 3 jumbos para desarrollar la rampa principal y los distintos niveles de la

mina, ver Figura con esquema de perforación.

Figura: 84 Esquema general de producción

Extracción o arranque

La extracción de material tiene considerado un diagrama de disparo en forma paralelo o

radial desde el nivel de perforación, se realizará a base de ANFO con carga específica de

unos 0.25 kg/tm. ver esquema general de producción

El arranque, carga y transporte del mineral de las cámaras de Este-Oeste o Norte-Sur por

abanicos en retirada hacia el acceso y llevando más avanzado el arranque de subniveles

superiores, tomando muestras para control de leyes del detritus de perforación.

Esquema General de Perforación

Sección Galería: 5.0 x 5.0 m

Diámetro de Perforación: 51 mm.

N° de tiros: 45

Largo tiro: 3.2 m

Metros perforados: 156.8 m/disparo

Toneladas por disparo: 200 ton

Factor de carga: 1.16 kg/ton

Esquema General de Perforación

Sección Galería: 5.0 x 5.0 m

Diámetro de Perforación: 51 mm.

N° de tiros: 45

Largo tiro: 3.2 m

Metros perforados: 156.8 m/disparo

Toneladas por disparo: 200 ton

Factor de carga: 1.16 kg/ton

Memoria Técnica

180

Figura: 85 Esquema disparos en abanicos

Chimeneas Slot

La chimenea de diámetro de 3.0 m. conecta el nivel de perforación y el nivel de undercut,

generando la cara libre tanto de la zanja receptora como del la cámara.

Zanjas

Zanja diseñada en 45° con respecto de la horizontal y 5 metros de altura. Esta zanja recibe

todo el material proveniente de los tiros de producción.

Carga y Transporte

La limpieza de las frentes de producción será hecha con el uso de palas LHD de 5 m3 de

capacidad de cazo, que transportaran en material hasta los puntos de traspaso “ore pass” ó

los muelles de carga de camiones localizados en las galerías de conexión a una distancia

media de 150 m. En los realces y de carga finales, la operación de las palas LHD será hecha

con equipos de control remoto.

Para la evaluación de la maquinaria necesaria, los rendimientos a considerar son los

siguientes:

Pala LHD en producción: 100 t/h

Pala LHD en desarrollo: 50 t/h

Transporte de mineral en camión: 90 t/h

Memoria Técnica

181

El transporte de mineral será realizado con el uso de cinta transportadora, vía rampa de

acceso hasta la superficie.

Ventilación

La ventilación será de tipo forzada expelente, con entrada de aire fresco por la rampa de

acceso y después de circular por la mina será sacado por los ventiladores instalados en las

chimeneas de ventilación. Será utilizado un circuito en paralelo (expelente), con

distribución de aire fresco para los frentes de extracción. Los ventiladores extractores

principales, serán instalados en superficie.

La ventilación secundaria, será garantizada con el uso de ventiladores portátiles y tubos de

conducción de aire (hecho en lona), cuando sea necesario. Las galerías de entrada y salida

de aire, tendrán secciones de 5,0 x 5,0 m y los pozos serán construidos con secciones de

3,0 metros diámetro.

Selección de Equipos para Operaciones Unitarias

Para los propósitos de este estudio, fue considerado usar Perforadoras y equipos de carga

tipo Atlas Copco y camiones tipo Volvo.

Conceptualmente los principales equipos son listados abajo.

Perforación

Perforación Frente/Techo: Jumbo electro- hidráulico (2 brazos) modelo tipo

Boomer H282

Perforación de Producción: Perforadora de Abanicos modelo tipo Simba M6C y

L6

Carga

Pala cargadora LHD 5 m3 modelo tipo ST1020, equipada con control remoto.

Transporte

Camiones articulados de 30 t de capacidad, modelo A30F

Sostenimiento

Perforación cables: Perforadora de Abanicos modelo tipo Simba M7

Perforación pernos: Bulonadora Boltec 235H-DCS

Rendimiento de equipos

LHD: 100 tph

Camiones: 90 tph (3 viajes por hora – ciclo promedio)

Memoria Técnica

182

Jumbo Boomer 282: 0,70 m/t, 50 m/hm

Perforadora abanicos: 0,27 m/t, 20 m/hm

Flota minera

Teniendo en cuenta una pérdida de productividad por desplazamientos de 25 %, la

maquinaria necesaria, definida por horas/mes de empleo, será:

Para la carga, cuatro palas cargadoras de perfil bajo y 5 m3 de capacidad de cazo.

Para el transporte, cuatro volquetes articulados de 30 tm.

La perforación de la rampa principal y desarrollos se realizará mediante 3

jumbos electrohidráulicos de dos brazos y deslizaderas telescópicas para poder

ser utilizados para la perforación de pernos.

La perforación de producción se realizara mediante dos perforadoras para

barrenos verticales.

Una perforadora simba para sostenimiento, colocación de pernos de cable en

galerías de perforación y de producción.

Los pernos se colocaran mediante el empleo de una Bulonadora.

Una gunitadora vía húmeda.

Dos elevadores telescópicos dotados de cesta para personal, será usado para

carga de voladuras y sostenimiento puntual- elevación de cerchas, colocación de

pernos, ventilación, etc.

Una miniretro excavadora para labores auxiliares, saneo de los frentes y

desatascos en machacadora, provista de martillo rompedor.

Un compresor para labores de sostenimiento, carga de ANFO, etc.

Bulldozer para acondicionamiento de accesos, relleno de cámaras, escombreras.

Cinco vehículos para transporte de personal.

Un camión mantenimiento mecánico.

La flota de equipos mineros supuesta para nuestro caso base (1, 000,000 tpa) está

planteada en la tabla

EQUIPOS CANTIDAD

PALA LHD ST1020 (5M3) 4

CAMIÓN VOLVOA-30D

(30T) 5

JUMBO BOOMER 282 3

PERFORADORAS SIMBA

M6C 1

PERFORADORAS SIMBA L6 1

Memoria Técnica

183

PERFORADORAS SIMBA M7 1

BULONADORA 235H-DCS 1

ELEV. MANITOU MRT

3050 2

MINI-RETROEXCAVADORA

EC55C 1

CARGADORA ANFO 2

HORMIGONERA HURON-4 1

ROBOT GUNITADO SC 20.7 2

MARTILLO BARRENAR 3

COMPRESOR AIRE 1

TRACTOR RUEDAS 1

BULL DOZER 1

VEHÍCULO

MANTENIMIENTO 1

VEHÍCULO 4X4 5

Figura: 86 Método subniveles-Flota mina (1.000.000 tpa)

7.13 CARACTERIZACION DE ARIDOS

Con motivo de la posible explotación minera, se prevé la acumulación de material estéril

procedente de la misma, y que pudiera tener utilidad como árido de construcción. Para

determinar esta posibilidad se realiza el presente estudio sobre tres tipos de materiales

presentes dentro de la zona a explotar.

Estos tres tipos litológicos están formados por:

Granodiorita fresca, sin alteración alguna,

un compuesto de materiales sedimentarios, constituido principalmente por

areniscas y pizarras,

Granodiorita con alteración propilítica.

Estos tres materiales constituyen una parte mayoritaria de los estériles procedentes de la

explotación planteada.

La cantidad necesaria para su estudio se ha obtenido de testigos de sondeos,

posteriormente machacados en laboratorio con una machacadora de mandíbulas, por lo

que los ensayos de forma e índice de lajas no se ajustarán a los valores reales del posible

árido comercial.

Se han realizado, además de estos dos ensayos, un análisis cuantitativo de cada una de las

muestras, junto con la determinación del contenido en cloruros, sulfatos, contenido en

compuestos totales de azufre, coeficiente de absorción, absorción de agua, resistencia a la

Memoria Técnica

184

compresión simple, estabilidad frente a disoluciones de sulfato magnésico, adhesividad

árido-ligante y resistencia al desgaste mediante el ensayo de Los Ángeles.

Los resultados obtenidos en cada uno de los ensayos y para cada una de las muestras

consideradas se muestran en los apartados sucesivos. Estos valores han sido comparados

con los requerimientos mínimos de las diferentes normativas, en función del uso previsto

para los tres tipos de materiales.

En la siguiente tabla se indica la calificación de cada uno de estos materiales en función del

empleo posible, teniendo siempre en cuenta las restricciones impuestas según el ensayo

realizado. Se califican como APTO para un determinado uso aquellos materiales cuyos

parámetros analizados están todos dentro de los valores aceptados por la norma

correspondiente; clasificándose como NO APTO siempre que al menos uno de estos

parámetros presente valores mayores que los exigidos.

POSIBLES UTILIZACIONES

MUESTRA HORMIGÓN AGLOMERADO BALASTRO

DRENES BASE RODADURA TIPO A TIPO B

GRANODIORITA

FRESCA APTO APTO APTO NO APTO APTO APTO

SEDIMENTARIO PROBABLE APTO APTO NO APTO NO APTO APTO

GR. PROPILÍTICA APTO APTO NO APTO NO APTO NO APTO APTO

Tabla 51. Posibles utilizaciones aridos

Se tomaron un total de tres muestras que fueron enviadas a los laboratorios de

Organización Técnica de Control de Calidad, S.A. (OTQ) y al Instituto Tecnológico de

Materiales (ITMA), para la realización de los ensayos correspondientes.

Los resultados de los diferentes ensayos y las conclusiones alcanzadas en base a ellos se

exponen a continuación.

7.13.1 Descripción de los materiales

Granodiorita fresca. Se engloba dentro de esta denominación la totalidad de

materiales ígneos sin alteración hidrotermal significativa. Se trata de una roca

dura, de grano medio y color gris.

Árido Sedimentario. Se trata de una mezcla de materiales pizarrosos, areniscosos

y cuarcíticos. Corresponden a los materiales presentes en el inicio de la galería

principal prevista, formado por una intercalación de capas de estas tres

características. La potencia de dichas capas es escasa, y no sería operativo

diferenciar cada uno de los materiales por separado, por lo que los ensayos se han

realizado sobre una composición de las tres litologías. De esta forma se reproduce

con más fiabilidad la composición del árido resultante de la explotación.

Memoria Técnica

185

Granodiorita Propilítica. En este grupo se incluyen todos aquellos materiales de

naturaleza ígnea que presentan algún tipo de alteración hidrotermal, ya sea

potásica, propilítica o albítica. Se han excluido los materiales con alteración

meteórica, presentes en los primeros 20 metros de la explotación, los cuales no

han sido ensayados.

7.13.2 Posibles utilizaciones

Las principales utilizaciones o usos de una roca triturada artificialmente como árido son:

Árido para la fabricación de hormigones.

Árido para la fabricación de mezclas bituminosas (aglomerado asfáltico para

firmes de carretera).

Materia prima para la fabricación de Balasto de ferrocarril.

Áridos para la construcción de drenes y filtros localizados.

Áridos para hormigón.

Deberán cumplir los requisitos exigidos en la norma EHE para la fabricación de

hormigones.

Según el artículo 28.1 de la norma EHE:”los áridos para hormigón se prepararán a partir

del machaqueo y trituración selectiva de rocas de yacimientos naturales o escorias

siderúrgicas apropiadas, así como cualquier producto que se encuentre sancionado por la

práctica o resulte aconsejable como consecuencia de estudios realizados en laboratorio”.

En cualquier caso deberán cumplir los requisitos y exigencia recogidos en el artículo 28.3

EHE y que se resumen en que el árido será un elemento resistente y estable, física y

químicamente, por lo que se prohíben las escorias o rocas con contenidos en silicatos

inestables y compuestos ferrosos. Se prohíbe taxativamente el empleo de áridos que

contengan sulfuros oxidables.

En el apartado 28.3 de la norma EHE se establece que los áridos deberán cumplir unas

condiciones físico-químicas y físico-mecánicas determinadas.

Condiciones físico químicas.

En la tabla se muestran las limitaciones de sustancias perjudiciales según el tamaño de

grano del árido. Además, el árido fino deberá contener menos de un 0,2% del peso del

cemento de ión cloruro total para hormigón pretensado, y menos de 0,4% del peso de

cemento para el hormigón en masa y armado.

Memoria Técnica

186

LIMITACIONES DE LAS SUSTANCIAS PERJUDICIALES

SUSTANCIAS PERJUDICIALES

CANTIDAD MÁXIMA EN % DEL PESO

TOTAL DE LA MUESTRA

ÁRIDO

FINO ÁRIDO GRUESO

TERRONES DE ARCILLA, DETERMINADOS CON ARREGLO AL MÉTODO DE ENSAYO

INDICADO EN LA UNE 7133:58 1 0.25

PARTÍCULAS BLANDAS, DETERMINADAS CON ARREGLO AL MÉTODO DE ENSAYO

INDICADO EN LA UNE 7134:58 ___ 5

MATERIAL RETENIDO POR EL TAMIZ 0.063 UNE EN 933-2:96 Y QUE FLOTA EN

UN LIQUIDO DE PESO ESPECIFICO 2, DETERMINADO CON ARREGLO AL

MÉTODO DE ENSAYO INDICADO EN LA UNE 1744:71

0.5 1

COMPUESTOS TOTALES DE AZUFRE EXPRESADOS EN SO3 Y REFERIDOS AL ÁRIDO

SECO, DETERMINADO CON ARREGLO AL MÉTODO DE ENSAYO INDICADO EN

LA UNE 1744-1:98

1 1

SULFATOS SOLUBLES EN ÁCIDOS, EXPRESADOS EN SO3 Y REFERIDOS AL ÁRIDO

SECO, DETERMINADOS SEGÚN EL MÉTODO DE ENSAYO INDICADO EN LA UNE

EN 1744-1:98

0.8 0.8

CLORUROS EXPRESADOS EN CL- Y

REFERIDOS AL ÁRIDO SECO,

DETERMINADOS CON ARREGLO AL

MÉTODO DE ENSAYO INDICADO EN

LA UNE EN 1744-1:98

HORMIGÓN ARMADO U HORMIGÓN

EN MASA QUE CONTENGA

ARMADURAS PARA REDUCIR LA

FISURACIÓN

0.05 0.05

HORMIGÓN PRETENSADO 0.03 0.03

Tabla 52 Límites sustancias perjudiciales áridos

Condiciones físico mecánicas.

Se cumplirán las siguientes limitaciones:

- La friabilidad del árido fino (arena) < 40, determinado en el ensayo micro-deval,

según UNE 1097-1 97

- Resistencia al desgaste de los ángeles < 40.

- Absorción de agua < 5% según UNE83133/90 y 83134/90

- Pérdida de peso de los áridos experimentada al ser sometidos a 5 ciclos de

solución de sulfato magnésico. Este ensayo sólo se realizará cuando lo indique el

pliego de prescripciones técnicas particulares de la obra. Es para conocer la

resistencia del árido a la helada.

Memoria Técnica

187

ÁRIDO PÉRDIDA DE PESO CON SULFATO EN MASA

FINOS 15%

GRUESOS 18%

Tabla 53. Perdida peso con sulfato en masa

Condiciones granulométricas y de forma del árido.

Deberán cumplir lo especificado en el artículo 28.3.3 de la norma EHE. Este apartado se

separa del objetivo del presente estudio, ya que estas características dependerán del

machaqueo y trituración selectiva de los áridos en planta. En nuestro caso este machaqueo

ha sido con una machacadora de mandíbulas en laboratorio, por lo que los resultados no

son representativos y no se tendrán en cuenta a la hora de determinar la utilidad o no del

citado árido.

Áridos para la fabricación de mezclas bituminosas.

En España vienen regulados por la norma G1-2IC/1978 del Ministerio de Fomento y el

Pliego de prescripciones técnicas generales para obras de carretera del Ministerio de

Fomento PG3.

En todo caso, las principales propiedades que han de cumplir son;

Resistencia a la fragmentación.

Resistencia a la abrasión.

Resistencia al pulido.

Resistencia al desprendimiento (del árido respecto al ligante).

En cuanto a la calidad del árido, deberán cumplir las exigencias del PG3, artículo 542.2.2

Áridos. El coeficiente de los ángeles será inferior a 30 en capas de base y a 25 en capas

intermedias o de rodadura. El coeficiente de pulido acelerado para tráfico pesado será de

0.45 y de 0.4 para el resto.

El índice de lajas de las distintas fracciones, determinado según la norma NLT 354/74 será

inferior a los límites indicados en la tabla 3. Para tráfico pesado el Índice de Lajas será

inferior a 30.

FRACCIÓN ÍNDICE DE LAJAS

40 A 25MM <40

25 A 20MM <35

20 A 12.5MM <35

12.5 A 10MM <35

10 A 6.3MM <35

Tabla 54 Índice de lajas

Memoria Técnica

188

Salvo que el pliego de Prescripciones Técnicas Particulares de una obra concreta

especifique otra cosa, se considerará que la adhesividad es suficiente cuando en mezclas

tipo abierto, el porcentaje ponderal del árido envuelto después del ensayo de inmersión en

agua (según la norma NLT 166/75), sea superior a 95% y cuando en los otros tipos de

mezclas la pérdida de resistencia de las mismas, en el ensayo inmersión-compresión

realizado según la norma NLT 162/75 no rebase el 25 %.

Además de estas condiciones, los áridos para su uso en aglomerados asfálticos deberán

cumplir las exigencias especificadas en el artículo 542.2.2.3, en cuanto a granulometría y

contenido en finos, pero estas características se apartan del presente Estudio, ya que

dependen de la trituración selectiva en planta de machaqueo de áridos.

Áridos materia prima en la fabricación de balasto de ferrocarril.

Los materiales utilizados en la fabricación de balasto han de cumplir el Pliego de

Prescripciones Técnicas, conjunto RNFE-MOPTMA y la norma MRV 3-4- 00/2, en la que se

apoya técnicamente.

La norma RENFE Vía NRV 3-4-00/2 admite dos tipos de roca para la elaboración del

Balasto: Rocas de naturaleza calcárea y Rocas de naturaleza silícea.

En el momento actual existe la tendencia a suprimir las rocas de naturaleza calcárea y sus

mezclas por ser éstas de menor resistencia y por su tendencia a aglomerarse y ligarse en

presencia de agua. Desde 1994 no está permitida la utilización de balasto calcáreo en

cualquier vía. Esta prohibición está basada, desde el punto de vista económico, en la escasa

necesidad del balasto calizo y los largos transportes de suministros necesarios para evitar

mezclas de balasto, así como en los ensayos llevados a cabo en los centros de

experimentación de la Jefatura Geotécnica de RENFE, en los que se ha determinado la

menor calidad y durabilidad de estos balastos calizos, con respecto a los silíceos.

El inicio del estudio de una roca para su utilización como materia prima de la fabricación

de balasto de ferrocarril, empieza con la resistencia de la roca a compresión simple, ya que

ésta define especialmente el comportamiento plástico de la piedra que procede de ella y

constituye un parámetro de calidad relacionado directamente con su degradación. Se

determina mediante un ensayo directo sobre probeta que no presente dificultades en su

realización. Se puede llegar a sustituir por el ensayo de Carga Puntual de Franklin, más

rápido.

La resistencia media a compresión simple permite clasificar las rocas por su carga de

rotura, admitiéndose para el balasto la siguiente clasificación:

TIPO A RESISTENCIA MEDIA A COMPRESIÓN 1200 KG/CM2

TIPO B RESISTENCIA MEDIA A COMPRESIÓN 1000 KG/CM2

Tabla 55 Resistencia Media a Compresión

Memoria Técnica

189

Resistencia de la piedra partida al choque y al desgaste.- Las administraciones ferroviarias

suelen considerar estas dos características en forma alternativa. Generalmente,

predominan las que consideran el desgaste como cualidad más representativa, ya que este

desgaste provocado por el peso de los trenes al originar movimientos relativos entre sí de

los elementos de balasto, produce detritus y polvo que rellena sus huecos y degrada las

superficies de contacto de dichos elementos, reduciendo la elasticidad y permeabilidad de

la banqueta. Las distintas administraciones suelen utilizar métodos propios para

determinar la resistencia al desgaste y al choque, cuyos resultados no son comparables

entre sí.

El pliego PRV 3-4-00 ha adoptado la resistencia al desgaste como característica más

representativa y su medida por el coeficiente de Los ángeles, admitiendo.

BALASTRO TIPO A DESGASTE DE LOS ANGELES <19

BALASTRO TIPO B DESGASTE DE LOS ANGELES<22

Tabla 56. Resistencia a desgaste de los angeles

Para el AVE el coeficiente de Los Ángeles es < 18, siendo el límite de desgaste mínimo para

balasto que recubre traviesas de hormigón 9.

Debe tenerse en cuenta que este procedimiento proporciona diferentes resultados según

el tamaño y granulometría del material ensayado, por lo que es imprescindible ajustarse a

las condiciones que impone la norma NLT 149/72, según la cual se realiza el ensayo.

Un buen balasto debe presentar, además, superficies de fractura vivas y que tengan formas

cúbicas y poliédricas. La primera condición está orientada a aumentar el rozamiento

interno entre los elementos del balasto para evitar la deformación de la banqueta.

La exigencia de la forma cúbica o poliédrica trata de suprimir la existencia de elementos

en los que una dimensión predomina acusadamente sobre las otras dos. Estos elementos

lajosos o aciculares se fraccionan fácilmente alterando la granulometría y se acoplan unos

a otros con el paso de los trenes, aún después de compactados dando lugar a

deformaciones pláticas de la banqueta.

El pliego RENFE Vía PRV admite la existencia de los siguientes porcentajes de elementos

aciculares:

BALASTRO TIPO A 6%

BALASTRO TIPO B 8%

Tabla 57. Porcentaje de elementos aciculares

Memoria Técnica

190

El citado pliego exige que no exista más del 5 % de elementos con espesor menor de 16

mm. Para aquellos cuyo espesor esté comprendido entre este límite inferior y 25 mm, el

porcentaje admisible vendrá determinado por la fórmula:

C = 39.5 – CLA

Siendo:

C: tanto por ciento admisible de elementos con espesor comprendido entre 25 y 16

mm

CLA: el coeficiente de Los Ángeles.

El máximo valor de C no superará el 27 %.

Áridos para la fabricación de drenes filtrantes.

Consisten en la extensión y compactación de materiales drenantes en zanjas, trasdosados

de obras de fábrica o cualquier otra zona, cuyas dimensiones no permitan la utilización de

maquinaria pesada.

Las exigencias de calidad de la roca para su utilización como dren filtrante, vienen

recogidas en el artículo 421.2.4 del PG3 y son los que se indican a continuación:

Coeficiente de desgaste de los materiales de origen pétreo medido por el

ensayo de Los Ángeles, según norma UNE EN 1097-2 inferior a 40.

Los materiales de otra naturaleza deberán poseer una estabilidad química

y mecánica suficiente, de acuerdo con los criterios establecidos en el Proyecto y en

el PG3.

El material drenante será no plástico y su Equivalente de arena determinado según UNE

EN 933-8 superior a 30 (EA>30).

Los materiales pétreos para la realización de drenes localizados deberán cumplir unas

relaciones granulométricas en cuanto a tamaño y uniformidad descritas en el artículo

421.2.2 del Pliego de Prescripciones Técnicas Generales para Obras de Carretera del

Ministerio de Fomento. El estudio de dichas características granulométricas dependen de

la fragmentación selectiva en la planta de machaqueo y se alejas, por tanto, de los

objetivos de este Estudio.

7.13.3 Ensayos de laboratorio

A partir de las muestras tomadas sobre testigos de sondeo, y después de ser trituradas en

laboratorio con una machacadora de mandíbulas se realizaron los siguientes ensayos:

1. Ensayos físicos realizados por OTQ.

determinación de la resistencia a compresión Uniaxial según Norma

UNE 22950-1

Determinación del índice de Desgaste de Los Ángeles, según UNE EN

Memoria Técnica

191

1097-2/99.

Coeficiente de absorción de agua. UNE 83134/90

Coeficiente de forma UNE 7238/71

Índice de lajas. UNE EN 933-3/97

Determinación de densidad y coeficiente de absorción UNE 83133/90

Determinación de partículas de bajo peso específico UNE 7244

Adhesividad a los áridos del ligante. NLT 166/76

2. Ensayos químicos realizados por OTQ

Estabilidad frente a disoluciones de Mg SO4. UNE EN 1367-2/99

Determinación de contenido en cloruros. UNE EN 1744-1/98

Determinación compuestos azufre total. UNE EN 1744-1/99

Determinación de contenido en sulfatos. UNE EN 1744-1/98

3. Ensayos químicos realizados por ITMA

Análisis químico completo de las muestras.

Memoria Técnica

192

ENSAYO NORMA Muestra

Exigencia EHE

Aglomerado 6.1-2IC-78

Balastro NRV 3-4.00/2

DRENES PG3 Gr.

