fecha: Septiembre - Octubre

Por: Jonathan Rodríguez Marín¹, Mario Alberto Corona Arroyo¹*, Ma. Mercedes Salazar Hernández¹, Joel Everardo Valtierra Olivares¹, Valentín Ibarra-Galván²

Resumen
Se evaluó el uso de quebracho como agente cegador de materia carbonosa durante la cianuración de una mena auroargentífera con comportamiento refractario asociado al fenómeno de preg-robbing. La muestra presentó una ley de cabeza promedio de 5.15 g/t de Au y 39.13 g/t de Ag. Para identificar la naturaleza mineralógica del problema, se preparó un concentrado mediante flotación bulk, caracterizado por difracción de rayos X y microscopía electrónica de barrido con microanálisis EDS. Se identificaron cuarzo, calcita, pirita y moscovita como fases mayoritarias; argentita y aguilarita como principales especies portadoras de plata; pirita posiblemente relacionada con oro no visible; y material carbonoso asociado con fases carbonatadas y aluminosilicáticas. Las pruebas estándar de cianuración confirmaron el comportamiento refractario del mineral, con recuperaciones máximas de 49.18% para Au y 75.60% para Ag. Con la adición de 1000 mg/L de quebracho se alcanzaron recuperaciones máximas de 56.79% para Au y 85.00% para Ag. El análisis de varianza indicó que la concentración de quebracho fue significativa para ambos metales, mostrando su potencial para disminuir el efecto preg-robbing.

Palabras clave: cianuración; quebracho; preg-robbing; materia carbonosa; oro; plata; minerales refractarios.

Abstract
The use of quebracho as a blinding agent for carbonaceous matter was evaluated during the cyanidation of a refractory gold–silver ore affected by preg-robbing behavior. The sample had an average head grade of 5.15 g/t Au and 39.13 g/t Ag. To identify the mineralogical nature of the problem, a bulk flotation concentrate was prepared and characterized by X-ray diffraction and scanning electron microscopy coupled with EDS microanalysis. Quartz, calcite, pyrite, and muscovite were identified as the main mineral phases; argentite and aguilarite as the main silver-bearing species; pyrite as a possible host of non-visible gold; and carbonaceous material associated with carbonate and aluminosilicate phases. Standard cyanidation tests confirmed the refractory behavior of the ore, with maximum recoveries of 49.18% for Au and 75.60% for Ag. The addition of 1000 mg/L quebracho increased the maximum recoveries to 56.79% for Au and 85.00% for Ag. Analysis of variance showed that quebracho concentration was a significant factor for both metals, indicating its potential to reduce preg-robbing effects during cyanidation.

Keywords: cyanidation; quebracho; preg-robbing; carbonaceous matter; gold; silver; refractory ores.

Introducción
La cianuración es uno de los métodos hidrometalúrgicos más utilizados para la extracción de oro y plata debido a su eficiencia y bajo costo relativo (Marsden y House, 2006). Sin embargo, las menas auroargentíferas de comportamiento simple son cada vez menos frecuentes, mientras que las menas con asociaciones mineralógicas complejas requieren tratamientos adicionales para alcanzar recuperaciones metalúrgicas aceptables. En el caso de los minerales refractarios, la baja recuperación puede estar relacionada con encapsulamiento, presencia de sulfuros, recubrimientos superficiales o materiales con capacidad de adsorber los complejos cianurados de los metales preciosos.

Un concepto central para comprender las menas de oro y plata asociadas con materia carbonosa es la refractariedad. Este término se emplea para designar minerales que presentan dificultad para ser procesados por métodos habituales y que, por tanto, alcanzan recuperaciones menores a 80% durante la lixiviación (Gómez et al., 2015; Malhotra y Harris, 1999). Entre las causas más comunes se encuentran la presencia de compuestos consumidores de cianuro u oxígeno, contaminantes como As, Sb, Hg, Cu, carbón y teluros, así como intercrecimientos mineralógicos finos que impiden la exposición de las partículas valiosas al medio lixiviante (Brito Samaniego y Rondo Rojas, 2017).