Fresca Sedi Gr. Porp

Estabilidad frente disoluciones MgSO4

UNE EN 1367-2/99 2.21 1.16 0.98 <18% <8%

Desgaste de Los Angeles UNE EN 1097-2/99 19.4 17.7 26.1 <40 <30 EN

BASE <25 RODADU

<19 T.A <22 T.B

<40%

Contenido en Cloruros UNE EN 1744-1/98 0.01 0.02 0.02 <0.05%

Compuestos de azufre totales UNE EN 1744-1/99 0.2 1.3 0.9 <1.0%

Contenido en sulfato UNE EN 1744-1/98 0.001 0.004 0.001 <0.8%

Absorcion de agua UNE 83134/90 0.57 0.57 0.79 <5%

Coeficiente de forma UNE 7238/71 0.32 0.16 0.16 >0.20

Indice de Ljas UNE EN 933-3/97 30 44 33 <35 <35 <5%

Coeficiente de Absorcion UNE 83133/90 1.3 1.1 1.7 <5%

Inmpurezas de bajo peso especifico

UNE 7244 0 0 0.1 <1.00%

Adhesividad arido-ligante UNE 166/76 >95% >95% >95% >95%

Resistencia a compresion media

UNE 22950-1 1230 975.9 1226.4 >1200 A >1000 B

Tabla 58. Resumen de ensayos de laboratorio.

7.13.4 Conclusiones

De los ensayos realizados sobre los diferentes tipos de materiales, y de su comparativa con

las exigencias marcadas por la normativa respectiva, se pueden contemplar diferentes

usos para cada uno de los compuestos rocosos.

En la tabla anterior se muestran los resultados obtenidos, comparándolos con los límites

marcados para cada tipo de uso. Se marcan con un asterisco los análisis correspondientes

a las características granulométricas y morfológicas de los áridos, los cuales no son

representativos. Estos valores dependen del instrumental empleado en el machaqueo de la

roca, y los valores mínimos se contemplan para la rotura del material en una planta

industrial. Como se ha indicado anteriormente las muestras fueron preparadas a partir de

testigos de sondeos y rotas en laboratorio con una machacadora de mandíbulas, por lo que

los resultados obtenidos no son válidos.

Los ensayos llevados a cabo tampoco son la totalidad de los posibles y necesarios para una

caracterización estricta del material árido, pero sirven como primera aproximación para

determinar su validez o exclusión probable para cada tipo de uso.

En la tabla siguiente se muestra un resumen de las aplicaciones contempladas y de la

idoneidad o no de cada una de las tres muestras ensayadas.

Memoria Técnica

193

POSIBLES UTILIZACIONES

MUESTRA HORMIGÓN AGLOMERADO BALASTRO

DRENES BASE RODADURA TIPO A TIPO B

GRANODIORITA

FRESCA APTO APTO APTO NO APTO APTO APTO

SEDIMENTARIO PROBABLE APTO APTO NO APTO NO APTO APTO

GR. PROPILÍTICA APTO APTO NO APTO NO APTO NO APTO APTO

Tabla 59. Posibles utilidades de los áridos.

Para el uso como constituyente del hormigón se señala el material sedimentario como

probable debido a su contenido en sulfuros totales, ya que es ligeramente alto (1,3 frente a

1,0 % permitido). Este contenido es irregular en el yacimiento, siendo probable que

existan amplias zonas con un contenido menor que cumpla con la norma.

Memoria Técnica

194

8 TRABAJOS DE INVESTIGACION COMPLEMENTARIA

Previo a la realización de las obras de construcción de las instalaciones necesarias para la

explotación del mineral se han de realizar una serie de trabajos. Estos trabajos,

denominados de investigación complementaria permitirán aumentar el grado de

conocimiento para la futura explotación de la mina y la obtención necesaria de mineral

para futuras pruebas metalúrgicas adicionales.

Estos trabajos de investigación complementaria se pueden englobar en tres grupos:

o Sondeos Geotécnicos

o Sondeos de superficie para Cierre de Malla y Metalúrgicos:

o Galería de Investigación

o Sondeos de interior

8.1 SONDEOS GEOTÉCNICOS:

Debido a la proximidad de las instalaciones mineras previstas, sobre todo las galerías

subterráneas, y las infraestructuras presentes en la zona (principalmente carretera

nacional N-634 y autovía A-8), la cual conlleva la necesidad de caracterizar

geotécnicamente en detalle los materiales rocosos, Exploraciones Mineras del Cantábrico

S.L., ha presentado sucesivamente ante la Administracion sendos proyectos de sondeos

geotécnicos:

1. Un primer proyecto donde se solicitaban 7 sondeos geotécnicos y el cual fue

autorizado el 2 de Diciembre de 2011 y de los cuales se realizaron dos durante

dicho mes.

2. Un segundo proyecto para una segunda campaña de 15 sondeos geotécnicos,

presentado el 8 de Marzo de 2012 y que está actualmente en tramitación.

8.2 SONDEOS DE CIERRE DE MALLA Y METALURGIA

8.2.1 Generalidades

ASTURGOLD/EMC ha previsto la perforación de una serie de sondeos en el yacimiento de

Salave. Estos sondeos son considerados esenciales para la interpretación geológica

detallada de la mineralización, en la parte más profunda del yacimiento. Para ello, el 20 de

Abril de 2012, se presenta ante Consejería de Industria y Empleo del Gobierno del

Principado de Asturias el “Proyecto De Campaña de Sondeos de Cierre de Malla”.

Memoria Técnica

195

Los sondeos de relleno o cierre de malla, tienen dos objetivos: definir con mayor precisión

el modelo geológico, corrigiendo errores en las medidas de desviación detectados en

antiguas campañas de sondeos y la planificación de los trabajos de minería de interior en

esta parte del yacimiento. Además una parte importante de los recursos de este sector,

pasarían a una categoría superior, reservas, de indicados a medidas y de medidas a

probadas.

La ubicación de estos sondeos, y sus características, están indicadas en las siguientes

secciones.

8.2.2 Técnicas de perforación: características técnicas y maquinaria

Las máquinas de sondeo estarán montadas sobre orugas. Se usarán una o dos máquinas

del tipo ATLAS COPCO MUSTANG 5 F4, SPIDRILL 100 o similares, alimentadas con un

motor diesel, seleccionadas especialmente para trabajar en el campo debido a la escasa

cantidad de infraestructura requerida para su instalación y facilidad de transporte, así

como su menor impacto sobre el medio. Estas máquinas no precisan de equipos de apoyo

complementarios.

Los sondeos serán perforados con sistema de recuperación continua de testigo tipo WIRE-

LINE. El diámetro base para la perforación será de diámetro PQ (85 mm) y HQ (63.5 mm).

Opcionalmente, la parte superior estéril, unos 80 metros en los sondeos de relleno, se

puede perforar con circulación inversa y después pasar a testigo.

8.2.3 Zonas de perforación

La zona a sondear se situará al noroeste de la localidad de Salave, en el concejo de Tapia de

Casariego. En el caso de los sondeos de cierre de malla, estos serán en su mayoría

verticales y estarán situados sobre la zona mineralizada con mejores resultados, al

noroeste de los lagos, sobre La Rasa, fuera de la Corta Romana.

La mayoría de los sondeos se realizarán en parcelas particulares, y en algunas de propia

propiedad de EMC.

Los resultados podrán alterar el programa de perforación, como pequeñas variaciones en

la situación de los sondeos siguientes, de lo cual se dará debida cuenta a la Autoridad

competente. La localización exacta de los sondeos podrá variar debido a consideraciones

técnicas y logísticas, como límite de propiedades, dejar paso suficiente en las pistas,

árboles, etc

Memoria Técnica

196

8.2.4 Fases

Las fases del proyecto son las siguientes:

Estudios ambientales previos.

Durante esta fase se llevará a cabo una inspección del terreno, localizando con precisión

los puntos de emplazamiento de los sondeos y obteniendo las autorizaciones oportunas

por parte de los propietarios de los mismos. Se realizará, además, un estudio de afecciones

ambientales.

Antes del comienzo de cualquier operación se hará un registro fotográfico que muestre la

situación del área con carácter previo.

Movilización e instalación de equipos

En esta fase se movilizará la maquinaria pesada desde la base con camiones góndola, del

material auxiliar con camiones y del personal con vehículos todo terreno, que servirán

para el desplazamiento de personal y materiales durante la obra.

Preparación de emplazamientos

Antes del comienzo de los trabajos será necesaria la preparación de los emplazamientos y

accesos a los puntos de sondeo.

La ubicación de éstos en el campo se hará utilizando una unidad de GPS manual, que

localiza las coordinadas planeadas.

Los accesos deben permitir el paso de vehículos pesados (sondas, camiones cisterna, etc.)

y los emplazamientos de los sondeos deben estar nivelados.

Con independencia de que sea necesaria o no la nivelación, en cada emplazamiento deberá

retirarse el nivel superior de suelo, que será apartado y apilado a una distancia prudencial

para ser repuesto tras el abandono del emplazamiento.

El trabajo será realizado por una retroexcavadora/cargadora contratada localmente, bajo

la supervisión del personal de ASTURGOLD con el fin de asegurarse de que no haya ningún

riesgo de carácter medioambiental.

Debido a la naturaleza del terreno, con relieves muy suaves y poca vegetación, el trabajo

requerido para nivelación y apertura de accesos será mínimo.

Memoria Técnica

197

8.2.5 Instalación de sonda y equipos

En esta fase se instalará la sonda en el emplazamiento. El equipo complementario a la

perforación consistirá en una pequeña bomba para recirculación de lodos de perforación,

y tubería de tres metros de longitud que se almacenará próxima a la máquina de

perforación. También se considera el vallado, balizamiento, instalación de sistemas de

protección y señalización.

Una vez llevada la máquina a su emplazamiento, será orientada, nivelada y su cabezal

puesto con la inclinación correcta para el comienzo de la perforación. El material auxiliar

será dispuesto de forma que sea fácilmente accesible sin entorpecer las operaciones.

Todo el lugar de trabajo será vallado y protegido para prevenir del acceso de personal no

autorizado. Se instalará la señalización pertinente.

Para la correcta gestión de los residuos se emplazará un sistema de recipientes suficiente

para la correcta separación por tipo de de residuos. Se ubicará, además, una pequeña

depósito de decantación de acero de 2 x2 x 0.6 m para recirculación de las aguas de

perforación en circuito cerrado.

Se colocarán también en esta fase, sistemas de recogida vertidos accidentales de

hidrocarburos y aceites industriales

8.2.6 Perforación

Esta fase incluye todos los trabajos propios de la perforación con sistema de rotación con

recuperación continua de testigo y sistema Wire-line, así como todas las maniobras

relacionadas con la ejecución del sondeo hasta su terminación (entubaciones, limpieza de

pozo, etc.).

Para el proyecto en cuestión, los sondeos serán perforados por un máximo de 2 máquinas

que operarán simultáneamente durante en horario diurno (de 8 h a 22 h) del día de lunes

a viernes, con posibilidad de trabajar fines de semana y festivos si así fuese solicitado por

la Dirección Técnica de ASTURGOLD. La perforación sólo comenzará tras el visto bueno de

la Dirección Técnica de ASTURGOLD.

Los equipos están homologados y el personal involucrado en los trabajos contará con la

cualificación apropiada requerida por los organismos competentes.

Durante el tiempo de duración de las operaciones se hará un registro fotográfico del

emplazamiento, mostrando una vista general y detalle de las afecciones al terreno

Memoria Técnica

198

8.2.7 Transporte y estudio del testigo

Esta fase es simultánea a la perforación, todos los días se recogerán los testigos extraídos

por las máquinas, se llevarán para su estudio a la nave de almacenamiento y preparación

de muestras que EMC tiene en Campos, a unos 3 kms al este de la zona de sondeos. . El

transporte de las muestras se efectuará con vehículos todo terreno, tipo pickup.

8.2.8 Testificación de sondeos

Previo a cualquier trabajo de testificación se realizará un registro fotográfico de todas las

cajas de testigo, de forma individual, que incluye la foto de la caja con el número de sondeo

y las profundidades de inicio y final de la caja. En la testificación de sondeos se realizarán

dos tipos de estudios o logs, el geotécnico y el geológico. Posteriormente se hará un

registro digital

Geotecnia: El log geotécnico tendrá como objeto la caracterización geomecánica de los

distintos niveles litológicos detectados a lo largo de la traza de la galería a ejecutar. Se

realizará la testificación de todos los testigos de sondeos según la norma British Standard

BS5930. La descripción de los sondeos se realizará en tramos pequeños, en torno a 4

metros de longitud, con las mismas características litológicas y geotécnicas. En cada tramo

se mide la recuperación total del testigo (TCR), el testigo sólido recuperado (SCR), el

índice de calidad de la roca (RQD), número de fracturas por metro de sondeo, relleno y

rugosidad de esas fracturas, resistencia a la carga puntual de la roca, meteorización y

presencia de agua. A cada uno de estos parámetros se le asigna un valor, según tablas

publicadas. Estos valores se van sumando hasta obtener un número de RMR (Bieniawski,

1989), comprendido entre 0 y 100. Este número asigna al material una Clase de Macizo

Rocoso (“Rock Mass Class”) y permite obtener un valor típico del ángulo de fricción y

cohesión del material. Los datos obtenidos permitirán, también, determinar un valor del

índice de calidad de la roca para túneles Q (Barton et al. 1974), estos estudios se realizarán

en los testigos de los sondeos geotécnicos, en el resto de sondeos: relleno y metalurgia,

sólo se harán de forma sistemática, medidas de TCR, SCR y RQD.

Geología: El log geológico tendrá como principal objetivo la caracterización litológica de

los sondeos. Para ello se registran los diámetros y las profundidades. Posteriormente se

realiza una descripción de litologías, es decir se clasifican los tipos de rocas. Incluyendo las

alteraciones hidrotermales: propilítica, albilítica, hongo rock, …, las mineralizaciones y

tipo de la mineralización. También se medirán todos los ángulos de superficies

observables en el testigo respecto al eje del sondeo (estratificación, esquistosidad,

diaclasas, vetas, filones, alteraciones…). También se realizan esquemas puntuales de

elementos singulares como características nuevas, cruce de mineralizaciones, algún tipo

de curiosidad. El paso siguiente de la testificación es marcar las muestras en las cajas en

función de las observaciones realizadas, como tipos de roca, alteraciones,

mineralizaciones. Después se corta el testigo a la mitad, medio testigo va para las muestras

y el otro medio se conserva para posibles estudios geológicos o de otro tipo.

Memoria Técnica

199

Para las muestras se cogen los tramos marcados, metiendo medio testigo en bolsas de

plástico etiquetadas con el número que le corresponda. La etiqueta se genera con el

programa informático de sondeos, es autoadhesiva, y lleva un diagrama de barras, y una

numeración que incluye en número de sondeo y la profundidad del fin de la muestra.

Como operación final se realizará un registro digital o base de datos, con todos los datos

obtenidos en la testificación de los sondeos, que serán la base para la interpretación

geológica, cálculos de reservas y planificación de la explotación.

8.2.9 Desmovilización de equipos

Una vez finalizada la perforación y cuando la Dirección Técnica de EMC considere que no

es necesario mantener la sonda en el emplazamiento, los equipos y material auxiliar serán

desmantelados y movilizados a otro emplazamiento.

Tras la terminación de todos los sondeos se desmovilizará material y personal de la misma

manera que fue movilizado hasta la obra.

8.2.10 Cierre del emplazamiento

Fase en la que, tras la retirada de la sonda y material auxiliar y residuos, se procede a la

restauración del emplazamiento.

En algunos sondeos se podrán revestir las paredes con tubería de PVC a fin de mantener el

pozo abierto para futuras investigaciones geofísicas o control de niveles freáticos. En estos

casos se mantendrá un pequeño registro en el lugar del emboquille a fin de proteger la

integridad del pozo.

En caso de que no se prevea la necesidad de reutilizar el pozo, se extraerá el entubado y se

tapará el pozo a una profundidad de 20-30 cm con una tapa metálica de modo que pueda

ser detectado el emplazamiento con un detector de metales una vez que el área haya sido

restaurada.

Tras la terminación de la perforación y retirada de maquinaria y equipos, el área será

restaurada según el protocolo vigente y práctica de la empresa, con la disposición última

sobre ellas del nivel de suelo previamente retirado, a fin de dejar el terreno en su estado

inicial.

Durante la perforación del sondeo o cuando haya sido finalizado, se medirá la posición

exacta del emboquille, utilizando tecnología de GPS diferencial, ya que a menudo hay una

ligera diferencia entre la coordenada planeada y la perforada.

Los lodos generados en la perforación al considerarse no peligrosos, una vez secados se

enviarán a un gestor autorizado para su correcta gestión.

Memoria Técnica

200

8.2.11 Comprobación de la calidad de la rehabilitación

Tras el abandono de cada emplazamiento se hará un registro fotográfico, desde el mismo

punto que en los registros anteriores, para comprobar la correcta restauración del

emplazamiento.

8.2.12 Áreas afectadas y gestión de suelos

La zona objeto de estudio ya ha sido investigada en el pasado por varias empresas

mineras. EMC llevará un registro fotográfico de las áreas afectadas por las labores de

perforación de los sondeos de investigación que realice. El registro será previo a la

preparación de los emplazamientos, durante la perforación tras el cierre y restauración de

los emplazamientos.

De forma general, se retirarán íntegramente los horizontes A+B del perfil edáfico y la

cobertera vegetal con anterioridad a la instalación de la maquinaria, con el objetivo de ser

dispuestas nuevamente sobre el terreno tras el abandono del emplazamiento y cierre y

retirada de los depósitos de decantación prefabricados.

A fin de prevenir el desarrollo de un posible conato de incendios, se hará una limpieza de

la vegetación en un área de 3 m entorno al recinto en que se instalen la sonda,

compresores y generadores para iluminación nocturna.

8.2.13 Volumen estimado de preparación y acondicionamiento del terreno

Los movimientos de tierra previstos serán mínimos. Consistirían en la preparación de una

serie de vías de acceso, limpieza y nivelación del terreno en un área de unos 10 x 5 m para

permitir instalar las sondas y su correcta nivelación. La limpieza del terreno consistirá en

la retirada de la cubierta vegetal (se respetarán las especies arbóreas) y el suelo será

apilado separadamente para su posterior restitución al tras el abandono de la obra.

8.2.14 Suministro y consumo de agua

Para el sistema de refrigeración y lubricación del tren de perforación se emplea agua

inyectada por el interior de la tubería de perforación, hasta alcanzar la corona de corte. La

circulación de agua hará que ésta junto con residuos de roca salga por la boca del sondeo,

siendo derivada a una depósito de decantación de acero de 2x2x0,6 m prefabricada

situada junto al sondeo. Desde la depósito de decantación se recirculará el agua en circuito

Memoria Técnica

201

cerrado para minimizar su consumo y reutilizar los lodos de perforación. La cantidad de

agua necesaria para cada sondeo es variable, dependiendo sobre todo de las pérdidas o

ganancias que puedan ocurrir por el corte de acuíferos durante la perforación.

Inicialmente se trabajará con 4.000 litros para los sondeos a rotación.

El agua necesaria se traerá el agua en cisternas preparadas al efecto. El agua será agua

limpia, empleándose aditivos polímeros que favorezcan la refrigeración y lubricación de la

columna de perforación.

8.2.15 Vertidos y residuos

Durante la perforación de los sondeos se instalarán bidones de basura para los distintos

tipos de residuos líquidos y sólidos. Estos bidones serán posteriormente retirados y

vaciados en puntos autorizados de recogida de basuras o puntos verdes.

Todas las empresas de perforación están certificadas como recolectores de residuos de

hidrocarburos que se puedan generar en el proceso. La gestión de los residuos de

hidrocarburos es manejada directamente por estas entidades.

Como ya se ha comentado los lodos de perforación sobrantes, caracterizado como residuo

no peligroso se enviarán a un gestor autorizado para su correcta manipulación y gestión.

8.3 GALERIA DE INVESTIGACION

Dentro de las actividades complementarias de investigación está la construcción de una

galería de investigación de 2.700 m para realizar la campaña previa de sondeos de

interior. Tal como se comenta en esta memoria la realización de esta galería servirá en un

futuro para la extracción mediante cinta del mineral para el beneficio del oro.

Este capítulo resume de forma simple la ejecución de la misma y será complementado con

el apartado de esta memoria en la galería de producción o explotación.

Las actuaciones proyectadas consisten en la construcción de una rampa con pendiente

negativa del -14% con una longitud de unos 2.143 m lineales en roca estéril para

aproximarse a la estructura mineralizada y luego a partir de la anterior iniciar una galería

paralela al mineral con una longitud de unos 454 metros y pendiente de -4%. Se completa

también el proyecto con tres pozos de ventilación. El primero de los pozos a realizar se

proyecta por la necesidad de favorecer la ventilación natural de la excavación y reducir el

fondo de saco máximo en ejecución a la distancia de 1563 metros desde el emboquille, de

manera que se pueda minimizar la potencia mínima necesaria de los ventiladores. Tiene

una longitud aproximada de 219 metros y es prácticamente vertical. El segundo de los

Memoria Técnica

202

pozos, de unos 289 m de longitud, se situaría a unos 2252 metros del emboquille, ya en la

zona de pendiente -4%, y calaría, en superficie, al sur del yacimiento, al norte de la

carretera nacional N-634. El tercer pozo, de 307m de longitud aproximadamente, se

ejecutaría partiendo del final de la galería principal y estaría situado al norte del mineral

8.3.1 Descripción de las obras

La finalidad de efectuar labores mineras subterráneas es, en inicio, dar acceso para una

mejor caracterización del yacimiento de Salave, para posteriormente, permitir la

explotación del yacimiento a través de ella.

Emboquille

El emboquille se situará al sur del yacimiento y de la futura Autovía del Cantábrico, a unos

3,5 Km. de la localidad de Tapia de Casariego y unos 2,5 Km. del yacimiento, a una cota

aproximada de 50 metros sobre el nivel del mar.

Dado que la zona donde se pretende iniciar la galería posee una topografía relativamente

horizontal, es necesario realizar una excavación en caja para ganar profundidad y obtener

un talud de frente casi vertical a partir del cual comenzar la galería propiamente dicha. Los

terrenos que acogerán el emboquille son, en su capa más superficial, suelos y tierra

vegetal hasta 1.5 metros de profundidad aproximadamente, pasando luego a alternancias

de capas de pizarras y cuarcitas de potencia variable pero, previsiblemente en un estado

de meteorización elevado, hecho que facilitará la excavación pero hará necesaria la

utilización de elementos de sostenimiento y contención de los taludes resultantes.

Memoria Técnica

203

Figura: 87. Vista general emboquille galería investigación

Galería Investigación

Esta rampa tendrá una longitud de unos 2.143 m de trazado recto descendente con un

14% de pendiente. La sección de excavación y definitiva de la galería es de 24.81 m2

invariable a lo largo de todo el trazado, salvo en los primeros 100-200 metros desde el

emboquille, ya que la probable necesidad de colocar cuadros metálicos de sostenimiento y

sellado de gunita debido a la inestabilidad del terreno propia del comienzo de ejecución

del hueco, requerirá una sobre excavación de aproximadamente 0.25-0.5 metros por

hastial, con el fin de conservar los gálibos efectivos de paso de maquinaria tras la

colocación de dicho sostenimiento. Esta sección de galería, está pensada para permitir el

desescombro simultaneo mediante camiones convencionales y cinta transportadora,

además de mantener el galibo respecto al resto de servicios auxiliares (ventilación,

tuberías, etc.). A partir de estos 2.143 metros de galería se continúa, como se ha dicho, a lo

largo de los siguientes 454 metros con una pendiente negativa del 4% para aproximarse a

la masa mineralizada.

Planta de Hormigón:

Como se ha mencionado, los trabajos de ejecución de la galería subterránea se realizarán

durante 24 horas al día y 7 días a la semana. Esta circunstancia, hace necesario la

disponibilidad continua de hormigón, tanto para la fabricación de gunita de proyección

para sostenimiento como para la extensión de solera cuando los ritmos productivos así lo

determinen.

Para no sufrir dependencia horaria de las plantas de hormigón cercanas, que difícilmente

o a costos elevados, podrían suministrar hormigón, por ejemplo, en horario nocturno, en

fines de semana o festivos, se plantea la instalación de una pequeña planta de hormigón en

la zona de instalaciones auxiliares exteriores a la mina, para una producción nominal

aproximada de 80 m3/h.

Memoria Técnica

204

Figura: 88. Vista general emboquille galería investigación

Equipación.

La equipación estándar de este tipo de plantas consta de:

Grupo Dosificador de Áridos.

Se trataría de un conjunto compacto para el almacenamiento, la dosificación y el pesado de

áridos, previsto para realizar pesadas de hasta 3 m3 y que, en ciertos casos, se entrega

totalmente montado sobre un chasis, lo que facilita su instalación en el lugar necesario.

Este grupo se compone, en resumen, de tolvas de almacenamiento de áridos, con

capacidad total aproximada de unos 12 m3, cierres de casco, báscula para pesaje de áridos

y los componentes del hormigón, cintas de transporte de áridos, etc.

Grupo Soporte de Silos de Cemento y Básculas.

Comprendiendo la cinta transportadora de elevación y descarga en cuba hormigonera,

basculas de cemento y de agua, tornillos transportadores, silos y complementos y

canaletas de carga.

Chasis soporte y tren de rodadura para transporte dentro de los terrenos de la obra.

Memoria Técnica

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Accionamientos.

De tipo neumático mediante electroválvulas, filtros, manómetros, compresor de

aproximadamente 5.5 CV y calderín de 500litros, tuberías y racoraje. Automatismos

informáticos e instalación eléctrica.

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Figura: 89. Sección transversal galería

Pozos Intermedios

Se completa el proyecto con tres pozos de ventilación de sección circular de diámetro

aproximado de 3.6m, a realizar mediante Raise-Boring. El primero se proyecta por la

necesidad de favorecer la ventilación natural de la excavación y reducir el fondo de saco

máximo en ejecución a la distancia de 1563 metros desde el emboquille, de manera que se

pueda minimizar la potencia mínima necesaria de los ventiladores. Tiene una longitud

aproximada de 219 metros y es prácticamente vertical. Este punto, en superficie, se

situaría fuera de los limites definidos por el POLA (Plan de Ordenación del Litoral

Asturiano), que coinciden aproximadamente con la carretera nacional N-634. Este pozo,

en cuanto a su diámetro, está pensado, además de cómo vía de ventilación, para albergar,

en condiciones suficientes de seguridad, un sistema de elevación y rescate tipo Alimak,

para ser utilizado como salida de emergencia de personal, junto con posibles servicios

adicionales de abastecimiento a mina (electricidad, aire, agua, etc.).

El segundo de los pozos, de unos 289 m de longitud, se situaría a unos 2252 metros del

emboquille, ya en la zona de pendiente -4%, y calaría, en superficie, al sur del yacimiento,

al norte de la carretera nacional N-634. El tercer pozo, de 307m de longitud

aproximadamente, se ejecutaría partiendo del final de la galería principal y estaría situado

al norte del mineral. Al igual que el primero de los pozos, este también se utilizaría como

vía de escape de emergencia.

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Figura: 90. Sección longitudinal galería

8.4 Sondeos de Definición de los Cuerpos Minerales

Una vez realizados los desarrollo del primer cuerpo mineral al que se accede, que

corresponde al nivel superior del 11 A, se ha planificado la realización de abanicos de

sondeos 15 X 15 metros, ya que, aparte de definir los límites del cuerpo correspondiente

11 A, nos permite, dada su posición, definir también los límites de varios cuerpos

minerales próximos entre los que están el 36 A, 18 A y 18 B, que, además de estar muy

cercanos entre sí, son los más grandes y contienen más de 2Mt de mineral, por lo que su

dimensionamiento y método de explotación debe de ser definido con precisión para

recuperar el máximo de toneladas y sincronizarlo con el resto de la explotación.

Figura: 91 Sondeos de definición cuerpos minerales

Memoria Técnica

208

La realización inicial de la galería de acceso superior al cuerpo 11 A, nos permitirá

también pasar por zonas de mineral y conocer con más detalles y antes de la explotación,

las características resistivas de la roca, así como las estructuras que definen la continuidad

de la mineralización.

Aunque la densidad de sondeos inicial que se propone para la definición de los limites es

de 15 x 15 metros, ésta podrá ser mayor o menor dependiendo del grado de continuidad

de los cuerpos. Se propone sondear inicialmente las secciones impares (cada 30 metros) y

continuar luego con las pares, quitando sondeos donde se considere que no son necesario

o incluso añadiendo nuevas secciones en aquellas zonas que lo requieran con el fin de

definir mejor los limites y reducir las diluciones.

A continuación se muestra la planta y secciones comentadas para el cuerpo 11 A y otros.

Figura: 92. Planta Cuerpo 11A

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Figura: 93 Sección 1 cuerpo 11A

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La fase de sondeos de definición será parecida para cada cuerpo que se vaya a explotar,

bien en la galería de acceso superior o en la inferior, se diseñará una campaña de sondeos

con densidad y plan de perforación similar al definido anteriormente para la 11 A. A

continuación se pueden ver la campaña de sondeos del cuerpo 36 B

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Figura: 102 Planta cuerpo 36B

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Figura: 103 Sección 1 cuerpo 36B


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9 METALURGIA

9.1 INTRODUCCIÓN

El proyecto de Salave ha sido investigado anteriormente por otras empresas y existe una

cantidad importante de información que nos ha servido de base complementaria para la

definición del método de explotación y de tratamiento.

Aunque desde el punto de vista minero el Yacimiento de Salave no difiriere de otros

yacimientos de oro similares, desde el punto de vista metalúrgico tiene la dificultad de que

se trata de oro refractario, es decir, no accesible por métodos convencionales de

tratamiento (lixiviación). El oro se encuentra ocluido en sulfuros metálicos, lo que obliga a

una oxidación previa de dichos sulfuros para liberar el oro y sea así posible separarlo

mediante lixiviación.

En líneas generales el proceso se debe de basar en una flotación global de sulfuros, una

oxidación de los concentrados de flotación obtenidos y una lixiviación final del oro

contenido en los concentrados oxidados.

Tanto la flotación como la lixiviación son procesos comunes en plantas mineras y con

suficiente tecnología desarrollada para su diseño y ejecución. En cambio la oxidación, ya

sea a presión con autoclaves o mediante biolixiviación, son técnicas más nuevas que se han

desarrollado fuertemente en los últimos 25 años. Se aplican ya a un número importante de

proyectos mineros, lo que hace que la tecnología y el conocimiento de estos procesos se

haya optimizado para unos costes razonables en comparación con los conocimientos que

se tenían al respecto cuando las empresas anteriores estudiaron el proyecto de Salave.

9.2 PROCESO

La determinación del proceso metalúrgico más apropiado obedece a un conjunto de

factores clave que permiten la viabilidad del proyecto:

o Medioambiente

o Seguridad

o Inversión de capital

o Costes de operación

o Recuperación del metal

o Flexibilidad del proceso

o Riesgo técnico

Memoria Técnica

222

o Operabilidad

o Mantenimiento

Para establecer método de tratamiento óptimo del mineral de Salave se han analizado

todas las pruebas metalúrgicas realizadas durante las fases de investigación previas a Río

Narcea Gold Mines. Posteriormente RNGM ha realizado diversas pruebas para optimizar la

ruta de tratamiento, con el estudio de muestras representativas de todo el yacimiento,

incluyendo las zonas más profundas del sector NW.

Los estudios mineralógicos de Salave indican que menos del 15% del oro del yacimiento se

encuentra como “oro libre” susceptible de ser lixiviado directamente con recuperaciones

muy bajas comprendidas entre un 5% y un 20%. La molienda ultrafina de la mena (95%

inferior a 45 micras) tampoco incrementa la recuperación por lixiviación directa (AARL,

1986). El 75% del oro restante es refractario y se encuentra encapsulado en los sulfuros,

principalmente arsenopirita. La concentración de Au asociado a la arsenopirita es unas 15

veces mayor que el asociado a la pirita. Localmente puede ser importante la presencia de

estibina (antimonita) y, ocasionalmente, de auroestibina.

Asumiendo que la mayor parte del oro de Salave es refractario, todas las líneas de

investigación para la recuperación del oro se han enfocado en determinar el método

óptimo para la oxidación de los sulfuros sobre un pre-concentrado (por flotación) y su

posterior lixiviación.

La mayor parte de las pruebas de flotación realizadas en Salave se han establecido para la

obtención de un concentrado de grano fino (85% menor de 75 micras). Estas pruebas han

resultado positivas con recuperaciones de Au superiores al 95% y un producto final con

leyes entorno a 50-70g/t de Au, alrededor de 6% de As y 0.3% de Sb. Los intentos para

separar la estibina del resto de sulfuros han resultado negativos.

Para la posterior oxidación de los sulfuros, se han valorado diversos métodos alternativos

de los cuales los 2 más apropiados para el yacimiento de Salave son:

o Oxidación por presión a alta temperatura en autoclave (POX).

o Bio-oxidación convencional (BIOX).

Desde el punto de vista de inversión, el caso mas desfavorable es la oxidación por presión

en autoclave (POX) y será considerada como “caso base” del proyecto de Salave por los

siguientes motivos (Ausenco, 2004):

o Inversión de capital: Es relativamente alta debido principalmente al coste de la

autoclave y del equipo auxiliar de alta presión, así como la planta de producción de

oxígeno. No obstante, tiene la ventaja de que los resultados obtenidos a escala

laboratorio, son más rápidos, y adicionalmente, permiten establecer diseño y,

Memoria Técnica

223

consecuentemente un presupuesto muy fiable para el diseño de la planta a escala

real con pocas variaciones imprevistas.

o Las concentraciones de sulfuros del yacimiento de Salave son favorables para el

circuito POX ya que generan suficiente calor para que el proceso se desarrolle

correctamente sin necesidad de calentamiento adicional.

o Las recuperaciones de Au que se obtienen a partir del circuito POX son típicamente

muy altas (>95%).

o El circuito POX es muy versátil y permite tratar concentrados con diferentes

mineralogías y leyes de sulfuros muy variables.

o El circuito POX utiliza una tecnología desarrollada y comercializada por diferentes

proveedores Bateman, Dynotec, por lo que los costes de patente tecnológica son

mínimos.

En cualquier caso, se procederá a efectuar las correspondientes pruebas de lixiviación

bacteriana, que serán incorporadas y, en el supuesto de que los resultados sean similares,

permitirán reducir la inversión sin modificar ningún parámetro ni técnico ni medio

ambiental.

9.3 ANTECEDENTES

A continuación se resumen los estudios metalúrgicos realizados por las compañías que

previamente investigaron el yacimiento de Salave:

Lakefield Research (1970-71), de parte de IMEBESA.

Muestra: Se preparó una muestra compuesta por 12 muestras individuales de sondeos,

con una ley media de 8.4g/t Au, 3.3% S, 1.4% As y 0.19%Sb.

Molienda: 85% menor de 75 micras

Flotación: Se consiguió un concentrado del 8.9%, con una ley de 77 g/t de Au, 13.84% de

As y 1.55% de Sb, siendo las recuperaciones de 95.9%, 95.5% y 93.5% respectivamente. Se

intentó separar la estibina del resto de sulfuros y la pirita de la arsenopirita, con

resultados negativos.

Lixiviación: La lixiviación directa de la muestra inicial con 3 Kg/t de NaCN durante 48h,

obtuvo una extracción del 13.5% de Au. La lixiviación directa del concentrado con 10Kg/t

de NaCN en 24h obtuvo una recuperación del 5.8% de Au.

Tostación: La tostación del concentrado a 600ºC y posterior lixiviación con 12.5Kg/t de

NaCN, durante 48h obtuvo el 61.5% de Au.

Memoria Técnica

224

La tostación del concentrado a 700ºC y posterior lixiviación con 35Kg/t de NaCN, durante

30h, obtuvo el 52% de Au. La tostación del concentrado con 5% de C, a 650º y posterior

lixiviación con 10Kg/t de NaCN, durante 24h, obtuvo el 79% de Au.

Rio Tinto (1972)

Muestra: Se preparó una muestra compuesta por 6 muestras individuales, con una ley

media de 8.2g/t Au, 2.15% S, 0.94% As y 0.14%Sb.

Flotación: Se obtuvieron recuperaciones de 93% Au, 90% S, 97% As y 10% Sb.

Rio Tinto (1973)

Muestra: Se preparó una muestra compuesta por 6 muestras individuales, con una ley

media de 8.2g/t Au, 2.15% S, 0.94% As y 0.14%Sb.

Flotación: No se dispone de resultados de detalle, pero las recuperaciones de Au eran

variables entre 85% y 92% con leyes entre 110 y 220 g/t de Au.

Lixiviación: No hay indicación de lixiviación directa ni en el mineral ni en el concentrado.

Tostación: La tostación del concentrado a 600º y posterior lixiviación durante 48h en una

solución al 0.1% de NaCN, con un pH inicial de 10.0 y un ratio líquido/sólido de 5/1,

sometido a un proceso de agitación mecánica, obtuvieron recuperaciones de Au

comprendidas entre el 83 y 95%.

Warren Springs (1976) de parte de Gold Fields Ltd.

Realizaron un estudio mineralógico a partir de una separación por líquidos pesados de

una muestra con una ley de 2.59 g/t Au. Se obtuvo una fracción de líquido pesado con una

ley media de 33.8 g/t Au que contenía un 73% del oro de la muestra de cabeza. El examen

mineralógico de esta fracción mostraba la presencia de 6 partículas de oro grueso con

diámetros comprendidos entre 20 y 150 micras.

El resto del informe consiste en la descripción microscópica de la mineralogía de diversas

muestras de la mineralización.

Anglo American Research Laboratories (“Report.1”, Oct-1981),

Muestra: Se prepararon dos muestras compuestas por muestras individuales de sondeos.

Una de baja ley y otra de alta ley:

AU (G/T) AG (G/T) CO3 (%) AS (%) SB (PPM) SSULF.(%)

BAJA LEY 0,95 0,04 8,5 0,22 250 1,9

MEDIA LEY 2,60 0,34 8,4 0,48 210 1,8

ALTA LEY 4,23 0,30 7,5 0,37 850 2,2

Tabla 60.Análisis muestras AARL (1981)

Memoria Técnica

225

Flotación: Las condiciones de la flotación fueron las mismas que las desarrolladas en las

pruebas de Río Tinto, obteniendo un concentrado con recuperaciones del 94-95% de Au

con leyes de 26 g/t de Au para la baja ley y de 61 g/t para la muestra de alta ley.

Tostación/ Lixiviación: Todas las pruebas de lixiviación fueron realizadas después de una

tostación del concentrado a 650º. La lixiviación con 3Kg/t de NaCN, un ratio líquido

/sólido de 2/1, durante 18h, obtuvo unas recuperaciones del 75% y 70% para la alta y

baja ley respectivamente.

Anglo American Research Laboratories (“Report.2”, Enero-1982),

Muestra: Se utilizó la misma muestra del estudio anterior.

Estudio mineralógico: Se examinó una muestra del concentrado observando que el 30%

del oro estaba libre, con partículas de tamaño variable entre 10 y 200 micras. El 70%

restante estaba asociado a sulfuros. Se observó que la relativamente pobre recuperación

de oro obtenida en la lixiviación después de la tostación en el estudio (Oct-1981), era

debida a que, durante la tostación, el arsénico y el antimonio se impregnaban en la

hematites, obstruyendo la porosidad e inhibiendo la disolución de oro en la posterior

lixiviación.

Flotación: Se realizaron 2 pruebas con la intención de separar la estibina del resto de

sulfuros, con resultados negativos. Se realizó un concentrado para investigar diversas

rutas de lixiviación.

Lixiviación: Se realizó la lixiviación del concentrado después de haber sido sometido a

diversas rutas de tratamiento convencionales y especiales, con extracciones de oro

comprendidas entre el 12% y el 83%. Estos valores relativamente bajos se atribuían a la

presencia de componentes de As y Sb obstruyendo la porosidad de la hematites, en los

métodos convencionales con tostación, o bien a la incompleta oxidación de los sulfuros en

la lixiviación por presión.

Lixiviación (oxidación) por Presión: Se realizó una prueba de lixiviación por presión

directamente sobre mineral, como alternativa a la flotación y posterior tostación, con

recuperaciones del 93%. Este método tiene el inconveniente de que la abundancia de

carbonato (17%) en la roca alterada puede significar un problema para la cinética del

proceso de oxidación.

Anglo American Research Laboratories (“Report.3”, Julio-1982),

Muestra: Se preparó una muestra compuesta por 26 muestras individuales de sondeos,

con una ley media de 2.48 g/t Au, 0.18 g/t Ag, 0.3% As y 46 ppm Sb. Las muestras fueron

seleccionadas específicamente con valores bajos de Sb.

Flotación: La flotación funcionó correctamente con recuperaciones alrededor del 95%

obteniendo un concentrado de 34% S, 60 g/t Au, 4 g/t Ag, 6.8% As y 920 ppm Sb.

Memoria Técnica

226

Lixiviación: Lixiviación directa de los concentrados de la flotación con recuperaciones del

45%.

Tostación: Se procedió a la tostación a 650º y 690º y posterior lixiviación de las cenizas

con recuperaciones del 61.7% y 77.8% respectivamente.

Lixiviación (oxidación) por Presión: Sobre el concentrado de flotación y posterior

lixiviación con una recuperación final del 96.4%.

Sobre la roca mineralizada, después de haber sido atacada con ácido para eliminar los

carbonatos. La recuperación obtenida por cianuración fue del 96.4%.

Anglo American Research Laboratories (“Report.4”, Agosto-1982),

Este estudio confirmó la necesidad de realizar una preparación previa de la roca

mineralizada para mantener una cinética aceptable durante la posterior oxidación de los

sulfuros.

Anglo American Research Laboratories (“Report.5”, Noviembre-1982),

Muestras: Se prepararon 3 muestras compuestas por muestras individuales de sondeos.

Una de baja ley, otra de ley media y una de alta ley:

AU (G/T) AG (G/T) CO3 (%) AS (%) SB (PPM) SSULF.(%)

BAJA LEY 0,95 0,04 8,5 0,22 250 1,9

MEDIA LEY 2,60 0,34 8,4 0,48 210 1,8

ALTA LEY 4,23 0,30 7,5 0,37 850 2,2

Tabla 61. Análisis Muestras AARL 1982

Flotación: Se realizó la flotación con las condiciones estándar obteniendo recuperaciones

del 93,7%, 97,1% y 96,4% para la baja, media y alta ley respectivamente.

Lixiviación (oxidación) por presión: Se realizaron varias pruebas de lixiviación por presión,

la mayoría sobre concentrados de la flotación de la muestra de ley media y se obtuvieron

recuperaciones comprendidas entre el 97% y 98% Au.

Anglo American Research Laboratories (“Report.6”, Julio-1983),

Muestra: Se preparó una muestra compuesta por varias muestras individuales de sondeos

con una ley media de 3,65 g/t Au, 0,23 g/t Ag, 0,90% As 0,02% Sb y 2,4% de sulfuros.

Flotación: Se realizó la flotación con las condiciones estándar obteniendo una

recuperación del 96,4% Au con una ley de 54 g/t Au .

Lixiviación: Se realizaron diversas pruebas de lixiviación directa sobre la roca

mineralizada a diferentes tamaños de molienda obteniendo recuperaciones comprendidas

entre el 5% y 20% Au. Por otra parte se realizaron varias pruebas de lixiviación directa

Memoria Técnica

227

sobre diferentes tamaños de molienda del concentrado de la flotación obteniendo

recuperaciones comprendidas entre el 17% y 18% Au.

Anglo American Research Laboratories. (“Report.7”, Agosto-1983),

Muestra: Se utilizó la misma muestra que en el estudio anterior.

Estudio mineralógico: Se confirmó que entre el 75% y 80% del oro estaba asociado a

sulfuros (pirita y arsenopirita) como partículas encapsuladas de tamaño inferior a una

micra.

Lixiviación: Se realizaron diversas pruebas de lixiviación directa sobre la roca

mineralizada, obteniendo recuperaciones alrededor del 20% Au.

Anglo American Research Laboratories (“Report.8”, Noviembre-1983),

Muestra: Se preparó una muestra con una ley media de 2.70 g/t Au para realizar pruebas

de lixiviación directa de la roca mineralizada machacada a 12mm, en columnas de

lixiviación, obteniendo una recuperación del 12% Au en 15 días. El residuo fue machacado

por debajo de 1.65mm y posteriormente re-lixiviado durante 22 días obteniendo una

recuperación total del 48% Au.

Anglo American Research Laboratories (Junio-1985)

Muestra: Se utilizó la misma muestra de los apartados j) y k), con una ley media de 3.65 g/t

Au, 0.23 g/t Ag, 0.90% As 0.02% Sb y 2.4% de sulfuros.

Estudio mineralógico: Se estudió la relación del Au asociado a sulfuros estableciendo que el

85% del oro está asociado con la arsenopirita.

Lixiviación bacteriana: Se realizó un intento de oxidación bacteriana sobre un concentrado

de la flotación. Después de la oxidación del 5% de los sulfuros, se recuperaba más del 95%

de Au.

BioMet-Glamis (Oromet), Enero-1989

En Abril del 1988 Biomet inició unas pruebas de bio-oxidación en columnas con muestras

compuestas por muestras individuales de sondeo. En total se prepararon 14 muestras,

completando la bío-oxidación en columnas al cabo de 180-200 días. Se fueron extrayendo

muestras de las columnas a lo largo del proceso para ser lixiviación y realizar una curva de

extracción de Au en función del tiempo. Los resultados confirmaron que, bajo ciertas

condiciones de lixiviación, se podía obtener, de forma consistente, una recuperación de Au

comprendida entre 70% y 85%.

Newmont metallurgical services (Oct-1990)

En un memorando interno de Newmont se pone en conocimiento los resultados de las

pruebas de bioxidación realizadas por Glamis, (Oromet), sobre 4 muestras representativas

Memoria Técnica

228

del yacimiento, con leyes de Au comprendidas entre 3.4 - 7.0 ppm, 0.5 - 1.0% As y 0.8 –

3.0% S/S. La muestra 1 procedía del mineral localizado entre cota 0 y -100 m. La muestra

2 procedía del mineral localizado entre -100 y -200 m. La muestra 3 procedía de mineral

“hongo rock” de superficie y la muestra 4 procedía de “hongo rock” con alto contenido en

sulfuros. Las pruebas se realizaron en columnas de 250 mm de diámetro y entre 2000 y

3000 mm de alto, en las que se introducía la muestra previamente machacada a ¼”, ½”, ¾”

y 1”. El proceso se realizó durante 150 días. La recuperación de Au obtenida fue del 75%

en la muestra 1, con tamaño de ¼”. La muestra 2 recuperó el 81% a ¼” y 70% a ¾”. La

muestra 3 recuperó 35% a ¾” y 77% a ¼”.

Por otra parte, Newmont Metallurgical Services, 1990 inició unas pruebas sobre diferentes

menas del mineral de Salave, para determinar la capacidad de ser bio-oxidadas con

Tiobacillus ferrooxidans, previamente a la lixiviación. En un memorando interno se

menciona la necesidad de mantener un grado de acidez óptimo para el crecimiento de las

bacterias. La presencia de carbonato en la roca mineralizada consume el ácido generado

durante la bio-oxidación y el proceso bacteriano disminuye radicalmente.

9.4 SELECCIÓN Y OPTIMIZACIÓN DE LA RUTA DE TRATAMIENTO

Una vez evaluadas todas las pruebas metalúrgicas previas, EMC realizó un estudio

completo en 2005 para la confirmación y mejora de los resultados obtenidos en cuanto a

recuperaciones y procesos y también de los avances tecnológicos en cuanto a la lixiviación

a presión y biolixiviación, los cuales han tenido un avance importante en cuanto a su

conocimiento y utilización en proyectos mineros durante los últimos años.

El estudio se contrató a la compañía Ausenco Limited con base en Perth, Australia

(“Metalurgical testwork report”, Ausenco, 2005). En el estudio no se realizaron pruebas de

tostación para la oxidación de los sulfuros ya que se consideró claramente demostrada la

inviabilidad del proceso para el mineral de Salave, dadas las bajas recuperaciones de Au

que se obtenían.

Para realizar el estudio se prepararon 2 muestras representativas de todo el yacimiento de

Salave, incluyendo las zonas profundas que no habían sido investigadas anteriormente. La

muestra 1 se seleccionó de la parte más superficial del yacimiento con una ley aproximada

de 4 g/t Au y con un ratio pirita/arsenopirita mayor que la muestra 2, correspondiente a la

parte profunda del yacimiento, con abundante arsenopirita acicular y con una ley media

superior a 10 g/t Au.

Las pruebas realizadas fueron las siguientes:

o Analítica por duplicado de diversos elementos clave para la metalurgia (Au, Ag, As,

Fe, Sb, Ctotal, Corganico, CO3, Stotal y Ssulfuro).

o Lixiviación directa a diferentes tamaños de molienda y bajo diferentes condiciones.

Memoria Técnica

229

o Flotación con diferentes reactivos.

o Optimización del tamaño de molienda.

o Oxidación a presión en autoclave

o Oxidación bacteriológica

9.4.1 Lixiviación directa

El estudio realizado por la compañía australiana Ausenco Limited, consta de diversas

pruebas con el objetivo de determinar si la extracción de Au por lixiviación directa en el

mineral de Salave es un proceso viable.

Muestra: Se utilizaron las dos muestras descritas con anterioridad. La muestra 1 se

seleccionó de la parte más superficial del yacimiento con una ley aproximada de 4 g/t Au y

con un ratio pirita/arsenopirita mayor que la muestra 2, correspondiente a la parte

profunda del yacimiento, con abundante arsenopirita acicular y con una ley media


Los resultados indican que con una molienda del 80% < a 75 micras se obtiene una

recuperación de Au comprendida entre 11.5% y 40.5% dependiendo del tipo de mineral.

Estos valores se mejoran con una molienda ultrafina del 80% < a 11 micras, obteniendo

recuperaciones comprendidas entre 43.3% y 70.3%. De todas formas, el estudio concluye

que el coste energético para obtener una molienda ultrafina del mineral de Salave no es

compensado con las recuperaciones obtenidas con la lixiviación directa. Por tanto la

lixiviación directa es un proceso cuya viabilidad para el proyecto de Salave es nula.

9.4.2 Flotación

El estudio realizado por la compañía australiana Ausenco Limited, consta de diversas

pruebas con el objetivo de determinar la capacidad del mineral de Salave de ser

concentrado por flotación.

Se utilizaron las dos muestras descritas con anterioridad. La muestra 1 se seleccionó de la

parte más superficial del yacimiento con una ley aproximada de 4 g/t Au y con un ratio

pirita/arsenopirita mayor que la muestra 2, correspondiente a la parte profunda del

yacimiento, con abundante arsenopirita acicular y con una ley media superior a 10 g/t Au.

o Molienda: 80% < 75 micras

o pH: Natural y 5.5

o Activador: 100 g/t y 200 g/t de CuSO4 (para activar los sulfuros no piríticos).

o Colector:

50 g/t y 150 g/t de Amil-Xantato-Potásico (PAX)

50 g/t y 150 g/t de (SIBX)/Aero3477 (promotor)

Memoria Técnica

230

MUESTRA 1

CONDICIONES DEL ENSAYO RECUPERACIONES

MASA % AU % S %(TOT) AS %

(150 g/t PAX, 200g/t CuSO4, pH

natural) 10,72 97,26 98,90 98,86

(50 g/t PAX, pH 5.5, 100 g/t CuSO4) 9,21 97,54 98,96 98,44

(25 g/t SIBX, 25 g/t Aero3477, pH

natural y 100 g/t CuSO4) 7,20 97,30 98,90 97,40

7,30 97,20 98,90 98,30

Tabla 62 Pruebas flotación muestra 1

MUESTRA 2

CONDICIONES DEL ENSAYO RECUPERACIONES

MASA % AU % S %(TOT) AS %

(150 g/t PAX, pH natural, 200 g/t

CuSO4) 12,20 99,30 98,50 99,10

(50 g/t PAX, pH 5.5, 100 g/t CuSO4) 10,20 99,10 98,50 98,70

(25 g/t SIBX, 25 g/t Aero3477, pH

natural y 100 g/t CuSO4) 7,30 99,10 98,30 98,30

(25 g/t SIBX, 25 g/t Aero3477, pH 5.5

y 100 g/t CuSO4) 8,00 99,20 98,40 98,70

Tabla 63 Pruebas flotación muestra 2

El estudio concluye que las pruebas realizadas con ambas muestras fueron muy positivas,

indicando que en los concentrados generados se obtienen recuperaciones de Au por

encima de 97% lo que permite el posterior tratamiento, tanto, mediante oxidación

bacteriológica como la oxidación por presión. En el estudio se recomienda realizar más

pruebas para optimizar la flotación, con pH natural, utilizando SIBX/Aero3447 y CuSO4

como reactivos

Memoria Técnica

231

9.4.3 Molienda

Para optimizar económicamente el grado de molienda del mineral, se debe investigar si el

incremento que experimenta la recuperación de Au con el grado de molienda compensa

los costes energéticos adicionales.

Para el estudio se utilizaron las dos muestras descritas con anterioridad. La muestra 1 se

seleccionó de la parte más superficial del yacimiento con una ley aproximada de 4 g/t Au y

con un ratio pirita/arsenopirita mayor que la muestra 2, correspondiente a la parte

profunda del yacimiento, con abundante arsenopirita acicular y con una ley media


Molienda: 3 tamaños diferentes

o 80% < 150 micras

o 80% < 106 micras

o 80% < 75 micras

Las muestras fueron sometidas a un proceso de flotación utilizando como reactivos el

SIBX, Aero3477 y MIBC como espumante. El tiempo de residencia en los tanques de

flotación fue de 15 minutos, si bien se tomó muestra a los 2, 5, 10 y 15 minutos del

proceso.

Memoria Técnica

232

Recuperación de Au:

MUESTRA 1

TIEMPO DE FLOTACIÓN

GRADO DE MOLIENDA 2 MIN 5 MIN 10 MIN 15 MIN

150 MICRAS 72,4% 90,3% 94,0% 95,3%

106 MICRAS 70,8% 91,1% 95,7% 96,3%

75 MICRAS 77,4% 94,5% 96,5% 97,3%

Tabla 64. Pruebas Molienda muestra 1

Figura: 110. Recuperaciones de Au en Flotación diferentes tamaños. Muestra 1.

MUESTRA 2

TIEMPO DE FLOTACIÓN

GRADO DE MOLIENDA 2 MIN 5 MIN 10 MIN 15 MIN

150 MICRAS 45,7% 88,7% 95,9% 97,6%

106 MICRAS 75,5% 94,0% 97,4% 98,4%

75 MICRAS 74,2% 95,9% 98,0% 98,3%

Tabla 65 Pruebas molienda muestra 2

70.0%

80.0%

90.0%

100.0%

2 min 5 min 10 min 15 min

150 micras

106 micras

75 micras

Memoria Técnica

233

Figura: 111. Recuperaciones de Au en Flotación diferentes tamaños. Muestra 2

Durante la molienda se obtuvo un índice de abrasión que permite calcular el coste

energético a escala real, en una planta de trituración convencional con una capacidad de

1.0 Mtpa. Posteriormente se realiza un balance económico para cada grado de molienda,

asumiendo un precio de Au de 1.250 US$/Oz.

Los resultados indican que, para la muestra 2 (de alta ley), la molienda a 106 micras es la

más rentable. Para la muestra 1, la molienda más rentable es a 150 micras.

El estudio concluye que sería conveniente conocer con mayor precisión la distribución de

ambas leyes en el yacimiento, si bien el diseño del circuito de molienda debe realizarse

para la obtención de 80% < 106 micras. No obstante, el circuito debe considerar la

posibilidad de moler a 150 micras las zonas más superficiales con ley más baja (Muestra

1), con el consiguiente ahorro energético.

9.4.4 Oxidación a presión

El proceso de oxidación a presión se realiza en un gran recipiente de acero inoxidable,

cerrado herméticamente, denominado autoclave, en el que se introduce y se somete el

mineral a elevada presión y temperatura acelerando la oxidación de los sulfuros,

permitiendo su posterior lixiviación con recuperaciones finales superiores al 95%.

40.0%

50.0%

60.0%

70.0%

80.0%

90.0%

100.0%

2 min 5 min 10 min 15 min

150 micras

106 micras

75 micras

Memoria Técnica

234

El estudio realizado por la compañía australiana Ausenco Limited, contratado por RNGM,

consta de diversas pruebas con el objetivo de optimizar el proceso de oxidación por

presión (POX) del mineral de Salave. El proceso POX se realizaría sobre un concentrado

por flotación disminuyendo drásticamente la masa de mineral a tratar y evitando los

problemas que provocaría el alto contenido en carbonato de la roca mineralizada previa a

la flotación.

Se realizaron 4 ensayos de oxidación a presión sobre mezclas al 50% de muestras

representativas de dos las zonas de la explotación: zona superior (rica en pirita) muestra 1

y zona inferior (rica en arsenopirita) muestra 2.

Las variables estudiadas fueron: tamaño de partículas, temperatura de oxidación,

velocidad de agitación, densidad de alimentación y pH inicial. El tiempo de residencia fue

de 2 horas y la presión de oxígeno 600 kPa.

La variable que ha resultado tener más influencia en los resultados es la temperatura. A

190ºC se obtiene un 72% de oxidación de sulfuros mientras que a 210ºC la oxidación es

total. Pese a ello, la cianuración del residuo de oxidación para el primer caso llega al 97%

de recuperación de oro en 24 horas. Para el segundo caso la extracción de oro llega al 99%.

En cuanto al residuo líquido, este contiene sólo el 10% del arsénico alimentado, es decir, el

90% del As precipita en la reacción de oxidación. Este 10% restante precipita y se

estabiliza en la fase siguiente de neutralización.

Las gráficas siguientes muestran los resultados obtenidos con más detalle:

Figura: 112 Cinética de oxidación de sulfuros

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0 20 40 60 80 100 120 140

Reaction Time, minutes

S O

xida

tion

Leve

l, %

TEST 1 TEST 2 TEST 3 TEST 4

% S

ulfu

ros

oxid

ados

Tiempo de retención, min

Memoria Técnica

235

Figura: 113. Cinética de lixiviación de oro

9.4.5 Bio-oxidación

A lo largo de la historia del proyecto Salave se han iniciado diversas pruebas de Bio-

lixiviación bacteriana con Tiobacillus ferroxidans en pilas de mineral. Este proceso de Bio-

oxidación, consiste en la oxidación de los sulfuros por medio de bacterias que se alimentan

de los mismos en medio ácido. El pH bajo que produce el propio ácido sulfúrico generado

por la oxidación de los sulfuros acelera el proceso de crecimiento de las bacterias y por

tanto la oxidación. La presencia de carbonato en el mineral de Salave es un problema ya

que consume el ácido producido durante la oxidación. Para el correcto funcionamiento de

la bio-oxidación sería necesario añadir ácido sulfúrico en el medio para crear un pH ácido

con el consiguiente incremento en el coste de la operación. Este aspecto dificulta la

viabilidad del proceso de bio-oxidación en Salave aplicándolo al mineral directamente, en

cambio sería interesante si se aplica al concentrado de flotación.

El estudio realizado por la compañía australiana Ausenco Limited, contratado por RNGM,

consta de diversas pruebas con el objetivo de investigar la viabilidad del proceso de bio-

oxidación en tanque sobre concentrados de flotación, como alternativa al proceso POX

para tratar el mineral de Salave.

Las pruebas realizadas indican que la recuperación de oro por BIOX es menor que la

obtenida por POX (95% frente a 99%) y si bien para obtener este resultado la BIOX no es

completa (65% de los sulfuros oxidados) lo que reduce los costes energéticos, el proceso

BIOX es mucho más sensible a cambios mineralógicos (como los que tienen lugar en el

yacimiento de Salave) lo que lo hace tecnológicamente menos flexible que la POX.

70

75

80

85

90

95

100

0 4 8 12 16 20 24 28 32 36 40 44 48 52

Le ach Tim e , hrs

Gol

d D

isso

lutio

n, %

TEST 1 TEST 2 TEST 3 TEST 4

% O

ro li

xivi

ado

Tiempo de lixiviación, min

Memoria Técnica

236

10 PROCESO Y PLANTA DE TRATAMIENTO

10.1 SELECCIÓN DEL MÉTODO DE TRATAMIENTO

Como resultado de las múltiples pruebas metalúrgicas realizadas parece claro que el

mejor sistema de tratamiento para el Mineral de Salave, con recuperaciones en las pruebas

superiores al 95%, sería el siguiente:

Figura: 114. Esquema básico de tratamiento

10.2 PLANTA DE TRATAMIENTO

En este apartado realiza una descripción del proceso que se va a emplear para la

separación del oro contenido en el mineral de Salave.

Cabe destacar que la planta diseñada conceptualmente cumple los máximos estándares de

seguridad y de respeto al medio ambiente. La planta de tratamiento estará compuesta por

equipos de última generación eligiendo las mejores técnicas disponibles y con un

programa de ahorro energético como diseño de criterio principal.

Mineral

TRITURACIÓN

MOLIENDA

FLOTACIÓN

Concentrado (sulfuros)

OXIDACIÓN SULFUROS

LIXIVIACIÓN

Bullón

Fase 1

Fase 2

Memoria Técnica

237

10.2.1 Opciones de Tratamiento:

Tal como se puede observar en las dos figuras posteriores, existen dos fases u opciones de

tratamiento que son complementarias:

FASE 1, CONSTITUIDA POR UNA TRITURACIÓN+ MOLIENDA + FLOTACIÓN

FASE 2, CONSTITUIDA POR UNA OXIDACIÓN+LIXIVIACIÓN+ELECTROBTENCION+FUSIÓN

El método elegido en este proyecto es la combinación de las dos fases, es decir la

realización de un proceso completo desde la extracción del mineral hasta obtener un

lingote de bullón con contenidos en oro superiores al 75-80 %. Esta es la alternativa más

ventajosa desde el punto desde el punto de vista de creación de empleo, de vista industrial

y de beneficio para la comunidad

Si por motivos de impacto ambiental, social, o incompatibilidades existe la opción de

realizar inicialmente la fase 1 con la cual se obtendría un concentrado de oro después de la

flotación; vendiéndose al exterior un concentrado de sulfuros con contenidos altos en oro

evitando los procesos de oxidación y lixiviación. Esta opción reduciría la creación de

empleo y las inversiones iniciales en el proyecto, así como el tamaño de las instalaciones

auxiliares pero permitiría realizar la operación con una viabilidad económica.

En etapas futuras se podría implementar la planta de tratamiento con la fase 2

incrementando la inversión y el número de puestos de trabajo creados

10.2.2 Proceso general

El esquema general del proceso del mineral es el siguiente:

Memoria Técnica

238

Figura: 115. Diagrama Flujo Minería Flotación

Memoria Técnica

239

Figura: 116. Diagrama de Flujo Oxidación-Lixiviación

Memoria Técnica

240

10.2.3 Recepción del mineral de la mina y machaqueo primario

El mineral previamente volado procedente de la mina de interior será llevado a ala

tolva de recepción de la trituradora primaria situada en la parte inferior de la mina

subterránea. Este mineral puede llegar a la misma por medio de palas de perfil bajo

tipo LHD o camiones de transporte de mineral de interior o por el “coladero” de

mineral.

El tamaño máximo de entrada a la machacadora será de 400 mm obteniendo un

producto (d80) con el 80 %por debajo de 40-60 mm.

La instalación de interior estará dotada de una tolva de recepción de mineral, un

alimentador de placas, un sistema de supresión de polvo, un martillo hidráulico pica

piedra y un puente grúa para mantenimiento de las instalaciones.

La zona superior de la machacadora primaria estará provista de un puente grúa de

mantenimiento con capacidad para mover los volantes de la machacadora, así como las

piezas de desgaste de la misma. No será necesaria la presencia de equipos exteriores

para el mantenimiento del sistema de trituración.

La descarga a la machacadora primaria antes de llegar al alimentador de placas o

“apron feeder” estará dotada de un circuito cerrado de televisión con señal a la Sala de

Control de planta para facilitar la supervisión indirecta de la misma. La trituración

primaria tendrá asignado un operario permanente encargado de la correcta operación

del puesto.

El material triturado descarga a la cinta de sacrificio y en la cabeza de la misma se

instalará un electroimán para retirada de productos metálicos, tales como bocas de

perforación, tornillería, etc.

La cámara diseñada tendrá dimensiones aproximadas 20 m de ancho por 30 m de alto y

30 m de largo.

La planta de trituración funcionara 5 días a la semana en dos relevos de 8 h parando

para labores de mantenimiento el turno de noche y los fines de semana. Por ello la

capacidad de la planta de trituración será de 400 tph nominales con una

disponibilidad del 70% y con un factor de diseño del 20%.

Las bandas de las cintas transportadoras serán ignífugas, estando adecuadamente

protegidas contra eventuales fuegos, con el adecuado sistema contra incendios.

La siguiente figura ilustra un esquema general de una planta de trituración primaria en

interior.

Memoria Técnica

241

Figura: 117. Trituradora de interior

10.2.4 Cinta principal-acopio intermedio-trituración secundaria

El material triturado por medio de la trituradora de mandíbulas será enviado mediante

una cinta de sacrificio de 1000 mm de ancho a la galería principal. En ella se ubicará

una torre de transferencia en la cual el material se desviará a la cinta inferior de

mineral ubicada en la galería principal.

La cinta inferior de mineral de 1000 mm de ancho llevará el mineral por la galería hasta

la torre de transferencia de la cinta de salida al exterior o cinta principal de 800 mm de

ancho. Esta cinta de 2.3 km de largo y con pendiente de 15 % irá colgada en el techo de

la galería para permitir el paso de maquinaria y vehículos por su parte inferior.

Memoria Técnica

242

Figura: 118. Sección de galería principal

La galería irá provista de una solera de hormigón de 15 cm de espesor para facilitar la

entrada y salida de vehículos.



A la salida del túnel, en la entrada de la bocamina se alimenta el circuito de trituración

secundaria. Dicha trituración se compondrá de 1 triturador cónico con su criba en

circuito cerrado. Este equipo tendrá únicamente la finalidad de reducir el tamaño d80 de

material de entrada al molino semiautogeno a 30-40 mm. Este circuito de trituración

secundaria tendrá una utilización muy pequeña debido a que su labor será la de

prevenir los sobre tamaños al circuito de molienda.

Posteriormente, se instalará un by-pass al acopio intermedio de mineral triturado. Este

será diseñado para 4,5 días de almacenamiento y 12.000 t de capacidad. Tendrá un

volumen útil estimado de 5.700 m3 contando un esponjamiento del 30 %. El volumen

ocupado por el mismo será de 18.000 m3.

Como medida correctora de impacto medioambiental y para evitar la dispersión de

polvo en las zonas aledañas en la descarga al acopio se instalará una estructura y

cubierta prefabricada tipo Domo a modo de techo en forma semiesférica.

Memoria Técnica

243

Figura: 119. Ejemplo de cubierta prefabricada tipo Domo para acopio intermedio.

Desde este stock intermedio y mediante un sistema de alimentadores vibrantes con

regulación de velocidad, se cargará la cinta que alimenta el circuito de molienda de 800

mm de ancho.

Sea como fuere, la cinta transportadora de alimentación a molienda estará provista de

báscula en continuo, con indicación puntual de tonelaje y totalizador con puesta a cero.

La señal de la báscula se utilizará para regular la velocidad de los alimentadores que

cargan la cinta y así se regulará la cantidad de mineral que entra en el circuito de

molienda de la planta.



10.2.5 Molienda

El circuito de molienda constará de dos molinos trabajando en húmedo. El primero

recibe la alimentación del circuito de trituración y el aporte necesario de agua de

proceso para alcanzar un 60-65% en sólidos. La descarga del molino primario gravita al

cajón de bombas de molienda, provisto de 2 bombas (una en servicio y la otra en

reserva) que envían la descarga a la batería de ciclones.

La batería de ciclones tiene por misión sacar del circuito de molienda aquella fracción

del mineral molida a un tamaño apto para el siguiente proceso: la flotación. El resto del

mineral que aún no ha alcanzado el tamaño adecuado, descarga por el hundido de los

ciclones en el molino de bolas secundario, el cual descarga en el mismo cajón de

bombas que el molino primario.

Memoria Técnica

244

Tal como se ha diseñado el molino primario es un molino de tipo semiautógeno, por

ello se hace necesaria la instalación de un circuito auxiliar de trituración de “pebbles”,

para triturar aquella porción de la alimentación que por sus características no muele

por atrición sino por abrasión (pebbles). Dicho circuito constaría de una cinta de

alimentación al triturador de “pebbles”, con detector de metales que abriría el bypass

del triturador en caso de detectar material magnético (bolas de los molinos…) para

proteger mecánicamente el triturador. La cinta provista de báscula descarga en el

alimentador de velocidad variable que mantiene el tonelaje de alimentación al

triturador controlado. La cinta de descarga del triturador, descarga a su vez en la cinta

de alimentación al molino primario.

La zona de molienda tendrá pendiente hacia la bomba de sumidero de molienda que

recogerá eventuales derrames en la zona y que enviará el producto de dichos derrames

al cajón de bombas de molienda.

Estará asimismo adecuadamente provista de un puente grúa de mantenimiento que

servirá tanto para la alimentación y recarga de bolas a ambos molinos, como para las

operaciones de cambio de forros y mantenimiento general de molinos y ciclones.

A caballo entre la zona exterior y el interior del edificio se encuentran situadas las

tolvas de almacenamiento de bolas para ambos molinos. Dichas tolvas estarán

provistas de trampillas que permitirán llenar los dosificadores de bolas. Estos se

elevarán con el puente grúa hasta las tolvas de bolas de los molinos y allí se

descargarán.

Figura: 120. Diagrama de flujo del circuito de molienda

Rebose de ciclones

(a flotación)

PUENTE GRUA

Mineral triturado

Agua de proceso

Agua de proceso

BATERIÍA HIDROCICLONES

BOMBA MOLIENDA

BOMBA SUMIDERO

MOLINO DE BOLAS

MOLINO SEMIAUTOGENO

Memoria Técnica

245

10.2.6 Circuito de flotación

El circuito de flotación consta de un banco de desbaste de aproximadamente 300-400

m3 de capacidad (9-10 celdas de 40 m3) con 2 tanques de acondicionamiento en cabeza

del banco para la estabilización del pH y buena mezcla de los reactivos (espumante,

colector (SIBX), promotor (Aero 3477) y activador (sulfato de Cobre)) El banco irá

provisto de varias cajas de alimentación intermedias para la adición de reactivos en

distintos puntos.

Se prevé también la instalación de un pequeño relavado para elevar la ley del

concentrado para aquellos momentos en los que la alimentación contenga leyes bajas

de Au. El estéril del relavado se bombeará a cabeza de flotación para enriquecer el

circuito.

El estéril final de la flotación será espesado, para minimizar el consumo de agua fresca,

previamente al vertido al almacenamiento de estériles, y el agua de espesado será

reutilizada en la molienda. Para ello se utilizará un espesador tipo “pasta” o de gran

eficiencia pudiendo llegar a los 70-75 % en sólidos

Se detalla el proceso de flotación en el diagrama de flujo siguiente.

Memoria Técnica

246

Figura: 121. Diagrama de Proceso de Flotación

10.2.7 Oxidación de sulfuros, decantado en contracorriente y Torres de Refrigeración

Una vez realizado el proceso de flotación, los concentrados pasan al circuito de

oxidación a presión, que, conceptualmente, consta de tanques de pre-oxidación y un

autoclave, con inyección directa de oxígeno, en el que se produce la oxidación de los

sulfuros de hierro y arsénico, y en el que adicionalmente se produce la precipitación de

los ferroarsenatos. El proceso se realiza a presión de oxigeno de 600-800 kPa y una

temperatura entre 190-210 ºC.

Por motivos de balance térmico será necesario la instalación de un circuito auxiliar

compuesto por torres de refrigeración. Además este balance térmico nos permitirá

realizar un cierre adecuado del balance de agua al evaporar una cantidad de la misma.

El producto de la oxidación se separa, mediante decantación en contra-corriente,

siendo los líquidos resultantes neutralizados mediante caliza, en una primera fase, y

mediante hidróxido cálcico (cal apagada) en una segunda, hasta producir por un lado,

un líquido que se puede reutilizar en proceso, y por otro un yeso, que se deposita

TANQUES DE BANCO DE DESBASTE

ACONDICIONAMIENTO

Mineral molido Aire

Agua de proceso

Estéril

Concentrado de desbaste

ESPESADOR DE ESTÉRILES Agua de proceso recuperada

Agua de proceso recuperada

Concentrado de relavado

(sulfuros)

A planta de oxidación de sulfuros

PRESA DE CONTENCIÓN

Memoria Técnica

247

conjuntamente con los estériles finales de lixiviación en el sector CIL del depósito de

estériles. El líquido resultante de la oxidación contiene sólo el 10% del arsénico

alimentado, es decir, el 90% del As precipita en la reacción de oxidación. El 10%

restante precipita y se estabiliza en la fase siguiente de neutralización.

En el proceso de neutralización, a los pH elevados en los que transcurre el proceso, se

produce la co-precipitación de hidróxidos metálicos estables, tanto ferrosos como

férricos, que conjuntamente con el yeso, se dispone en el depósito de estériles de

lixiviación.

Los espesados del proceso de decantación serán enviados al área de preneutralización

donde serán combinados con lechada de cal previamente al proceso de lixiviación con

cianuro donde será recuperado el oro liberado.

En el siguiente diagrama se muestra esquemáticamente un diagrama de proceso con los

equipos de esta área.

Figura: 122. Diagrama de Flujo de Oxidación a presión

Concentrado de flotación

PLANTA DE OXÍGENO

AUTOCLAVE

TANQUE DE PREOXIDACION

INTERCAMBIADORES DE CALOR

CCD 2

Cal

CCD 1

Cal

Agua de lavado

ESPESADOR

Residuo neutralización a deposito lix LIXIVIACION

TANQUES PRE-NEUTRALIZACIONTANQUES DE NEUTRALIZACIÓN

Memoria Técnica

248

10.2.8 Lixiviación –CIL

Tras la Flotación, después de una recuperación en masa del concentrado del 6-8 %, el

proceso de lixiviación con cianuro y carbón activado (Proceso CIL) tiende a recuperar

este oro, por disolución y adsorción en los mismos tanques. Cabe destacar que debido

al preconcentramiento previo, la planta diseñada después de la flotación será de muy

reducidas dimensiones; la capacidad anual de la misma será de 80.000 t al año.

El concentrado bombeado desde el Espesador de concentrado de flotación (Espesador

de Prelixiviación) pasan por una criba horizontal con paño de poliuretano y luz de

malla de 600 micras para separar los materiales desechables que pueda llevar la pulpa,

fundamentalmente materia orgánica, plásticos,... Está situada en la parte alta del

circuito y de este modo los rechazos van al cajón de la bomba de los residuos finales del

proceso a la Presa de Residuos.

La pulpa cribada pasa al circuito de lixiviación compuesto por 6 tanques iguales, l de

lixiviación con cianuro (en este tanque de cabeza se acondiciona la pulpa añadiendo cal

para mantener el pH entre 10,5 y 11 y solución de cianuro) y 5 de lixiviación y

adsorción con cianuro y carbón activado (Tanques CIL) intercomunicados por medio de

canales de rebose y todos ellos con carbón activado en suspensión en la pulpa, para la

lixiviación y adsorción del oro. Volumen efectivo: 100 m3 por tanque. El tanque consta

de un Agitador mecánico con doble hélice de flujo axial y con aireación con

introducción de aire (oxígeno), a través de los ejes huecos de los agitadores, mediante

una soplante de aire a baja presión. El tiempo de residencia en los tanques es de 24-48

horas

La salida de cada tanque dispone de una criba cilíndrica vertical (criba "Entretanque")

con abertura en paños de 700x7000 micras, para la retención del carbón. El

mantenimiento y/o reparación de estas cribas se facilita con el empleo de 3 grúas tipo

horca de 990 kg. En este caso cada tanque puede desviarse por un sistema de canales y

pararse para reparar la criba.

El tanque CIL no. 1 lleva en la plataforma una bomba vertical para recuperara el carbón

cargado y enviarlo a una criba vibratoria húmeda para lavado antes del proceso de

elución.

Los tanques CIL no 2, 3 4, y 5 realizan el trasvase del carbón de un tanque a otro en

contracorriente por medio de inyectores de aire.

El proceso de lixiviación con cianuro y adsorción del oro disuelto sobre el carbón

activado, se realiza en los tanques CIL con cribas en cada tanque que retienen el carbón,

pasando tan sólo el flujo de pulpa de uno a otro. Así, la pulpa se va enriqueciendo en

oro del primer al quinto tanque, mientras que el carbón se va enriqueciendo en oro del

primer al quinto tanque.

Memoria Técnica

249

La transferencia del carbón de un tanque a otro se realiza una vez al día, en primer

relevo, comenzando por el 1º, que por medio de su bomba vertical envía el carbón

cargado al proceso de desorción. A continuación, se transfiere sucesivamente el carbón

del 2º al 1er tanque, del 3º al 2º, del 4º al 3º y del 5º al 4º. En este último tanque se

añade carbón regenerado o carbón nuevo. Esta operación dura aproximadamente 8

horas.

La pulpa residual de último tanque CIL, con muy poco contenido de cianuro, pasa a un

último tanque para la destoxificación del cianuro sin reaccionar y otros elementos

pesados contaminantes.

10.2.9 Destoxificación de los residuos de cianuración

Los residuos de la lixiviación pasan por gravedad a un tanque de 170 m3 de capacidad

para ser destoxificados por el proceso INCO de SO2/aire para descontaminarlos del

cianuro residual y precipitar los metales pesados (cobre, zinc, hierro, etc.).

Los residuos, una vez descontaminados, se desmuestran para análisis del contenido de

cianuro que debe ser menor de 0.5 grs. por m3 y otros metales pesados. Tras el

desmuestre pasan por gravedad a la criba de seguridad para retener cualquier

partícula de carbón que vaya con los residuos. Los residuos finalmente se bombean a la

instalación de residuos.

10.2.10 Desorción y regeneración del carbón

El carbón cargado del primer tanque CIL y transferido por su bomba centrífuga vertical

a una criba con lavado, pasa por gravedad a la columna de elución. La pulpa retorna al

primer tanque CIL.

El circuito de elución se basa en el proceso AARL de Anglo-American. Este proceso se

desarrolla en una columna cilíndrica de 2 m3 con capacidad para 1 t. de carbón. Consta

de los siguientes estados:

ESTADO Nº ELUYENTE ACCIÓN TIEMPO (MIN.) TEMP. (ºC) PRESIÓN (KPAG)

1 HCL (3%) LAVADO 20 AMBIENTE ATMOSFÉRICA

2 AGUA ENJUAGADO 120 90º ATMOSFÉRICA

3 NACN/NAOH

(3%/3%) DESORCIÓN 20 110º 350

4 AGUA ELUCIÓN 180 110º 350

5 AGUA FRÍA ELUCIÓN 20 110 A 60º 350 A 250

Tabla 66, Proceso de elución del carbón

Memoria Técnica

250

El proceso de elución se completa en unas 8 hs. durante el relevo de día, incluyendo 2

hrs. entre carga y descarga, de la columna.

Los dos primeros efluentes de lavado y enjuagado se desechan como solución estéril.

Los restantes pasan al tanque de eluyentes como electrolitos para electrodeposición.

Una vez terminado el ciclo de elución el carbón se transfiere por inyector de agua a

presión al último tanque CIL o al circuito de regeneración del carbón. Esta operación se

realiza lo más rápido posible por motivos de seguridad.

Una alternativa en este circuito, debido a la posibilidad de altos contenidos de cobre en

el carbón, es la inclusión de un estado previo al proceso de elución con lavado de

solución cianurada fría. Este ciclo es una opción seleccionable por el operador dentro

del programa de PLC controlado automáticamente. El carbón descargado es transferido

por un inyector de agua a la tolva autodrenante de alimentación del horno de

regeneración.

El horno es de tipo rotatorio horizontal calentado por propano a temperaturas entre

650 y 700ºC y una capacidad de 250 kg/h. La descarga del horno se alimenta a una

criba de carbón regenerado para lavar los finos que pasan a la criba de seguridad del

carbón. La posición del horno sobre los tanques CIL asegura que el carbón regenerado y

cribado pase al último tanque de adsorción en un tiempo mínimo. La operación de

regeneración es de unos 15 min.

10.2.11 Sala de obtención de oro

Las soluciones madres provenientes de la elución del carbón cargado se almacenan en

el tanque de electrolitos en cabeza del proceso de electrodeposición.

La planta dispone de 2 celdas de electrolisis con sus correspondientes rectificadores de

corriente y cada una con 9 cátodos de lana de acero.

La solución del electrolito se circula a través de las celdas hasta que la solución

contenga menos de 5 ppm de Au. Esta operación se realiza normalmente en menos de

16 hs.

El Au depositado en los cátodos se desmontan y descargan semanalmente pasando

posteriormente a un horno de calcinación a 750ºC antes de la fusión directa. La fusión

se realiza en un horno basculante con crisol de 0,04 m3 y para temperaturas de 1200

ºC. Los concentrados de oro y plata de los cátodos una vez calcinados, se mezclan con

las cantidades adecuadas de fundentes para su fusión. Entre los fundentes utilizados

está el Borax, sílice y carbonato de Sodio La colada se efectúa en lingoteras, dispuestas

en escalera.

Memoria Técnica

251

El proceso de fusión se realizará normalmente una vez por semana durante el relevo de

día o más frecuentemente si lo requiere la producción.

10.2.12 Filtración de estériles de Neutralización y CIL

La parte final de gestión de los residuos del concentrado de flotación se realiza en una

etapa de filtrado. La inclusión de esta etapa de filtración dependerá de los ensayos a

realizar en la caracterización de residuos, pudiendo ser eliminada.

Estos estériles están compuestos por el espesado de:

o Estériles de lixiviación(CIL) espesados después del proceso de detoxificación

o Estériles espesados después del proceso de neutralización.

Estos estériles se combinarán en un tanque de alimentación a la etapa de filtrado en

una o varias etapas utilizándose preferentemente, un filtrado a presión aunque se

puede optar por un filtrado en vacío. Los estériles una vez secos se cargarán en

camiones y se depositarán en el depósito de estériles de lixiviación.

10.2.13 Suministro de agua

En la planta tenemos dos tipos de agua: agua fresca o agua nueva y agua de proceso o

recuperada

Agua Fresca

Esta agua procede de agua proveniente de la galería de interior y del agua de lluvia.

Esta agua es llevada al Tanque de Agua Fresca de 200 m3 de capacidad y en caso

necesario al Tanque de Agua de proceso por medio de bombas. Esta agua se emplea

principalmente para:

o servicio producción de agua potable.

o servicio contra-incendios.

o alimentación a bombas de agua de sellado.

o preparación de reactivos.

o proceso de elución.

o y en Trituración (riego)

Se dispone de una unidad potabilizadora con un tanque de agua potable con

distribución general a todos los edificios y sistema contraincendios, preparación de

reactivos y a un tanque suministrador de agua para duchas y lavado de ojos de

seguridad.

Agua de Proceso

Memoria Técnica

252

Esta agua proviene de las bombas de recuperación de agua de la Presa de Residuos,

montadas sobre barcazas y que la envían al Tanque de Agua de Proceso con capacidad

para 500 m3. A este tanque se envían también el agua de la Presa de filtraciones. y el

agua recuperada del espesador de residuos de flotación.

Estas aguas se emplean en los distintos procesos y puntos de servicios.

10.2.14 Suministro de aire

La Planta requiere el suministro de aire a distintas presiones y capacidades y para ello

dispone de los siguientes equipos:

o 2 Compresores (1 en reserva) de tornillo rotatorios para servicios generales de

la Planta, aire de instrumentación y aire al filtro de presión de concentrados.

Presión : 750 kPag.

o 3 Soplantes (1 en reserva) o compresores de baja presión de doble lóbulo para

los tanques CIL y de destoxificación.Presión : 120 kPag.

o 1 Soplante centrífuga para el suministro de aire a baja presión a las celdas de

flotación. Presión : 25 kPag.

Todos estos equipos con sus correspondientes calderines o recibidores, debidamente

localizados, así como secador para el aire de instrumentación.

10.2.15 Preparación, almacenamiento y distribución de reactivos

Todos los reactivos, excepto la cal y el SO2, sean sólidos o líquidos vendrán en palets y

se descargarán mediante la carretilla de servicio de planta al almacén de reactivos. Los

reactivos se prepararán en la parte superior, sobre los tanques de preparación, que

estará provisto de la adecuada ventilación. En el caso de la cal y el SO2, estos se

recibirán en la planta de tratamiento a granel en camiones cisterna que descargarán en

las instalaciones correspondientes.

Dado el número de reactivos y la necesidad de un sistema centralizado de

almacenamiento (APQ) y preparación de reactivos, así como de su sistema de

distribución, se establecen los siguientes tipos y categorías:

ACTIVADORES FLOTACION

Sulfato de Cobre: CuSO4·5H2O (s). El sulfato de cobre pentahidratado es un cristal sólido

utilizado en la activación de sulfuros previos a la flotación. Su función es la de limpiar

las superficies de los óxidos y sulfuros generando superficies capaces de ser hidrófobas

Memoria Técnica

253

con colectores y promotores adecuados. El sulfato de cobre se suministrará en sacos de

25 kg en escamas sólido

COLECTORES FLOTACION:

Amil-xantato-potasico (AXP)-isobutil xantato sodico (SIBX). Dentro de los numerosos

reactivos colectores empleados en flotación tenemos el grupo de los xantatos, y dentro

de ellos el AXP y el SIBX. El Amil-Xantato-Potásico (AXP)-SIBX es un reactivo del tipo

colector que se emplea en el proceso de flotación por espumas. Su función es recubrir

las partículas finas de minerales o metales valiosos (sulfuros metálicos, oro y cobre

metálicos, etc.) de una película que las hace hidrófobas, es decir repelentes al agua y

por consiguiente flotan a pesar de su mayor densidad. El transporte de las partículas de

mineral a la superficie se realiza por la formación de espumas mediante la adición de

otro tipo de reactivos llamados espumantes.

El AXP se suministra en forma de escamas o polvo, envasado en bidones de 200 litros.

El material suministrado tiene un 90% de materia activa. Se almacenan al exterior, en

la zona de reactivos, cerca de la Planta y debe mantenerse aislado de otros reactivos

(oxidantes fuertes y ácidos), especialmente del cianuro. En presencia de ácidos se

hidroliza produciéndose CS2 (disulfuro de carbono) Cuando se calienta o se expone a la

humedad se descompone emitiendo también CS2 (disulfuro de carbono)

PROMOTORES DE FLOTACION:

Aero 412- Aero 3477 .El Aero 412- y Aero 3477 es un promotor o colector específico que

se emplea en la flotación por espumas con igual función que los colectores pero que

específicamente captan las partículas finas de oro y plata contra los sulfuros de hierro.

Es un reactivo líquido mezcla de sales de mercaptobenzotiazol y ditiofosfato

Se suministrará líquido en contenedores tipo IBC de 1000 l.

ESPUMANTES FLOTACION (ACEITE DE PINO)-MIBC

El Aceite de Pino (AP), es un reactivo espumante que se emplea en el proceso de

flotación por espumas. Su función es transportar las partículas finas de mineral,

recubiertas de colector a la superficie de la pulpa en agitación, mediante la formación

de burbujas de aire (espumas). Es un producto líquido de color amarillo pálido y de

olor característico a pino, ya que procede de su destilación (rango de destilación = 200

– 235 ºC). Menos denso que el agua (0.894 t/m3) y poco soluble en ella (2,5 g/L). Su

rango de inflamación es 21 ºC – 55ºC.

El Metil-Isobutil-Carbinol (MIBC), es un reactivo espumante que se emplea por ser más

selectivo, menos denso y más soluble, mezclado al 50% en su adición a flotación. Su

función es la misma que la del Aceite de Pino, es decir, formación de espumas en las

celdas de flotación, pero como las burbujas que forma son de mayor tamaño el hueco

Memoria Técnica

254

entre burbujas es mayor lo que permite un mejor drenaje del concentrado aumentando

su ley. Se suministrará líquido en contenedores tipo IBC de 1000 l.

REACTIVOS COMUNES:

Floculantes: Se dispondrá de una unidad de preparación y distribución de floculante.

Normalmente se tratará de una planta compacta, para preparar, diluir y dosificar las

cantidades necesarias a proceso.Los floculantes son reactivos que se emplean en la

industria minera para unir partículas muy finas con el resultado de conjuntos de mayor

volumen y densidad, aumentando la velocidad de sedimentación y la densidad del

producto "hundido" de los espesadores. Los floculantes son productos orgánicos

sintéticos derivados de las acrilamidas formando largas cadenas (polímeros de alto

peso molecular) que pueden ser no-iónicas, catiónicas y aniónicas, según el radical

activo del floculante para la agregación de las partículas finas en suspensión de la pulpa

a sedimentar. Se suministrarán en forma solida polvo, en sacos de 25 kg.

REACTIVOS DE LIXIVIACION:

Cal apagada (Hidróxido cálcico): Se recibirá del suministrador local en cisternas de 20-

24 toneladas. El propio conductor de la cisterna descargará neumáticamente a un silo

con capacidad de 75 toneladas, en forma de polvo seco, exento de humedad y con

granulometría fina (< 100 micras). Desde el silo y mediante el correspondiente sistema

de activación, se descargará mediante un tornillo sinfín al tanque de preparación de

lechada al 5-10% con agitación y con sistema automático de dosificación de agua. La

lechada así preparada se transferirá mediante las bombas adecuadas al tanque de

distribución de lechada, desde donde una bomba presurizará un anillo, desde el que,

mediante válvulas automáticas, en algunos casos reguladas mediante control de pH, se

dosificará las cantidades adecuadas, retornando el exceso del anillo al tanque de

proceso. Dicho tanque de distribución, irá provisto de niveles de mínima y máxima que

ordenarán la preparación de nueva lechada a demanda. Todos los tanques de reactivos

dispondrán de adecuados drenajes inferiores para limpieza.

Cianuro de Sodio (NaCN): El cianuro sódico, de fórmula, NaCN, es el reactivo empleado

en todo el mundo para la disolución de los metales preciosos, oro y plata, contenido en

minerales una vez molidos en forma de pulpa espesa. También disuelve otros metales,

principalmente el cobre. Por ello, es norma general que ningún recipiente o elementos

en contacto con solución cianurada deben ser de cobre, bronce o latón. El cianuro

sódico es la sal sódica del ácido cianhídrico. Una de sus principales aplicaciones es el

proceso de cianuración para extraer oro de minerales de baja ley. Este proceso usa

disoluciones acuosas de cianuro de sodio más oxígeno (aire), para solubilizar el metal

noble (M) en forma de NaM(CN)2 en el que M se recupera por adsorción sobre carbón

activo y posterior desorción con de este carbón con sosa y cianuro en caliente, disuelve

el oro y la plata, los cuales se precipitan por electrolisis. Estos precipitados se secan,

calcinan y funden para obtener los metales preciosos en lingotes (Bullon). Es como

muchos otros reactivos pero su fama como veneno se debe a que en contacto con

Memoria Técnica

255

ácidos, desprende ácido cianhídrico que es el verdadero gas mortal. Por ello su empleo

en las plantas se realiza siempre, en disolución poco concentrada, sobre pulpas

alcalinizadas con cal y con un pH superior a 10, muy por encima del límite (inferior a

pH=5) para que pueda desprenderse el gas cianhídrico. Empleado desde hace casi un

siglo, no se ha descubierto hasta la fecha un disolvente tan efectivo y económico para el

oro como el cianuro y por ello, hoy en día, se sigue empleando en casi todas las plantas

del mundo. Debido a su toxicidad, se embalan en lotes de 1000 kilos en bolsas de

polipropileno grueso con tirantes para su manipulación. Estas bolsas van a su vez en el

interior de una caja de madera reforzada con bandas metálicas y forrada en su interior

también con polipropileno. Para su transporte, estas cajas se ubican en un contenedor

de 12 cajas. Tanto las cajas como los contenedores están a prueba de hundimiento, es

decir flotarán, en caso de transporte marítimo y naufragio El almacenamiento en planta

de las cajas de 1000 kilos de cada contenedor, se realizará independiente de los demás

reactivos y acondicionado exclusivamente para el cianuro.

Carbón activado: El carbón activado es un reactivo de adsorción, empleado en el

proceso de lixiviación de los residuos de flotación una vez espesados y cianurados. El

cianuro disuelve los metales preciosos de los minerales de la pulpa y una vez disueltos

son adsorbidos sobre la superficie del carbón introducido en los tanques de lixiviación.

Por eso el proceso se llama CARBÓN EN LIXIVIACIÓN (CIL). El carbón activado se

produce comercialmente a partir de una variedad de materiales carbonosos, tales como

madera, cáscara de coco, pepitas de fruta o de carbones jóvenes como lignito o turba.

Los carbones se tratan por procedimientos específicos con vapor a alta temperatura o

por procedimientos químicos para activarlos, aumentando su capacidad adsorbente. Un

buen carbón activado debe tener un tamaño de grano uniforme sin finos, una buena

porosidad pero no ser blandos y una buena capacidad y velocidad de adsorción para el

oro y la plata.

Anhídrido sulfuroso líquido (SO2): El anhídrido sulfuroso o dióxido de azufre, de fórmula

SO2, es un gas incoloro con un olor característico a acre. Se almacena y transporta en

estado líquido a temperaturas inferiores a 10º C y bajo presión (1,25 bar).El SO2 líquido

tiene un olor agudo como el azufre ardiendo y es mas pesado que el agua con un peso

específico de 1,45. Es producto no inflamable, que en contacto con el agua produce

solución ácida atacando al aluminio y otros metales. El SO2 líquido tiene una riqueza

del 99% y es soluble en agua (10 g / 100 g de agua a 20ª C), descendiendo la

solubilidad con el incremento de la temperatura. Se usa en la Planta para

descontaminar la pulpa residual del proceso de cianuración, antes de enviarla a la

Presa de Residuos. El proceso empleado se denomina INCO/ SO2-AIRE, patentado por

esta firma canadiense y adoptado por más de 50 compañías en todo el mundo con gran

efectividad.

Su acción descontaminante y principalmente destoxificante del cianuro residual se

debe a : oxidación del cianuro a cianato, no venenoso, neutralización del ácido sulfúrico

Memoria Técnica

256

con cal y precipitación de metales pesados (cobre, níquel, zinc, etc. ) como hidróxidos y

del hierro en forma de ferrocianuro.

Se necesita la presencia de pequeña cantidad de cobre disuelto, existente naturalmente

en la pulpa, para catalizar estas reacciones, por lo que no se necesita su adición. El SO2

líquido se suministra en camiones-cisternas de 24 t, que se descargan por nitrógeno a

presión en un depósito de 40 m3, situado en el exterior y aislado del resto de la planta.

Ácido clorhídrico(HCl): El ácido clorhídrico, de fórmula HCl, es un líquido muy ácido

(pH=0) de color amarillento y olor penetrante y picante. Se fabrica con una

concentración del 33% y una densidad de 1,17 gr./cc a 20ºC. Es soluble en agua en

todas las proporciones. Se emplea, diluido al 3%, para lavar el carbón activado de oro y

plata, eliminando las suciedades, óxidos y otros depósitos que pueda arrastrar durante

el proceso de adsorción, para el posterior proceso de desorción del carbón cargado.

Hidróxido sódico (NaOH): El hidróxido sódico o sosa cáustica, de fórmula NaOH, es un

producto sólido fuertemente alcalino. Para consumos no muy grandes, y envíos a

distancias cortas, se suele suministrar en solución al 20%, evitándose la disolución. La

solución de hidróxido sódico al 20% es un líquido incoloro o ligeramente blanquecino,

inodoro y fuertemente básico (pH = 14), soluble en agua en todas las proporciones.

Densidad = 1,219 gr./cc a 20ºC. En la operación de la planta, se emplea para elevar el

pH, principalmente en el proceso de desorción para la recuperación, en la columna de

elución, del oro y plata del carbón cargado. En esta columna, el carbón cargado se

empapa con una solución caliente (110 ºC) de hidróxido sódico y cianuro sódico

(3%/3%) durante 20 minutos a una presión de 350 kPa. En estas condiciones el oro y

plata se disuelven y pasan a la solución para posterior recuperación por electrolisis

Antiincrustante: Los antiincrustantes son reactivos químicos que se emplean en la

industria minera para evitar la formación de incrustaciones en tuberías y recipientes

cuando se manipulan soluciones con alta alcalinidad por su alto contenido en cal. Son

efectivos para inhibir incrustaciones de sulfato cálcico, carbonato cálcico, fluoruro

cálcico y sulfito cálcico. En la planta El Valle el antiincrustante se empleará en el Area

de Elución para evitar incrustaciones en las tuberías y cambiadores de calor con

soluciones alcalinas calientes. Los antiincrustantes son productos líquidos de color

ámbar, ligeramente viscosos compuestos de estabilizantes orgánicos e inorgánicos. Son

completamente solubles en agua, con una densidad de 1,23-1,27 g/cm3 y un pH de 5-

5,5.

REACTIVOS DE FUNDICION:

Los fundentes son productos químicos sólidos que se emplean en los procesos de

FUSION, a altas temperaturas, de minerales o concentrados. Son materiales ácidos,

neutros o básicos, que modifican las propiedades de la escoria disminuyendo el punto

de fusión y el peso específico o aumentando su fluidez, sin disolver cantidades

Memoria Técnica

257

apreciables de metal a fundir y recuperar. Durante la fusión, los fundentes reaccionan

con la ganga formando una escoria (principalmente silicatos) de baja densidad que

sobrenada en el crisol del horno. Los metales preciosos quedan liberados de la ganga o

estéril y por su mayor densidad se depositan en el fondo del crisol del horno. Los

fundentes son productos comerciales que se seleccionan según el material al fundir.

Borato sódico anhidro. (Na2B407). Se trata de un excelente fundente para la disolución

de óxidos metálicos y otros contaminantes y protege a los metales fundidos de la

oxidación del aire. Es corrosivo. Es el que ralamente baja el punto de fusión de la

mezcla.

Nitrato sódico. (NaNO3) Se emplea como oxidante. Oxida todo aquello que no se desea

que salga en forma de bullon. El objetivo es oxidar el cobre que se consigue en parte.

Silice fina. (SiO2). Es el fundente más barato y es la única sustancia que se emplea

estrictamente como fundente ácido. Es el que forma la matriz de la escoria.

10.2.16 Depósito de estériles de planta

Tal como se ha comentado los estériles de planta se ubicarán en dos depósitos

diferenciados con:

o Depósito de estériles de flotación

o Depósito de estériles de oxidación/Lixiviación:

Los estériles de flotación, previamente espesados, irán al depósito de estériles, con

sistema de recirculación del agua de proceso con vertido cero.

El vertido de los estériles de planta se realizará mediante tuberías que permitirán una

caída suave de estos a un lado de la depósito, normalmente el lado del dique principal,

para favorecer la formación de un playa de materiales decantados, formándose al lado

opuesto una zona de agua de proceso clara, la cual será bombeada de nuevo al circuito

de planta mediante bombas sumergibles en barcazas flotantes.

El depósito de estériles será impermeable existiendo una barrena natural a base de

arcilla compactada y lamina de polietileno de alta densidad de 2 mm de espesor. En la

parte inferior de la depósito se construirá un sistema en forma de espina de pez

formado por tubería filtrante recubierta de grava y geotextil que nos filtrará los

estériles a un colector común, que de forma automático mediante control de nivel

bombeará el agua filtrada de nuevo a la depósito. Este sistema nos permitirá garantizar

la pérdida del agua del los estériles de planta almacenados en la depósito al termino de

su vida útil y antes de proceder a su restauración.

Memoria Técnica

258

En el caso de los estériles de oxidación debido a su formación distinta se almacenarán

en un depósito independiente. Constructivamente tendrá las mismas características

que el depósito de estériles de flotación. Es decir estará también constituido por una

barrera impermeable natural a base de arcillas compactadas y una barrera

impermeable artificial con polietileno de alta densidad de 2 mm de espesor. Es

necesario recalcar la pequeña cantidad de los mismos siendo esta de 80.000 t año.

10.2.17 Instalación de pasta para relleno:

Como buen ejemplo de gestión de los residuos generados en la planta, se ha

considerado como parte final de los estériles de flotación de la planta de tratamiento de

minerales la instalación de una planta de pasta que permita devolver parte de los

estériles de flotación al interior de la mina subterránea.

Aunque en la etapa actual el diseño de la misma tiene un carácter conceptual. Se ha

evaluado y se han visitado operaciones similares que han optado por este sistema.

Como ejemplo significativo y análogo tenemos el caso de Minas de Aguas Teñidas en

Huelva de la empresa Iberian Minerals Corp. En este caso la ingeniería Golder Paste

Tecnology Ltd. ha desarrollado con éxito un planta de pasta que será similar en

concepto a la planta diseñada para Salave. En la siguiente figura se observa una foto de

una planta similar.

El objetivo de esta planta es llevar parte de los estériles de flotación al interior de la

mina subterránea para rellenar cámaras abiertas en la extracción del mineral con ello

se obtienen las siguientes ventajas:

o Desde el punto de vista medioambiental, al reducir el tamaño del depósito de

estériles de flotación.

o Desde el punto de vista de minero, permitirá recuperar pilares de mineral que

han sido dejados como sostenimiento de la mina.

Memoria Técnica

259

Figura: 123. Ejemplo de Planta de pasta.

La instalación de pasta consta de los siguientes elementos:

o Espesador y Bombas de hundido de espesador de pasta.

o Planta de Pasta.

o Sistema de Distribución subterránea.

Espesador y Bombas de hundido:

Los estériles de flotación después del proceso de flotación de sulfuros son llevados a un

espesador donde se recupera parte del agua para su reutilización en circuito cerrado. El

hundido de este espesador con un contenido en sólidos aproximadamente del 60-70 %

será enviado mediante bombas de desplazamiento positivo a la planta de pasta.

Planta de Pasta:

La planta de pasta tiene una etapa inicial de filtración, en este caso se puede realizar

por medio de filtros de presión o filtros de vacío. En futuros ensayos se determinará la

cantidad de cemento material pozolánico que deberá ser adicionado para asegurar una

adecuada resistencia mecánica.

Sistema de Distribución Subterránea:

Una vez obtenida la pasta con las características mecánicas adecuadas el material se

bombeará a interior por un sistema de distribución subterránea que permitirá el

llenado de las cámaras previamente explotadas.

Memoria Técnica

260

10.2.18 Gestión de aguas y Planta de tratamiento de aguas.

Al tratarse de una zona con un balance de agua positivo, pero con una distribución

irregular de las lluvias, está previsto la utilización de un circuito de aguas de proceso

totalmente cerrado, con retorno de todas las aguas de proceso de vuelta al circuito, en

condiciones de vertido cero. Se entiende por esta agua el agua que entra en el proceso

productivo no estando incluidas el agua de escorrentía ni el agua procedente de la

galería de interior.

Las aguas superficiales se desviarán para minimizar la aportación de agua fresca a los

circuitos de agua de proceso. El agua fresca provendrá de agua de lluvia, captada en la

propiedad y adecuadamente canalizada al correspondiente depósito o tanque de agua

fresca o bien de aportaciones de agua exteriores a la cuenca, provenientes de cuencas

próximas y adecuadamente canalizadas, incluyendo el agua de desagüe de la mina.

El agua almacenada en la depósito de estériles será bombeada del mismo a la siguiente

etapa de proceso (tanque de agua de proceso), mediante la utilización de bombas

situadas en barcaza, para poder absorber las variaciones estacionales de nivel en los

mismos. Las líneas de impulsión estarán dotadas de un tramo de tubería flexible (o

manguera) y los cables de alimentación a las mismas tendrán un largo extra para

absorber variaciones de nivel en los embalses.

En los anillos de agua fresca y de proceso, se conectarán las tomas adecuadas de

manguera, para limpieza, con enganche rápido, que estarán convenientemente

marcadas para evitar confusiones de circuitos.

El agua procedente del desagüe de la mina de interior será bombeado al exterior de la

misma. Esta agua tendrá los siguientes usos:

o En épocas secas o con falta de lluvia será utilizada en el proceso productivo

pasando al circuito de agua de proceso

o En épocas lluviosas será considerada agua fresca y será vertido a los arroyos

cercanos previo cumplimiento de los limites de vertido impuesto por las

autoridades competentes.

o También existe la posibilidad de previa muestreo de la calidad sea vertida al mar

cumpliendo los requisitos de calidad de Aguas de Dominio Público Marítimo.

o Como última posibilidad a estudiar será la reinyección en el macizo

.

En lo que respecta al balance de aguas, como ya se comentó anteriormente, el

diferencial lluvia-evaporación/evapotranspitación es mayor que la pérdida de agua por

la colmatación del estéril en la depósito y por la humedad residual del producto de

oxidación. Este exceso de agua en el sistema se compensa con la evaporación de agua

Memoria Técnica

261

necesaria en el circuito de oxidación de sulfuros para mantener la temperatura del

autoclave. Esta evaporación se realizará como ya se ha comentado con la instalación de

un grupo de torres de refrigeración.

En la siguiente figura se muestra un balance de aguas conceptual.

Memoria Técnica

262

Figura: 124. Balance de aguas conceptual de Salave

LEYENDATPH

% SOLm3/h agua

Mineral

130

96

5 Agua recuperada

Colmatación estéril flotación

m3/h agua 122

TRITURACIÓN recuperada 85

233 22 31 m3/h

Alim molienda Alim flotación Pulpa espesada

130 130 a presa de contención

70 30 122

56 303 70

52

MOLIENDA FLOTACIÓN ESPESADOEstéril

de flotación

122

30

285

50 Concentrado

m3/h agua de flotación

a molinos 7,8

248 30 Superficie balsa 27 Ha

m3/h agua 18 Lluvia 1037,5 mm/año

a flotación Agua limpia Tasa evaporación 422 mm/año

recuperada Diferencial agua captada 166256 m3/año

39 21 m3/h

m3/h agua evaporada Producto de oxidación Efluente líquido Producto neutralización

3,1 6,6 0 2,5

13 0 6

44 41 41

m3/h agua a oxidación OXIDACIÓN TRATAMIENTO

26 SULFUROS DECANTACION DEL DECANTACIÓNDETOX EFLUENTE

NEUTRALIZACIONAlim. Oxidación

7,8

15 Producto oxidación Residuo a

INTERCAMBIO 44 espesado deposito CIL

DE CALOR 6,6 2,5

65 65

3,6 1,3

Agua requerida

a molinos 16% 50

a flotación 76% 248 DEPOSITO m3/h aguaa oxidación 8% 26 CIL recuperada

ESTERILES 3,3TOTAL 323,9

Agua recuperada

del espesado de estériles de flotación 232,8 Superficie balsa 3,2 Ha AGUA ESCORRENTÍA

de la decantación del producto de neutralización 39,3 Lluvia 1037,5 mm/año AGUA DE MINA

de la colmatación del estéril de flotación 30,8 Tasa evaporación 422 mm/año

de la colmatación del estéril de oxidacion 2,4 Diferencial agua captada 19704 m3/año

de la colmatación del residuo de neutralización 0,9 2,5 m3/h

diferencial lluvia-evaporación sobre deposito flot 20,8 Circuito potabilizacion de agua

diferencial lluvia-evaporación sobre deposito ox 2,5 Colmatación residuo Circuito cerrado refrigeración POX

neutralización Agua recuperada Circuito cerrado agua sellado bombas

TOTAL 327,0 3 Circuito cerrado refrigeración molinos

85

Intercambio de calor 0,4 0,9 m3/h

agua evaporada para mantener balance térmico

y balance de aguas 3,10 Colmatación estéril oxidacion

7

85 TANQUE DE AGUA DE PROCESOBALANCE DE AGUAS 0,0 1,2 2,4 m3/h Circuito extinción incendios TANQUE DE AGUA FRESCA

BALANCE DE AGUAS PLANTA DE TRATAMIENTO

PROYECTO SALAVE

PRESA DE CONTENCIÓN

Memoria Técnica

263

Los circuitos se detallan en los siguientes apartados

CIRCUITO DE AGUA FRESCA

Los factores que determinarán el consumo de agua fresca de la planta son los

siguientes:

o Pérdidas por colmatación de los estériles de planta.

o Pérdidas por evaporación y evapotranspiración en las superficies líquidas de los

diferentes almacenamientos de agua y en el depósito de estériles de planta.

o La utilización de agua fresca en consumo sanitario (doméstico).

o El riego de las pistas y corta para control de polvo, así como el consumo de agua

en perforación.

o Planta potabilizadora para consumo humano. Dispondrá de filtro de arena,

micro-filtración de geles y planta de potabilización, con dos bombas (una

funcionando y otra en reserva) que presurizarán las líneas de agua potable. Dará

servicio a las duchas, comedores, servicios, sanitarios, etc. Las aguas residuales

y fecales serán colectadas por gravedad y dispuestas en la correspondiente fosa

séptica, que verterá al depósito de estériles para su reutilización. Los lodos de la

fosa séptica serán recogidos por las adecuadas empresas gestoras de residuos,

para su posterior tratamiento en instalaciones exteriores.

o Preparación de reactivos. Todos los reactivos que precisen dilución serán

preparados con agua fresca. La única excepción será la cal que podrá ser

preparada con agua de proceso, si las necesidades de agua así lo hiciesen

aconsejable. El circuito de agua de preparación de cal, por tanto, dispondrá de

las dos posibilidades de agua.

o Prensas de las bombas horizontales. Los cierres de las bombas horizontales se

realizarán mediante sellado con agua a presión. Se trata de un consumo menor,

pero muy importante desde el punto de vista de mantenimiento de los cierres,

para los que es importante la ausencia de partículas sólidas y de agresiones

químicas. Se utilizará agua fresca, pero las bombas de agua a presión,

dispondrán de una conexión de agua de proceso, que será utilizada cuando las

restricciones de agua fresca así lo aconsejen.

El resto de agua fresca, hasta cerrar balance, será utilizado fundamentalmente en las

canaletas de las celdas de flotación de los desbastes y relavados, para mejorar la calidad

Memoria Técnica

264

de agua de los relavados, que previsiblemente mejorará la selectividad en el proceso de

flotación.

El circuito de agua fresca constará de los siguientes elementos:

Tanque de agua fresca, necesario para el almacenamiento de agua fresca necesario para

el arranque y los circuitos cerrados de agua fresca (sellado de bombas, refrigeración de

molinos y refrigeración de circuito de oxidación a presión).

Desde el tanque de agua fresca las bombas instaladas darán servicio a la planta y a la

planta potabilizadora, mediante el correspondiente anillo de tubería. Dicha línea estará

adecuadamente provista de válvulas de corte que permitirán el aislamiento de tramos

parciales de la línea, para facilitar el mantenimiento de las mismas. Igual criterio se

aplicará a las líneas de agua de proceso de la planta.

Las bombas darán servicio a la línea de agua de alimentación a los prensas de las

bombas horizontales. Se trata de bombas duplicadas y dedicadas (no se podrá tomar

agua de dicha línea salvo para el servicio destinado).

CIRCUITO DE AGUA DE PROCESO

Existirán dos niveles de recirculación de aguas:

Un primer nivel interno de planta, desde el rebose de los espesadores de estériles y

concentrados, a través del tanque de agua de proceso de vuelta a proceso mediante las

bombas instaladas a pie del mismo.

Un segundo nivel desde la depósito de estériles de planta, mediante bombeo.

El primer nivel interno aportará el grueso del agua necesaria para la molienda y la

dilución de la flotación y la oxidación.

SISTEMA CONTRA-INCENDIOS

En el tanque de agua potable existirán las adecuadas tomas para el sistema contra-

incendios de la planta. El sistema contra-incendios no supone un punto de consumo,

por lo que no se considera a efectos de balance general de aguas, pero si precisa una

disponibilidad de agua a demanda, para permitir la rápida extinción de un eventual

fuego.

Unos 250 metros cúbicos del tanque de agua fresca estarán dedicados a dicho servicio,

estando, las tomas generales de agua de planta, a cota superior para impedir la toma de

agua del tramo inferior dedicado a contra-incendios.

La capacidad disponible cubrirá la utilización del sistema por un periodo de dos horas,

a máxima demanda, disponiendo el sistema de bombeo de tres bombas: una jockey de

presurización de línea, otra eléctrica con capacidad plena de bombeo y una diesel, con

arranque automático a falta de corriente, en el caso de pérdida de presión de la línea.

Memoria Técnica

265

Las líneas contra-incendios irán provistas de hidrantes, tomas de mangueras y

presurizarán el sistema de sprinklers de las zonas que lo precisen, tales como

almacenamiento de reactivos, oficinas, vestuarios, almacén, etc.

Las líneas estarán enterradas donde sea posible y los hidrantes de exterior serán del

tipo “columna seca” para prevenir posibles riesgos de helada en los mismos.

PLANTA DE TRATAMIENTO DE AGUAS

El agua procedente del desagüe de la mina de interior previamente a su uso o vertido

deberá ser tratada para reducir los límites de sólidos y los iones disueltos en la misma.

Para ello se instalará una planta modular que satisfaga todos los requerimientos de

calidad interna o exigidos por la administración.

La planta de tratamiento de aguas a priori tendrá las siguientes etapas para eliminación de sólidos en suspensión y determinad

o Etapa de bombeo de aguas.

o Etapa de acondicionamiento de las aguas.

o Etapa de decantación.

o Etapa de deshidratación mediante filtro prensa.

Como ya se ha comentado debido al carácter modular de la misma se ha previsto la ampliación de la misma con procesos adecuados y usando las mejores técnicas disponibles que nos permitan reducir los niveles iónicos del agua. Un ejemplo posible podría ser el aumento de cloruros por afección de las aguas costeras. Para ello se implementará la planta de tratamiento con una unidad de osmosis inversa obteniéndose un permeado de suficiente calidad para vertido de aguas a los cauces de los arroyos aledaños.

Se considera una depósito posterior de recepción de las aguas limpias, construida sobre lámina de polietileno de alta densidad, previo al vertido.

Memoria Técnica

266

Figura: 125. Alzado de planta tratamiento de aguas

10.2.19 Sistema de aire comprimido

Las soplantes de baja presión de flotación se han mencionado en el capítulo relativo a la

flotación, por lo que no se considerarán en este apartado.

Los compresores serán de tornillo y dispondrán de un calderín de servicio conjunto,

con arranque y parada automáticos a demanda de aire. Tendrán funcionamiento

alternativo, arrancando secuencialmente y uno de ellos podrá abastecer las

necesidades de aire de la planta.

Los calderines estarán conectados a unas líneas que darán servicio al soplado de los

filtros y a las tomas de aire comprimido de servicio de planta (mantenimiento, lanzas

de aire, etc.).

En una toma del calderín principal se instalará un secador frigorífico, para la

purificación del aire de instrumentación, que será distribuido mediante la

correspondiente red de servicio de aire de instrumentación, a los puntos de consumo

(controladores de nivel, actuadores de válvulas automáticas, etc.).

10.2.20 Generador de emergencia

La planta irá dotada de un generador de emergencia, con arranque automático a falta

de tensión en las barras de acometida de alta tensión. El generador estará al exterior,

para favorecer la disipación de los gases de escape.

En principio, tendrá una potencia de 350 KVA. Será suficiente para poder mantener el

sistema de iluminación de emergencia, así como las tomas auxiliares de corriente de

mantenimiento de la planta, los mecanismos de movimiento y elevación de rastrillos de

Memoria Técnica

267

los espesadores, varias bombas de sumidero al mismo tiempo y algunos equipos

auxiliares como compresores, puentes grúa, etc.

Dado que el grupo contra-incendios dispone de su propio sistema diesel, la

conmutación a la bomba eléctrica desde el grupo de emergencia será manual y solo se

actuaría en caso de un fallo combinado de la bomba eléctrica y la bomba diesel del

sistema contra-incendios.

El generador dispondrá de un tanque de combustible diesel, con capacidad para 24

horas de funcionamiento a potencia nominal.

Los sistemas de control que lo precisen y los ordenadores de planta llevarán los

correspondientes Sistemas de Alimentación Ininterrumpida (SAI) soportados por

baterías.

Memoria Técnica

268

10.2.21 Edificio de la planta de tratamiento

Todos los equipos principales estarán cimentados sobre terreno natural firme.

Eventualmente algunos equipos auxiliares podrán estar cimentados en relleno. Se

efectuará el correspondiente Estudio Geotécnico para los cálculos de las cimentaciones

en ambos casos, aplicándose los adecuados factores de seguridad en los mismos.

Los equipos con elevados momentos laterales se cimentarán en lo posible directamente

sobre la obra civil. Solamente los acondicionadores, las celdas de relavado, el filtro y

algunos equipos estáticos se encontrarán sobre estructura metálica.

Los edificios serán construidos en estructura metálica preferentemente atornillada. El

dimensionado de la estructura tomará en consideración, de manera especial, los

puentes grúa de servicio y su orientación, respecto a la estructura.

Los cerramientos tanto laterales como superiores serán realizados con chapa grecada

tipo Lesaca o similar de tipo sencillo. En cumbrera se instalarán los correspondientes

extractores estáticos, que estarán reforzados en determinadas zonas por extractores

dinámicos.

En las zonas marcadas en los planos se encontrarán puertas, de dimensiones

adecuadas para permitir acceso de maquinaria de limpieza o maquinaria móvil de

mantenimiento y servicios. Las puertas serán abatibles, de tipo tijera donde sea posible

y de tipo persiana cuando las necesidades de servicio así lo aconsejen. Se estudiará la

situación de celdas de flotación y molienda en intemperie al tratarse de flotación no

selectiva.

Aun cuando algunos aspectos se han descrito con anterioridad, a continuación se

describen los aspectos más relevantes del edificio del concentrador y servicios de

proceso auxiliares:

Trituración: Como ya se ha comentado la trituración ira dispuesta en el interior de la

mina. La tolva de alimentación a la machacadora estará construida en hormigón, con la

parte inferior reforzada con material antidesgaste de fácil reposición. La machacadora

estará apoyada directamente sobre la obra civil de hormigón. A media altura habrá

plataformas de trámex conectadas con escaleras. En el nivel superior se encontrará una

pequeña cabina con el centro de control de motores de la sección y los paneles locales

de instrumentación y control. Habrá un sistema de televisión en circuito cerrado

controlando la descarga a la tolva principal y a la machacadora para favorecer la

supervisión indirecta. El actuador del variador de velocidad del alimentador se

encontrará en zona accesible y con vista a la descarga de la machacadora. Dada la

diferencia de disponibilidad entre las secciones, y la existencia del acopio de material

triturado, el mantenimiento de la machacadora no interferirá en el funcionamiento del

resto de la planta.

Memoria Técnica

269

Acopio de Gruesos: El material triturado descargará en una tolva abierta. Como ya se

ha comentado previamente el acopio de gruesos tendrá una cubierta tipo “domo” para

evitar la propagación de polvo En la parte inferior del mismo se construirá un túnel de

hormigón (o tubo tipo ARCO) donde estarán alojados los alimentadores apron. La

descarga de los mismos se realizará mediante los correspondientes tolvines de

transferencia sin capotar. El dimensionado del túnel permitirá acceso a ambos lados de

la cinta de extracción, para permitir la fácil limpieza de la zona. La solera será de

hormigón, con pendiente hacia fuera para favorecer la limpieza y el drenaje del mismo.

El túnel irá provisto de los adecuados sistemas de extinción de eventuales fuegos.

Durante la fase de ingeniería de detalle se estudiará la sustitución del acopio de gruesos

en superficie por acopio en silo intermedio de alimentación al molino.

Cintas: Las cintas serán lisas, de tipo ignífugo, abiertas, sin capotaje, sobre estructura

apoyada en el suelo en donde sea posible. En las zonas elevadas, no accesibles,

dispondrán de pasillo lateral, a uno de los lados, con material antideslizante, tipo

tramex, con barandilla. La transmisión de las mismas será mediante grupo motor

reductor, estando las de mas de 30 KW provistas de acoplamiento de arranque tipo

“Fluid Drive” o similar. La cinta de sacrificio tendrá en la cabeza de transferencia a la un

electroimán con retirada manual de materiales magnéticos. Todas las trasferencias de

material irán capotadas, con la correspondiente captación de polvo. Las cintas irán

provistas de interruptores de tirón de emergencia, control de deslizamiento en el

tambor posterior y controladores de desvío en cabeza y cola, fabricados de forma

estanca a agua y polvo. Los cableados de las mismas, tanto de fuerza como de mando, se

realizarán en el lateral visitable (el del pasillo), mediante canaletas de cables o

mediante soportes adecuados.

Molienda: Los molinos, reductores y motores irán directamente apoyados sobre la

obra civil de hormigón, sobre los correspondientes pedestales, adecuadamente

nivelados en montaje. El sistema piñón corona será hermético e irá enteramente

capotado, con una recogida inferior del exceso de grasa. Dispondrá de puerta de

inspección fácilmente accesible, en la parte superior. En la parte inferior, se cuidará el

acceso a la zona, para favorecer la limpieza. Toda la zona de molienda estará construida

en pendiente hacia la bomba de sumidero. La zona estará batida, por un puente grúa,

que estará apoyado en la distancia corta del edificio. Dicho puente grúa tendrá al menos

capacidad para elevar el motor o el reductor del molino, y será utilizado, tanto en

mantenimiento como en operación para la recarga de bolas a los cuatro molinos.

Molino de pebbles: Se encuentra alojado en una estructura abierta, con un polipasto

de servicio, cubriendo lateralmente el cono. En las inmediaciones se encontrará un foso

con las piezas de repuesto del cono.

Flotación: La zona de flotación tendrá la solera en pendiente hacia la bomba de

sumidero, para recoger eventuales derrames o reboses de celdas. La pendiente de las

soleras será la suficiente para entregar un volumen efectivo equivalente al vaciado del

circuito que tiene encima (Desbaste + relavado). Las celdas de desbaste estarán

Memoria Técnica

270

apoyadas directamente sobre la obra civil y las del relavado lo estarán en plataformas

elevadas en estructura metálica. Se utilizarán las plataformas de inspección de la parte

de arriba de las celdas como pasarelas, con las adecuadas conexiones entre niveles. Las

bombas de espumas serán de tipo vertical con cuba incorporada. La cuba estará forrada

de goma anti-abrasiva. La obra civil de las bombas será en forma de pedestal para que

las partes metálicas estén por encima del nivel de inundación del foso. La estructura

metálica soporte de equipos y del edificio estará apoyada en enanos de hormigón, que

tendrán, asimismo, un nivel de apoyo superior al nivel de inundación de la zona. Las

bombas horizontales tendrán un criterio similar a las bombas de molienda, estando

construidas normalmente de goma (o material similar, tal como poliuretano). El vano

de flotación y filtros estará batido por el puente grúa de la zona. El puente grúa tendrá

una altura de gancho útil que permita el desmontaje del mayor de los mecanismos de

las celdas. Las bombas se encontrarán implantadas de tal forma que en vertical tengan

acceso diáfano al puente grúa.

Oxidación: La planta de oxigeno se instalará en una zona apartada de la planta

principal. El oxigeno se llevará a la zona de consumo de oxidación a presión por medio

de tuberías. El corazón de la oxidación a presión es el autoclave de dimensiones

aproximadas 12 m de largo por 2 de diámetro. Esta zona estará caracterizada por sus

pequeñas dimensiones y no es necesaria la ubicación de la misma y los equipos

auxiliares en un edificio.

Lixiviación: Como ya se ha explicado previamente, estará compuesto por los tanques

de CIL (Carbon in Leach). La columna de elución y lavado ácido y el sistema de

detoxificación de cianuro. Esta zona no precisa de la construcción de edificios.

Electro obtención y Sala de Oro: Esta zona de muy reducidas dimensiones albergará

la zona de electrólisis y la sala de oro. Será una zona de paso y estancia restringida por

motivos de seguridad.

Sistemas de aire comprimido: Todos los sistemas de aire comprimido (soplantes de

flotación y compresores de servicio) se encontrarán alojados en un edificio separado y

tan alejado de las zonas de servicios (vestuarios, oficinas, etc.) como sea posible, para

prevenir ruidos. La toma de aire de los mismos se efectuará mediante los

correspondientes filtros, de fácil acceso para limpieza y sustitución. Los cerramientos

serán de chapa Lesaca o similar con aislamiento acústico tipo sándwich doble.

Preparación de reactivos: Formando parte de uno de los laterales de flotación se

encontrará la zona de almacenamiento y preparación de reactivos. Dispondrá de una

zona diáfana para almacenar palets, eventualmente en dos o tres alturas, con acceso

superior mediante el puente grúa de reactivos e inferior mediante carretilla. El acceso

para descarga de reactivos se efectuará mediante la adecuada puerta basculante. De

manera general, los tanques estarán a tres niveles: en una plataforma elevada

intermedia se encontrará la zona de preparación, en otra por encima se encontrará el

de distribución y apoyados en el suelo se encontrarán los tanques de almacenamiento

Memoria Técnica

271

sobre pequeños pedestales. La zona de la cal estará totalmente cerrada con un foso, con

un pequeño murete perimetral, así como las zonas de los diferentes reactivos. Habrá

varias bombas móviles de sumidero, para limpieza de los diferentes cubículos.

Sala de control: En el centro de la nave se encontrará la sala de control, donde se

recibirá toda la información de todos los sistemas, incluidas las cámaras de televisión y

la información del analizador en continuo. Será de chapa tipo sándwich y tendrá aire

acondicionado. No tendrá personal asignado (como panelista) y alojará los

convertidores analógicos a digitales y las terminales de ordenador.

Planta de Pasta: Tal como se ha adelantado y estando todavía en fase previa de estudio

la planta de pasta estará ubicada en un edificio anexo a las instalaciones de tratamiento

del mineral. Constará de un edificio donde irán ubicados los equipos de filtración, los

silos de cemento y el grupo de bombeo a interior.

Depósito de estériles: La construcción del mismo empezará con el desbroce y retirada

de la capa de tierra vegetal, que será acopiada en una zona perimetral próxima, para

favorecer la recolocación de la misma en la restauración posterior del terreno. Contará

con los adecuados canales perimetrales, excavados sobre el terreno natural, protegidos

mediante escollera, para impedir su erosión en las zonas de relleno, que permitirán,

mediante las adecuadas compuertas a diferentes niveles, la desviación del agua a la

parte inferior del depósito de estériles, para su reutilización en planta, contando

asimismo con la posibilidad de desviar las aguas de lluvia fuera del perímetro del

depósito, en periodos húmedos. La zona de apoyo del muro se excavará

adecuadamente, para proceder a la cimentación en roca del mismo. El canal de recogida

del drenaje se excavará en terreno natural y será cubierto con escollera permeable,

para descargar a las correspondientes bombas de recirculación al depósito.

Sistema de aguas de proceso y fresca: Ya se ha mencionado que el circuito de agua de

proceso será cerrado, con descarga cero. Los tanques de agua fresca y de proceso irán

apoyados en soleras de hormigón, con los correspondientes drenajes a zona segura. Las

depósitos de agua fresca (recirculada en el caso de ser necesaria) irán adecuadamente

impermeabilizadas con materiales de la zona. Las bombas estarán adecuadamente

cimentadas en roca. La distribución de corriente a las diferentes instalaciones se

efectuará en media tensión a transformadores situados en el último poste, desde los

que se alimentarán los centros de control de motores de las bombas remotas. El mando

de las mismas se podrá actuar en local y remoto, como el resto de los equipos de la

planta. Allá donde se considere necesario, por necesidades de supervisión en

posiciones remotas a la planta, se instalarán los correspondientes sistemas de

televisión, con señal de radio a la sala de control.

Urbanización de exteriores: Las zonas perimetrales de la planta se encontrarán

pavimentadas de forma perimetral. Contarán con el adecuado sistema de drenaje y

captación de pluviales, así como de los adecuados aspersores de riego para eliminación

de polvo, cuando así sea necesario. Las pistas de mina no estarán pavimentadas,

Memoria Técnica

272

contarán con las adecuadas cunetas y estarán provistas de material de firme

procedente de la propia explotación. Se proveerán las adecuadas zonas para

aparcamiento de vehículos, tanto ligeros como pesados.

Zona de contratistas: Durante la construcción se habilitará la correspondiente zona

para contratistas, tanto de mina como los específicos de construcción de planta y

servicios auxiliares. Está prevista la construcción de la fosa séptica definitiva, para ser

utilizada durante la construcción. La zona del contratista de mina se habilitará de forma

definitiva, para proceder a la instalación definitiva de talleres de mantenimiento,

engrase, etc. Será responsabilidad del contratista la habilitación y la obtención de las

correspondientes Permisos y Licencias, para la correcta construcción de los sistemas

auxiliares.

10.2.22 Edificios auxiliares

Se consideran edificios auxiliares aquellos que no alojan instalaciones de proceso. Entre

ellos se encuentran las oficinas, los vestuarios, los laboratorios de preparación de

muestras y de análisis, así como los almacenes y el taller. Estos dos últimos serán de

chapa en cubierta y laterales en la parte superior y de obra en la parte inferior. Los

primeros serán de chapa aislante tipo sándwich e irán provistos de aire acondicionado

y calefacción.

La construcción será de tipo modular, con separaciones sencillas y, en lo posible,

iluminación natural exterior. Se pasan a describir los diferentes edificios:

Edificio de Oficinas

Edificio de preparación de muestras

Edificio de laboratorio de análisis

Vestuarios

Talleres

EDIFICIO DE OFICINAS

Con los siguientes despachos:

o Oficinas separadas para 55 personas aproximadamente.

o Tres oficinas diáfanas para cuatro puestos cada una para planificación mina,

contabilidad y administración y geología.

o Tres con dos puestos para compras, operación planta, jefes de relevo planta.

o Sala de juntas y una pequeña sala para visitas.

Dispondrán de conexiones para red informática en todos los puestos, con calefacción

eléctrica y equipos de aire acondicionado en cada despacho.

Memoria Técnica

273

EDIFICIO DE PREPARACIÓN DE MUESTRAS

Nave diáfana con un cubículo para las sierras de corte, secaderos industriales de

muestras con calefacción diesel y equipos de trituración cuarteo y molienda de

muestras, para poder procesar en dos relevos de lunes a viernes unas 60 muestras

diarias. (20 de control de leyes, 20 de control de planta y unas 10 de expediciones de

concentrado, de lunes a viernes y unas 20 de planta los fines de semana) Para las

muestras de concentrado habrá una segunda línea de secado, molienda y cuarteo

dedicada. Dispondrá de dos pequeñas oficinas, siendo los vestuarios y servicios

comunes al resto de las instalaciones.

EDIFICIO DE LABORATORIO DE ANÁLISIS

Todos los análisis de control de leyes, exploración, control de planta y expediciones de

concentrado serán realizados “in situ”. Se analizarán de manera rutinaria en todas las

muestras, al menos Au, Ag, Fe, As.

El edificio será de tipo prefabricado, con chapa sándwich doble y suelo de gres. Contará

con las correspondientes protecciones antiácido allá donde se requieran.

Los cubículos necesarios para la realización de todas las operaciones serán al menos:

o Zona de filtros de presión.

o Zona de ataques ácidos. El mobiliario será antiácido y contará con las adecuadas

campanas de extracción.

o Zona de gases, situada en el exterior del edificio, con ventilación natural.

o Zona de básculas. La conexión de las mismas, con los equipos de análisis, se

efectuará mediante una red local, para favorecer el tecleo único e impedir

errores humanos en la identificación de las muestras.

o Zona de ataque al fuego y copelación.

o Zona de Absorción Atómica.

o Dos pequeñas oficinas.

Los servicios exteriores serán los siguientes:

o Captación de polvo y gases de las diferentes instalaciones, con separación del

polvo de preparación y molienda y los gases de las zonas calientes. Las

descargas irán de vuelta al concentrador.

o Foso de neutralización de productos ácidos, con caliza porosa. (O hidróxido

cálcico)

VESTUARIOS

Memoria Técnica

274

Los vestuarios estarán provistos de dobles taquillas, servicios sanitarios y duchas, con

capacidad para unas 140 personas. Serán únicos para personal y mandos, habiendo, en

la zona de oficinas un pequeño vestuario para visitas, personal interno de la compañía

no permanente, etc.

Se habilitarán vestuarios separados para hombres y mujeres, con una distribución a

determinar una vez se defina aproximadamente la composición de sexos de la plantilla.

Dispondrán de agua caliente, para satisfacer al menos la presencia simultanea de 40

personas. Las descargas de fecales se realizarán al sistema de la fosa séptica general del

complejo.

TALLERES

En principio, todo el mantenimiento de planta será realizado “in situ”, con la

colaboración de talleres de la zona que, puntualmente, prestarán servicios al personal

de mantenimiento.

Se dispondrá en la zona de un edificio, provisto de herramientas de mano, oxicorte,

equipos de soldadura semi automática y manual, así como un pequeño almacén de

herramienta específica, para el mantenimiento mecánico.

El mantenimiento eléctrico contará con un pequeño cubículo en la zona del CCM, para

realizar los montajes de taller, etc con un pequeño almacén anexo para la herramienta

eléctrica asignada.

ALMACÉN:

El almacén de planta y servicios generales estará alojado en un edificio separado, con

dimensiones adecuadas a las necesidades de almacenaje. Estas serán definidas en fase

posterior. Será de solera de hormigón, con chapa prelacada, tanto en laterales como en

cubierta, y contará con las correspondientes estanterías.

En zona vallada anexa, se encontrará un espacio abierto, con estanterías de exterior,

para almacenamiento de artículos como tuberías, chapas, perfiles, trafos de repuesto y

todos aquellos materiales susceptibles de ser almacenados al descubierto.

10.2.23 Instalaciones eléctricas

Sistema de alta tensión.

Para garantizar este suministro eléctrico, el proyecto plantea la construcción de dos

líneas eléctricas:

1. Línea 1: Línea de 20 kV situada al norte de la zona del proyecto, cuya longitud

estará comprendida entre 1,5 y 2 km. Esta línea eléctrica proporcionará

Memoria Técnica

275

servicio a la galería durante la fase de construcción y de operación de la

misma.

2. Línea 2: Línea de 132 kV, situada al sur de la zona del proyecto, cuya longitud

puede oscilar entre 2,5 y 4 km dependiendo de la orografía del entorno y de

posibles obstáculos. Esta línea abastecerá a la planta de tratamiento durante

la fase operativa de la actividad.

Ambas líneas llegarán a un centro de transformación que será construido dentro del

recinto minero, donde la electricidad será distribuida a todo el proyecto.

Figura: 126. Diagrama de líneas de alta tensión.

Se solicitará de la misma un sistema de líneas duplicado, para garantizar el servicio con

la menor cantidad posible de interrupciones. Desde la línea, se acometerá el cuadro de

alta tensión que se encontrará en una caseta prefabricada, donde estarán los

seccionadores y los equipos de medida, desde el que se acometerán los trafos de

potencia.

Memoria Técnica

276

Sistema de transformación de potencia. Los trafos serán de intemperie y dispondrán

de repuestos instalados y conectados, mediante los adecuados seccionadores en carga.

La regulación de tensión en principio será en vacío, pero podrá ser en carga,

dependiendo de la calidad del servicio de la compañía suministradora. Este aspecto

será definido en la Ingeniería de detalle, después de las negociaciones con la (s)

compañía (s) suministradora (s). La distribución interna, se realizará mediante líneas

aéreas, a una tensión de 6 Kilovoltios. Los motores de potencia superior a 200 KW se

acometerán asimismo a 6 KV. Los equipos específicos, con grandes motores con

regulación de velocidad se acometerán a la tensión de servicio recomendada por el

fabricante de los equipos.

Distribución de baja y media tensión. Desde las barras de salida de baja tensión de

los trafos, se acometerán los diferentes centros de fuerza de todos los motores de

planta, mina y sistemas auxiliares de bombeo, próximos a la planta. El centro de control

de motores alojará toda la fuerza y mando de todos los motores de la planta, excepto

aquellos que por su pequeño tamaño o posición requieran una unidad independiente

de fuerza y mando. El CCM se acometerá por la parte superior y tendrá las salidas por la

parte superior, a las correspondientes bandejas de distribución. Las bandejas de fuerza

irán por el mismo trazado de las de mando e instrumentación, con los correspondientes

cables apantallados, para prevenir interferencias, ruidos de fondo, etc. Las bombas de

servicio de las diferentes depósitos y depósito de estériles dispondrán de pequeñas

subestaciones de media (6 KV) a baja tensión, de exterior, situadas en el último poste.

Se acometerá desde las mismas el centro de control de motores que será también de

exterior, desde donde se cableará mediante manguera eléctrica las diferentes bombas

de la zona.

10.2.24 Mando, control y comunicaciones

Mando. Todos los equipos dispondrán de botoneras locales, con conmutación desde el

CCM o la sala de control, para pruebas. Se dispondrá de la adecuada señalización

mediante tarjetas y candados, para impedir eventuales accidentes. Los equipos

mayores de planta (fundamentalmente molinos y machacadora) dispondrán de

arranque en local completo, desde el panel específico de los equipos, para prevenir

arranques y paradas inesperados. Todos los equipos dispondrán de setas de parada de

emergencia en local. Habrá una botonera auxiliar en la sala de control para parada de

emergencia de los equipos mayores que, bien por proceso, bien por seguridad, las

precisen.

Sistema de control. El sistema que se utilizará para el control de proceso será de tipo

“control distribuido” con las adecuadas implementaciones y convertidores para

integrar todas las señales de los diferentes equipos de medida de la planta incluyendo

el equipo de análisis en continuo. El número de señales entrada-salida se estima en

unas 1500 y habrá aproximadamente 140 lazos de control, incluyendo controles de

nivel en tanques, regulación de velocidad en bombas y molino SAG, dosificación de cal,

Memoria Técnica

277

para control de pH, regulación de espesadores, etc. Todas las señales remotas se

transmitirán a la Sala de Control.

Sistema de comunicaciones y telefonía. Se dispondrá de sistema de radio de baja

frecuencia, para comunicación entre los diferentes puestos de control de la planta y

mina. Existirá, entre planta, mina,oficinas, taller y almacén, una red de megafonía u otra

de fibra óptica, con el mismo propósito. La centralita de teléfonos, se basará en

tecnología RDSI y será la base tanto de la telefonía como de las comunicaciones

informáticas externas de la empresa. Todos los ordenadores del complejo estarán

conectados mediante una red local con los adecuados servidores. El sistema de control

de la planta dispondrá de una red independiente, sin conexión exterior, para evitar

posibles problemas de virus informáticos, etc.

11 PERSONAL

En cuanto a las necesidades de personal se va a detallar el nivel de empleo directo de

personal que necesitaría la empresa para las labores de operación de la explotación

incluyendo contratas directas, sin tener en cuenta los indirectos, ni otros empleos que

son típicos de este tipo de proyectos como son:

o Empleo durante la fase de ejecución de sondeos. Esta actividad está estimada en

27 personas, durante un periodo de 8 meses

o Empleo generado durante la construcción y montaje de las instalaciones

mineras. Durará entre 10 y 14 meses y el pico máximo de empleo, teniendo en

cuenta otras instalaciones similares, sería de unas 850 personas.

o Empleo generado en las labores subcontratadas, principalmente en labores de

de construcción de galería. El nivel de empleo generado sería del orden 90

personas, principalmente jumbistas, maquinistas, camioneros, mecánicos,

además del personal de explosivos, control y administrativo de estas empresas.

La mayor parte de estos trabajos son continuos durante la vida explotación.

o Equipos de limpieza atípica, mantenimiento programado, y ampliación de

instalaciones

El empleo total directo que se generaría se detalla en los apartados siguientes y se

resumen en la siguiente tabla:

Memoria Técnica

278

DEPARTAMENTO EMPLEADOS

MINA 107

PLANTA Y LABORATORIO 114

ADMINISTRACIÓN 31

TOTAL 262

Tabla 67. Relación de Personal en etapa producción

11.1 PERSONAL DE MINA

El personal de mina tendrá como principal función la supervisión de la explotación,

control de leyes, geotecnia, topografía, planificación, etc., y estará formado por:

PUESTO UTILIZACIÓN TOTAL

PERS/RELEV/FRENT Nº RELEVOS Nº FRENTES TOTAL

PERSONAL

GENERAL

MINA

JEFE DE MINA 1 1 1 1

JEFE OPERACIONES DE MINA 1 1 1 1

SUPERVISOR 2 1 1 2

PLANIFICACIÓN/CONTROL DE

LEYES 2 1 1 2

JEFE DE GEOLOGÍA 1 1 1 1

GEÓLOGO DE CAMPO 2 1 1 2

DELINEANTE 1 1 1 1

TÉCNICO EXPLOSIVOS 1 5 1 5

TOPÓGRAFO 2 1 1 2

ENCARGADO 1 5 1 5

22

Tabla 68. Personal General de mina

El personal de operación y mantenimiento de mina dependerá de la empresa

subcontratada que se encargue de realizar estos trabajos:

PUESTO

UTILIZACIÓN TOTAL UTILIZACIÓN REAL

PERS/RELEV/FREN

T

Nº

RELEVOS

Nº

FRE

NTE

S

TOTAL COEF.

SIMULTANEIDAD TOTAL

PERSONAL

OPERACIÓ

N MINA

MANTENIMIENTO

SERVICIOS 3 5 1 15 100% 15

MECÁNICOS 2 5 1 10 100% 10

ARTILLERO 2 5 1 10 100% 10

JUMBISTA 1 3 2 6 50% 3

AYUDANTE

JUMBISTA 1 3 2 6 50% 3

OPERARIO

BULONADORA 1 3 1 3 50% 1.5

Memoria Técnica

279

AYUDANTE

BULONADORA 1 3 1 3 50% 1.5

OPERARIO SIMBA 1 3 2 6 50% 3

AYUDANTE SIMBA 1 3 2 6 50% 3

GUNITADOR 1 3 1 3 50% 1.5

CHOFER

HORMIGONERA 1 3 1 3 50% 1.5

SONDISTA 1 3 2 6 50% 3

AYUDANTE

SONDISTA 1 3 2 6 50% 3

OPERARIO

RETROEXCAVADOR

A

1 4 2 8 80% 6.4

PALISTA 1 4 3 12 80% 9.6

CHOFER CAMION 1 3 3 9 80% 7.2

OTROS MACHACADORA

INTERIOR 1 5 1 5 100% 5

117

87.2

Tabla 69. Personal Operación de Mina

Con lo cual se estima que el personal necesario para el funcionamiento diario de la

mina, basado en los ritmos productivos y a los relevos diarios necesarios para ellos,

rondará las 110 personal entre personal fijo de la empresa y personal subcontratado.

11.2 PERSONAL DE PLANTA

Debido a las necesidades de disponibilidad de la planta se han considerado que la

mayor parte del equipo de operación trabaje a turnos. Por ello para cubrir las 24 h

durante los 365 días del año se han considerado como minino 5 grupos. Estos 5 grupos

en relevos de 12 horas o de 8 horas con los correspondientes descansos organizados

formarán el equipo de operación.

La planta estará dividida en varios departamentos siendo las necesidades de personal

de cada uno de ellos las que se muestran a continuación:

Planta General:

POSICION CANT

Jefe de Planta 1

Metalurgista 1

Expediciones Concentrado 1

Encargado General 1

Total 4

Memoria Técnica

280

Mantenimiento:

POSICION CANT

Jefe Mantenimiento 1

Jefe Mtto. Eléctrico 1

Electricistas 5

Mecánicos 11

Instrumentista 2

Ayudantes Mantenimiento 10

Total 30

Operación:

POSICION CANT

Jefe Operaciones planta 1

Jefes de Relevo 5

Polivalente 5

Operario Trituración 5

Operario Molienda 5

Operario Flotación 5

Operario Filtración 5

Operario Oxidación 10

Operario Lixiviación 5

Operario Sala de Oro 3

Rotación 5

Preparación Reactivos 2

Operarios Expediciones 2

Total 58

Laboratorio y Preparación de Muestras:

Jefe de Laboratorio 1

Preparación Muestras 6

Ayudantes prep Muestras 6

Analistas 6

Ayudantes Analistas 3

Total 22

El número de personas necesarias para el correcto funcionamiento de la planta es de

114.

Memoria Técnica

281

11.3 ADMINISTRACIÓN

Los costos de administración van a ser fundamentalmente fijos y corresponden en gran

medida a los gastos de personal.

El personal que va a participar en el departamento de administración/gastos generales

es el siguiente:

Director General/Facultativo 1

Jefe de Administración 1

Jefe de Contabilidad 1

Jefe de Medio Ambiente 1

Jefe de Personal y Seguridad 1

Contable 1

Personal Administración 3

Secretarias 2

Telefonista 2

Jefe de Compras 1

Jefe de Almacén 1

Personal de Almacén 2

Guardería 10

Limpieza 4

Total 31

12 CUESTIONES MEDIOAMBIENTALES

El presente proyecto de explotación discurre paralelo al Proyecto de Estudio de

Impacto Ambiental ya en elaboración y estudio de campo. Como cuestiones

medioambientales se ha considerado una serie de objetivos y compromisos a cumplir

por la empresa.

12.1 OBJETIVOS

La eficacia real de la contribución minera hacia un futuro bienestar social depende de

numerosos factores entre los que cabe destacar, por lo fundamental de su carácter, no

sólo la capacidad de generar empleo y la necesaria rentabilidad económica de la

actividad, sino también el nivel de protección y demás garantía medioambientales que

debe ser capaz de ofrecer.

Exploraciones Mineras del Cantábrico S.L. quiere ser una empresa de éxito mundial en

la explotación de recursos minerales y que sea reconocida por su sensibilidad

medioambiental.. Nuestro compromiso de responsabilidad quiere estar plasmado en

cada una de nuestras acciones de forma que nuestros proyectos sean capaces de

Memoria Técnica

282

garantizar un equilibrio entre la generación de riqueza y la protección inequívoca del

medioambiente. En particular nuestros objetivos son:

o Incluir en nuestros proyectos todas aquellas medidas que permitan minimizar,

dentro de los límites de lo razonable, los posibles efectos negativos de nuestras

acciones sobre el medio natural.

o Rehabilitar las áreas afectadas por nuestras actividades empleando para ello los

mejores métodos conocidos siempre y cuando éstos ofrezcan las debidas

garantías de éxito y condiciones de viabilidad.

o Conseguir la integración en nuestra estrategia de acción diaria de las más

avanzadas prácticas de Gestión Medio Ambiental.

o Establecer niveles internos de protección medioambiental que vayan más allá de

los mínimos requeridos por la ley.

o Mantener una relación directa con los organismos medioambientales de la

administración con el fin de gestionar de la forma más coherente los recursos

que se destinen a este fin.

12.2 COMPROMISOS

Para la consecución de estos objetivos, EMC.SL. se ha comprometido a:

o Cumplir con la legislación nacional, regional y normativa local de vigencia y

aplicación en las áreas de cada uno de nuestros proyectos.

o Colaborar de forma apropiada con la Autoridades y Órganos de Estado, así como

con los representantes de grupos sociales legítimos y miembros de la comunidad

en general, para la consecución de un marco de diálogo y entendimiento en el

que prevalezca el respeto a los intereses de todas las partes interesadas.

o Evaluar de forma previa y sistemática los posibles impactos medioambientales y

socio-económicos de todos nuestros proyectos.

o Aplicar niveles de seguridad y protección medioambiental rigurosos a cada una

de las actividades individuales.

o Evaluar de forma periódica los posibles riesgos, tanto económicos como

medioambientales de nuestras operaciones.

o Poner en conocimiento de todos nuestros empleados y personal de contratación

las exigencias de los compromisos asumidos por EMCSL en materia

Memoria Técnica

283

medioambiental y proporcionarles los medios y ayudas necesarias para facilitar

su implementación y mantenimiento.

o Promover actividades de investigación y desarrollo que contribuyan a mejorar el

conocimiento de las implicaciones medioambientales de nuestras acciones así

como a desarrollar procesos, tecnologías y/o equipos que permitan cubrir las

nuevas necesidades.

Memoria Técnica

284

13 ESTUDIO ECONÓMICO

13.1 INVERSIONES.

En el siguiente grupo de tablas se describen las inversiones previstas para el correcto

funcionamiento del proyecto. Estas inversiones se realizarán en el área de mina, planta

de tratamiento e instalaciones auxiliares.

13.1.1 Inversiones mina:

Los costes de inversión siguientes, referentes exclusivamente a la parte de minería, han

sido estimados, por un lado, en base a formulas de cálculo utilizadas y reconocidas para

proyectos mineros actuales y, por otra parte, mediante aplicación de precios

suministrados por empresas especializadas en la ejecución de los trabajos de los que se

trata en el presente proyecto.

Los principales costes de inversión para la mina serán:

Preparación de Exteriores.

Ejecución de galería de acceso principal.

Desarrollo y preparación de galerías interiores.

Chimeneas de ventilación y ore-pass.

Maquinaria de perforación, cargue y transporte.

Ventilación.

Bombeos.

Distribución de agua.

Trituración primaria de interior.

Compresores y distribución de aire comprimido.

Relleno de cámaras.

Distribución Eléctrica.

Se debe hacer notar que la mayoría de los costos de inversión que figuran en las

páginas siguientes, lo hacen a modo ilustrativo, ya que en la práctica, muchos de ellos

serán asumidos por la empresa, o las empresas contratistas, que ejecuten las obras y

muchos costos (instalación de servicios, maquinaria, etc.) van incluidos en el costo por

metro lineal de ejecución de galerías, debiendo ser también, por tanto, considerados

como costes de operación, en lugar de costes de inversión. No obstante, se desglosan a

continuación como costes capitales asumidos por la empresa promotora con el objetivo

de ilustrar el orden de magnitud de costo que supone dentro del montante total del

proyecto.

Preparación de Exteriores:

Memoria Técnica

285

Incluye movimiento de tierras y eliminación de cubierta vegetal en las áreas destinadas

a depósito de estériles, escombrera, planta de tratamiento y zona de instalaciones

auxiliares.

Donde Ha son las hectáreas de terreno a preparar.

Ejecución Galería de Acceso Principal:

Se estimó en base a las tarifas ofertadas por empresas especializadas en la ejecución de

este tipo de trabajos. Del análisis de estas ofertas se extrae un precio promedio por

metro lineal que incluye excavación, sostenimiento estándar e implantación de

servicios, de aproximadamente €/m.

Desarrollo y preparación de galerías:

En base a las ofertas mencionadas anteriormente, se estima el costo unitario para este

tipo de trabajo en €/m.

Ejecución de chimeneas:

Costo de ejecución de chimeneas verticales mediante método de Raise-Boring,

estimado aproximadamente en €/m.

Maquinaria de perforación, carga y transporte:

Los costos de inversión para la maquinaria necesaria para este proyecto, pueden

estimarse en base a los precios actuales suministrados por fabricantes, según se

muestran de modo aproximado en la siguiente tabla:

MAQUINARIA MINERÍA SUBTERRANEA PRECIO DE COMPRA (€) CANTIDAD TOTAL

CAMIONES VOLVO A30F 30 T (O EQUIV.)

5

PALA TIPO LHD 5 M3 TIPO ST1020 (O EQUIV.)

4

BULONADORA BOLTEC 235H-DCS

1

SIMBA ATLAS COPCO L6 C

1

JUMBO ATLAS COPCO ROCKET BOOMER 282

3

GUNITADORA SPRAYCON SC 20.7

2

PLATAFORMA ELEVADORA GETMAN A64(O EQUIV.)

1

TRANSPORTE DE PERSONAL/TOYOTAS

5

CAMIÓN GRUA GETMAN A64 HI AB 095 (O EQUIV.)

1

PALA CARGADORA 966

1

SUBTOTAL

Tabla 70. Coste maquinaria

Memoria Técnica

286

Ventilación:

Fórmula de cálculo basada en la potencia instalada de ventiladores y la profundidad y

el tipo de explotación:

Donde Kw es la potencia instalada en Kilovatios.

Sistema de Bombeo:

Fórmula para el cálculo del sistema de bombeo incluyendo depósitos de decantación,

bombas, tuberías, etc.:

Donde Kw es la potencia de bombas instaladas en kilovatios.

Distribución interior de agua:

Para el consumo estimado de agua y una mina con producción de Tm/día:

Trituración primaria de interior:

Para una trituradora de mandíbulas que ha de dar la producción de Tm/día.

Se incluye también el costo de la cámara de machaqueo, con su sostenimiento y las

cimentaciones para la trituradora:

Sala de Compresores:

Basado en el caudal Q de aire comprimido a suministrar al interior de mina:

Incluye compresores, accesorios, centro de compresores y cimentaciones para

producción requerida.

Distribución de agua y aire:

Costo de la instalación de tuberías de distribución para agua y aire, basadas en la

longitud de tubería necesaria en metros y en la capacidad de los compresores a utilizar:

Memoria Técnica

287

Distribución de Pasta para relleno de cámaras:

Formula basada en la distancia a la que se debe de bombear el relleno y en la

producción media diaria de mineral minado, T, en toneladas.

Alimentación Eléctrica en Interior:

Se ha tenido en cuenta que toda la instalación interior de cableado, y demás equipación

de tipo eléctrico, ya está incluida en el apartado de ejecución de galerías en cuanto a la

instalación de servicios en la misma, de modo que, en este apartado solo se cuantifica el

posible alquiler de grupos electrógenos temporales hasta la conexión definitiva a la red

de traída eléctrica a la mina (Tiempo estimado 5 meses).

Grupo Electrógeno 250 kva = €/día

Grupo Electrógeno 500 kva = €/día

Memoria Técnica

288

COSTES CAPITALES MINA

Total

Preparación Exteriores Movimiento y preparación de exteriores, plaza de edificios auxiliares, densidad de

crecimiento de arboleda y pendiente de la zona.

Ejecución Galería

Excavación, sostenimiento y servicios en galería de acceso principal.

Desarrollo y preparación pre-producción interior

Excavación, sostenimiento y servicios en desarrollo interior y galerías de producción

Chimeneas

Ejecución de chimeneas verticales de ventilación y trasvase de mineral, mediante Raise-Boring

Maquinaria de Perforación, carga y transporte

Ventilación

Ventilación según potencia instalada de ventiladores y profundidad y tipo de explotación

Bombeos

Estaciones de decantación, rebombeos, bombas, instalación de tuberías, etc.

Suministro de Agua

Consumo de agua para perforación con jumbo y producción dada, refrigeraciones y demás consumos de interior.

Compresores

Compresores, accesorios, centro de compresores y cimentaciones para producción requerida.

Distribución de agua y aire

Instalación de tubería para distribución de agua y aire en toda la longitud de la explotación.

Distribución Rellenos Cámaras

Relleno de cámaras según producción estimada y longitud de desarrollos interiores

Suministro Eléctrico

Grupo Electrógeno 250 KVA

Grupo Electrógeno 500 KVA

Hasta el momento de conexión a la red general definitiva (Estimación 5 meses)

Tabla 71. Inversión de Mina con IVA

Memoria Técnica

289

De esta suma final, como se ha dicho, habría que descontar todas la partidas que, en

realidad, irán incluidas en los costos de producción como trabajos a realizar por

contratista.

13.1.2 Inversiones planta:

En referencia a las inversiones directas de planta podemos considerar las siguientes

por áreas:

Trituración

Cinta interior y Acopio

Molienda

Flotación y espesado

Oxidación a Presión y Planta oxigeno

Espesado CCD

Lixiviación CIL

Neutralización

Preparación de reactivos

Planta de pasta

En el caso del área de trituración las inversiones a realizar son las siguientes:

HORAS COSTE

TRITURACIÓN TRABAJO €/H PERSONAL MATERIAL EQUIPO TOTAL

EQUIPOS NECESARIOS

OBRA CIVIL

ESTRUCTURAS METÁLICAS

INSTRUMENTACIÓN

TUBERIAS

TOTAL GASTOS DIRECTOS

Tabla 72. Inversiones área trituración

En el caso del área de Cinta interior y Acopio las inversiones a realizar son las

siguientes

HORAS COSTE

CINTA INTERIOR ACOPIO TRABAJO €/H PERSONAL MATERIAL EQUIPO TOTAL

EQUIPOS NECESARIOS

OBRA CIVIL


INSTRUMENTACIÓN

TUBERIAS


Tabla 73 Inversiones Cinta Interior y Acopio Intermedio

Memoria Técnica

290

En el caso del área de Molienda las inversiones a realizar son las siguientes:

HORAS COSTE

MOLIENDA TRABAJO €/H PERSONAL MATERIAL EQUIPO TOTAL

EQUIPOS NECESARIOS

OBRA CIVIL


EDIFICIOS

INSTRUMENTACIÓN

TUBERIAS


Tabla 74. Inversiones Área Molienda

En el caso del área de Flotación y espesado las inversiones a realizar son las siguientes:

HORAS COSTE

FLOTACIÓN+ESPESADO TRABAJO €/H PERSONAL MATERIAL EQUIPO TOTAL

EQUIPOS NECESARIOS

OBRA CIVIL


EDIFICIOS

INSTRUMENTACIÓN

TUBERIAS


Tabla 75. Inversiones Área de flotación y espesado

En el caso del área de Oxidación a presión y Planta de Oxig, las inversiones a realizar

son las siguientes.

HORAS COSTE

OXIDACIÓN PRESIÓN+ PLANTA O2 TRABAJO €/H PERSONAL MATERIAL EQUIPO TOTAL

EQUIPOS NECESARIOS

OBRA CIVIL


INSTRUMENTACIÓN

TUBERIAS


Tabla 76. Inversiones área oxidación a presión y planta de O2

En el caso del área de Espesado y CCD, las inversiones a realizar son las siguientes.

HORAS COSTE

ESPESADO - CCD TRABAJO €/H PERSONAL MATERIAL EQUIPO TOTAL

EQUIPOS NECESARIOS

Memoria Técnica

291

OBRA CIVIL


INSTRUMENTACIÓN

TUBERIAS


Tabla 77. Inversiones área espesado CCD

En el caso del área de Lixiviación CIL, las inversiones a realizar son las siguientes

HORAS COSTE

LIXIVIACION CIL TRABAJO €/H PERSONAL MATERIAL EQUIPO TOTAL

EQUIPOS NECESARIOS

OBRA CIVIL


INSTRUMENTACIÓN

TUBERIAS


Tabla 78. Inversiones Área CIL

En el caso del área de Neutralización, las inversiones a realizar son las siguientes:

HORAS COSTE

NEUTRALIZACION TRABAJO €/H PERSONAL MATERIAL EQUIPO TOTAL

EQUIPOS NECESARIOS

OBRA CIVIL


INSTRUMENTACIÓN

TUBERIAS


Tabla 79. Inversiones área neutralización

En el caso del área de Preparación de Reactivos, las inversiones a realizar son las

siguientes:

HORAS COSTE

PREPARACION REACTIVOS TRABAJO €/H PERSONAL MATERIAL EQUIPO TOTAL

EQUIPOS NECESARIOS

OBRA CIVIL


INSTRUMENTACIÓN

TUBERIAS


Tabla 80. Inversiones Área de Reactivos

Memoria Técnica

292

En el caso del área de Planta de pasta, las inversiones a realizar son las siguientes:

HORAS COSTE

PLANTA DE PASTA TRABAJO €/H PERSONAL MATERIAL EQUIPO TOTAL

EQUIPOS NECESARIOS

OBRA CIVIL


TUBERIAS

EQ, ELECTRICO E INSTRU,

OTROS


Tabla 81. Inversiones Planta de Pasta

En referencia los costes indirectos; podemos resumir los mismos en la siguiente tabla:

INDIRECTOS EUROS EPCM (% DEL COSTE DIRECTO) 18%

LICENCIAS Y VISADOS

INSTALACIONES TEMPORALES

GASTOS SUMINISTRADORES

GRÚAS Y EQUIPOS MÓVILES

PUESTA EN MARCHA

LLENADOS INICIALES

REPUESTOS

FONDO DE MANIOBRA

Indirectos Sub Total:

Tabla 82. Inversiones Indirectas

Como resumen de las inversiones a realizar en la planta tenemos la siguiente tabla.

Memoria Técnica

293

PLANTA DE PROCESAMIENTO

TRITURACIÓN INTERIOR

ACOPIO INTERMEDIO CINTA INTERIOR

MOLIENDA

FLOTACIÓN

ESPESADO FLOTACIÓN

OXIDACIÓN A PRESIÓN

CIRCUITO CCD

NEUTRALIZACIÓN

LIXIVIACIÓN CIL

PLANTA DE OXIGENO

REACTIVOS

PLANTA DE PASTA

PLANTA DE PROCESAMIENTO TOTAL:

INFRAESTRUCTURA DE PLANTA

ACONDICIONAMIENTO PLANTA

ACONDICIONAMIENTO PLANTA

ACONDICIONAMIENTO PLANTA SUB TOTAL:

EDIFICIOS

OFICINAS DE ADMINISTRACIÓN

OFICINAS DE PLANTA

ALMACÉN SONDEOS

EDIFICIO LABORATORIO

EDIFICIO PREPARACIÓN MUESTRAS

TALLER/ALMACÉN

ALMAC. PRODUCTOS QUÍMICOS

GARITA SEGURIDAD

SALAS ELÉCTRICAS

EDIFICIOS SUB TOTAL:

OTRAS INFRAESTRUCTURAS

COMPRA DE TERRENOS

SUMINISTRO DE AGUA

SISTEMA COMUNICACIONES

SUMINISTRO ELÉCTRICO

TRATAMIENTO AGUA

DEPÓSITO DE ESTÉRILES

OTRAS INFRAESTRUCTURAS:

COSTES TOTALES:

INDIRECTOS

EPCM (% DEL COSTE DIRECTO) 18%

LICENCIAS Y VISADOS

Memoria Técnica

294

INSTALACIONES TEMPORALES

GASTOS SUMINISTRADORES

GRÚAS Y EQUIPOS MÓVILES

PUESTA EN MARCHA

LLENADOS INICIALES

REPUESTOS

FONDO DE MANIOBRA

INDIRECTOS SUB TOTAL:

COSTES PROPIOS

COSTES PROPIOS TOTAL:

COSTES INDIRECTOS TOTAL:

SUB- TOTAL:

Tabla 83. Resumen Inversiones Planta de Tratamiento con IVA

13.2 COSTES OPERATIVOS

13.2.1 Costes operativos mina

Los costes de minería se dividen en fijos y variables.

Para los gastos variables se han considerado fundamentalmente los precios de la tabla

siguiente:

CONCEPTO UNIDAD €/UNIDAD €/TN POR TN TRATADA

PERFORACIÓN EN DESARROLLOS M

VOLADURA EN DESARROLLOS T

PERFORACIÓN DE PRODUCCIÓN M

VOLADURA EN PRODUCCIÓN T

VOLADURA CHIMENEAS PRODUCCIÓN T

CONTROL DE LEYES T

TRANSPORTE EN DESARROLLOS T

CARGA PALA EN DESARROLLOS T

CARGA PALA EN PRODUCCIÓN T

TRANSPORTE MINERAL ORE PASS O MACHACADORA T

MACHAQUEO Y TRANSPORTE CINTA T

BULONAJE UD

CUADROS METÁLICOS UD

GUNITADO M3

RELLENO CÁMARAS T

Memoria Técnica

295

SERVICIOS Y SUPERVISIÓN AÑO

TOTAL €/TN TRATADA

Tabla 84. Costes Operativos de Mina de Interior

Los fijos corresponden fundamentalmente a los costos de personal, seguros,

consultores, etc

13.2.2 Costos operativos planta

Los costes operativos de procesamiento de mineral son los siguientes, divididos en fijos

y variables

COSTES FIJO VARIABLE

TRATAMIENTO €/AÑO €/T MIN % €/AÑO €/AÑO €/T MIN.

PERSONAL

CONSUMIBLES

ENERGÍA

MANTENIMIENTO

LABORATORIO

GENERAL ADMIN.

TOTAL PLANTA

Tabla 85. Costes Operativos de Planta

Memoria Técnica

296

13.3 PARÁMETROS ECONÓMICOS

Como base del modelo financiero se han utilizado las siguientes hipótesis:

CONCEPTO VALOR

TASA DE CAMBIO EURO/US$

PRECIO DEL ORO (US$/OZ)

RECUPERACIÓN SUBT.

REC. MASA FLOTAC

RECUPERACIÓN FLOTACIÓN

RECUPERACIÓN POX + CIL

RECUPERACIÓN TOTAL PLANTA

COSTOS OPER INTERIOR (€/T)

COSTS OPER PROCESO (€/T)

CAPITAL MANTENIMIENTO

CONTINGENCIAS

COSTOS DE VENTA

COSTOS DE REFINO

SUBVENCIONES RECIBIDAS

TASA DE DESCUENTO

Tabla 86. Base del modelo financiero

13.4 Modelo financiero:

En la siguiente tabla se muestra un resumen anual de actividades como base del

modelo financiero. Además se muestra el modelo financiero con los resultados

obtenidos.

El modelo económico tiene en cuenta los siguientes aspectos:

o Se ha elegido un precio del oro conservativo de US$/oz, actualmente el valor del

mismo es muy superior alcanzando valores superiores a US$/t.

Memoria Técnica

297

Figura: 127. Precio del Oro en los últimos 10 años

o Se ha considerado una producción basada en la planificación de mina de las

reservas explotables. Dentro de esta planificación se estiman unas reservas

explotables para 9 años de vida de mina. Se prevé que este tiempo pueda ser

ampliado por aumento de las reservas.

o Los trabajos operativos de minería interior han sido considerados

subcontratados, siendo los mismos cargados como costos operativos.

o Se ha considerado una recuperación metalúrgica del % muy conservadora ya

que los resultados obtenidos en los ensayos preliminares apuntan

recuperaciones mayores superiores al %.

o Se ha utilizado un modelo de impuestos, amortización y depreciación de tipo

lineal y por producción según los conceptos; teniendo en cuenta el IAE y el

Factor de agotamiento

o Se ha considerado un modelo de subvenciones por actividades constante del %.

Memoria Técnica

300

13.5 RESULTADOS DEL MODELO FINANCIERO:

Los resultados más significativos del modelo y que serán la base para el análisis de

sensibilidad pueden ver en la siguiente tabla

CONCEPTO VALOR

INGRESOS NETOS (.000€)

VALOR ACTUAL NETO (VAN)(.000€)

TASA INTERNA RETORNO (TIR)

PERIODO DE RETORNO

Tabla 89. Resultados modelo económico

13.6 ANÁLISIS DE SENSIBILIDAD

Se realizan a modo de comparación diferentes estudios de sensibilidad con variaciones

de ±20% en los valores de entrada.

Se ha realizado este análisis para:

Recuperación de planta

Precio de Oro

Inversión

Costes operativos

En el siguiente grafico se representa el análisis de sensibilidad para cambios en la

entrada de ± 20%.

Memoria Técnica

301

Figura: 128. Análisis de sensibilidad

Como se puede observar el precio del oro será el parámetro más influyente en la

viabilidad del proyecto en comparación con los costos operativos y las inversiones.

Notar que el precio usado en el modelo es de 1250 US$/oz. Actualmente el precio del

mismo se ha visto incrementado enormemente con valores cercanos a los 1.800

US$/oz.

13.6.1 Análisis de Sensibilidad con variación recuperación planta

Se ha realizado un análisis de sensibilidad con variaciones de recuperación de proceso

de planta. El resultado se puede ver en la siguiente tabla.

RECUPERACIÓN INGRESOS NETOS VAN (5%) IRR

(%) (€.000) (€.000) (%)

Tabla 90 Análisis de Sensibilidad con variación recuperación planta

0%

10%

20%

30%

40%

50%

60%

50

100

150

200

250

300

350

80% 90% 100% 110% 120%

VAN ($/oz)

VAN (Cost OP)

VAN (Inv)

IRR ($/Oz)

IRR(Cost OP)

IRR (Inv)

Memoria Técnica

302

13.6.2 Análisis de Sensibilidad con variación precio oro.

Se ha realizado un análisis de sensibilidad con variaciones del precio del oro. El

resultado se puede ver en la siguiente tabla.

PRECIO INGRESOS NETOS VAN (5%) IRR

(US$/OZ) (€.000) (€.000) (%)

Tabla 91 Análisis de Sensibilidad con variación precio oro

13.6.3 Análisis de Sensibilidad con variación costes inversión.

Se ha realizado un análisis de sensibilidad con variaciones del coste de inversión ±20%

VAN (5%) IRR

FACTOR (€M) (%)

Tabla 92 Análisis de Sensibilidad con variación inversión

13.6.4 Análisis de Sensibilidad con variación costes operativos

Se ha realizado un análisis de sensibilidad con variaciones del coste s de operación.

INGRESOS

NETOS VAN (5%) IRR COSTE OPERATIVO

FACTOR (€M) (€M) (%) (€/OZ)

Tabla 93 Análisis de sensibilidad con variación costes operativos

Memoria Técnica

303

14 PRESUPUESTO

Mina Ejecución de Galería Instalaciones de Mina

Planta de Procesamiento Trituracion interior Acopio Intermedio Cinta interior Molienda Flotación Espesado Flotacion Oxidación a Presión Circuito CCD Neutralización Lixiviación CIL Planta de Oxigeno Reactivos Planta de Pasta Planta de procesamiento Total:

Infraestructura de Planta Acondicionamiento Planta Acondicionamiento Planta Acondicionamiento Planta Sub Total:

Edificios Oficinas de administración Oficinas de planta Almacén sondeos Edificio Laboratorio Edificio Preparación Muestras Taller/Almacén Almac. Productos Químicos Garita seguridad Salas eléctricas Edificios Sub Total:

Otras Infraestructuras Compra de terrenos Suministro de Agua Sistema comunicaciones Suministro eléctrico Tratamiento agua Depósito de estériles Otras infraestructuras Sub Total:

Costes Directos Total:

Indirectos

Memoria Técnica

304

EPCM (% del coste directo) 18% Licencias y visados Instalaciones Temporales Gastos suministradores Gruas y equipos moviles Puesta en Marcha Llenados iniciales Repuestos Fondo de maniobra Indirectos Sub Total:

Costes Propios

Costes Propios Total:

Costes Indirectos Total:

Total Ejecución material

TOTAL EJECUCION MATERIAL………………………………………………………

18.00% I.V.A. ..................................................... TOTAL PRESUPUESTO

Asciende el presupuesto a la expresada cantidad de

Jose Valdés Suárez DIR. FACULTATIVO

ING. .MINAS NO-1828

Memoria Técnica

305

15 NUEVAS TENDENCIAS DENTRO DEL ESTUDIO DEL PROYECTO MINERO.

15.1 REDUCCION DE TAMAÑO DE INSTALACIONES

Dentro de las actividades que Exploraciones Mineras del Cantábrico S.L. está realizando

en apoyo de la comunidad local de Tapia de Casariego, constan una serie de contactos y

charlas que se han mantenido con diferentes agrupaciones locales. Este tipo de

actividades han proporcionado una visión más precisa de los principales argumentos,

cuestiones e inquietudes que las agrupaciones locales pretenden transmitir.

Como resultado de todo ello, actualmente, Exploraciones Mineras del Cantábrico S.L.

está realizando diferentes estudios alternativos al proyecto planteado que permitan

evaluar la viabilidad técnica y económica y la reducción del impacto ambiental que

tendría una hipotética disminución de la producción anual del proyecto.

Conceptualmente, estas nuevas tendencias de estudio consisten en una reducción

significativa de la producción anual de la actividad minera y del tamaño de las

instalaciones, resultando en una leve disminución de la creación de empleo y en una

vida de producción estimada similar al escenario del estudio de impacto ambiental

presentado siendo, además, en el caso reducido, el impacto ambiental generado, de

menor cuantía por el menor tamaño de las instalaciones requeridas.

Esta reducción de tamaño no supondría ningún cambio sustancial en el concepto

general del proyecto sino, simplemente, una alternativa a valorar en el futuro para

poder realzar el compromiso social de EMC.S.L; con un objetivo principal, el de

minimizar el impacto de la actividad industrial.

Esta reducción se ve principalmente fundada en:

Reducción de tamaño de la actividad minera

Reducción en tamaño de la planta de procesamiento

Reducción en tamaño del depósito de estériles.

15.2 REDUCCIÓN DE LA PRODUCCIÓN ANUAL DE LA ACTIVIDAD MINERA.

Actualmente se ha contratado a la empresa de ingeniería Stantec, con base en Arizona

(USA), para un estudio preliminar, cuyo objetivo es la ejecución de una explotación

minera subterránea con una capacidad de producción inferior. Este concepto se basa en

la realización de una minería selectiva a zonas de mayor ley de mineral reduciendo la

dilución del mismo con estéril.

Memoria Técnica

306

Dicha reducción del tamaño de la mina reduciría la complejidad de la misma y

permitiría minimizar el tiempo de puesta en marcha, así como la cantidad de

maquinaria necesaria para su operación en condiciones de seguridad adecuadas.

Los resultados obtenidos a priori en este estudio con la reducción de capacidad serían

los siguientes:

Tabla 94 Resumen de producción anual reducida.

Como se puede observar esta opción no acortaría la vida de la mina ni del proyecto

minero, sino que minimizaría los volúmenes movidos. Para ello se pasaría de tener una

producción anual de 1 millón de toneladas de mineral a toneladas anuales.

Otro concepto importante y a tener en cuenta es la reducción del tamaño de las

escombreras. La nueva alternativa, al implicar una reducción de tamaño de las

instalaciones, conllevaría, a su vez, una reducción del área provisional a ocupar por la

instalación de estériles de mina.

Es necesario apuntar, tal como ya se ha comentado, que supondría también una ligera

disminución de los equipos de transporte.

15.3 REDUCCIÓN DE LA PRODUCCIÓN ANUAL DE LA PLANTA DE PROCESAMIENTO DE MINERAL.

La reducción de tonelaje de producción de la mina conlleva además una reducción del

tonelaje de mineral de entrada a la planta. Esta característica no modificaría el tipo de

proceso de tratamiento llevado a cabo, sino simplemente una reducción del tamaño de

la planta de tratamiento en alguna de sus áreas. Este nuevo concepto permitiría además

reducir el consumo de reactivos y de agua fresca en el balance de aguas, aspectos muy

importantes dentro de un programa de minimización de impactos ambientales.

Todavía no se ha realizado la ingeniería básica ni de detalle de esta opción. Por ello no

se muestran datos ni detalles en lo que se refiere a la reducción del tamaño y consumo

de los reactivos/consumibles proyectados.

Memoria Técnica

307

15.4 REDUCCIÓN DEL TAMAÑO DEL DEPOSITO DE ESTERILES:

Tal como se ha comentado previamente, una de las instalaciones imprescindibles en el

proceso de recuperación del oro es el depósito de estériles, cuyo objetivo es albergar

los materiales no aprovechables generados durante el proceso de tratamiento en la

planta.

Como versión alternativa a la que consta en el proyecto, se plantea el reducir las

dimensiones de dicho depósito como consecuencia de la reducción de los volúmenes de

mineral tratado. Actualmente se están realizando simulaciones que lleven a obtener los

parámetros dimensionales de diseño. Estos estudios tienen como objetivo no

simplemente una reducción del tamaño de huella de la instalación en superficie, sino

también de la altura máxima de la misma con respecto a la cota original del terreno, con

la consiguiente reducción del impacto visual.

Como numero estimativo y previo, a confirmar mediante ingeniería constructiva de

detalle, se puede considerar que el área podría reducirse en algo más de un 30%.

También hay que tener en cuenta que existe la necesidad de equilibrar las tierras de

desmonte/terraplén para evitar material sobrante de la explotación.

En la siguiente figura se muestra, conceptualmente, la reducción en tamaño de las

instalaciones del depósito de estériles. Como se puede observar esta reducción es

sustancial y permitiría reducir el impacto social y ambiental del proyecto.

Ilustración 1 Detalle de instalación de estériles versión reducida

Documents

Memoria Proyecto Explotacion