En menas con materia carbonosa, uno de los mecanismos más importantes es el preg-robbing, fenómeno en el cual una fracción del oro o la plata disuelta en solución cianurada es readsorbida por componentes de la mena (Miller et al., 2005). Este comportamiento se vuelve especialmente problemático cuando el material carbonoso posee alta área superficial, porosidad o sitios activos capaces de interactuar con los complejos Au(CN)^–₂ y Ag(CN) ^–₂. En la práctica, el preg-robbing reduce la recuperación efectiva y puede incrementar el consumo de reactivos, lo cual compromete la viabilidad económica de un depósito.

Afenya (1991) define el material carbonoso como una variedad de componentes asociados con menas de oro, entre ellos carbones elementales activos, compuestos orgánicos de cadena larga y materiales similares a ácidos húmicos. Además, Tan et al. (2005) señalan que la recuperación también puede disminuir por recubrimientos carbonosos sobre las partículas minerales, no sólo por la adsorción de los complejos cianurados. Esta distinción es importante porque el efecto perjudicial puede estar relacionado tanto con la adsorción posterior a la disolución como con la disminución de la cinética de disolución por recubrimiento superficial.

Las alternativas para el tratamiento de minerales refractarios incluyen tostación, oxidación a presión, electro-oxidación y cegamiento o blinding, entre otras; la selección depende del origen mineralógico y químico de la refractariedad (Arias et al., 2005). En este trabajo se aborda el cegamiento, que consiste en adicionar reactivos capaces de adsorberse preferentemente sobre la materia carbonosa para modificar sus propiedades superficiales y disminuir su capacidad de capturar los complejos cianurados (Miller et al., 2005).

Adams y Burger (1998) evaluaron diferentes surfactantes, aceites y combinaciones para disminuir la actividad prerrobadora de materiales carbonosos. En este contexto, el quebracho resulta de interés por su origen tánico, alto peso molecular y capacidad de interacción con diversas superficies minerales. En la industria minera, los derivados del quebracho colorado han sido denominados taninos, ácido tánico o extracto de quebracho (Sarquís, 2012). Los taninos son compuestos polifenólicos con grupos funcionales capaces de formar complejos o interacciones con macromoléculas y superficies minerales (Olivas et al., 2014). Adicionalmente, estudios de adsorción de ácido tánico sobre calcita muestran que su interacción depende del pH, del tiempo de contacto y de la concentración inicial del adsorbato, factores relevantes para sistemas de cianuración con ganga carbonatada (Tagarfa et al., 2019).

El objetivo de este estudio fue determinar si la adición de quebracho mejora la recuperación de oro y plata durante la cianuración de una mena con materia carbonosa, así como identificar las condiciones de operación que favorecen el proceso. Para ello, se integraron caracterización mineralógica, pruebas de cianuración estándar, pruebas con quebracho y análisis estadístico mediante diseño factorial.

Metodología
Preparación y caracterización mineralógica

Se recibieron 30 kg de muestra mineral, la cual fue triturada hasta obtener 100% a menos 3/8 pulg. Posteriormente, el material fue tamizado en malla No. 10 y el retenido se trituró nuevamente hasta obtener 100% a menos malla No. 10. La muestra se homogeneizó y cuarteó mediante coneo y cuarteo hasta obtener la cantidad requerida para la experimentación metalúrgica. La ley de cabeza reportada para la muestra se presenta en la Tabla 1.

Muestra	Au (g/t)	Ag (g/t)
Cabeza del mineral	5.15	39.13

Para aumentar la probabilidad de identificar las fases portadoras de oro y plata, se preparó un concentrado por flotación bulk de sulfuros y materia carbonosa. La estrategia de preconcentración permitió incrementar la presencia relativa de las fases de interés antes de la caracterización mineralógica. El concentrado fue caracterizado por difracción de rayos X para identificar las fases mayoritarias y por microscopía electrónica de barrido con detector de electrones retrodispersados y microanálisis EDS para reconocer asociaciones mineralógicas, fases brillantes ricas en elementos de mayor número atómico y partículas relacionadas con material carbonoso.

Pruebas de cianuración estándar

Las pruebas estándar se realizaron para establecer una referencia frente a las pruebas con quebracho. Se evaluaron dos granulometrías, 70% y 80% a menos malla 200; dos concentraciones de cianuro libre, 1000 y 2000 mg/L; y tres tiempos de lixiviación, 24, 48 y 72 h. En cada prueba se emplearon 50 g de mineral y 150 mL de solución cianurada preparada con agua de mina. El pH se ajustó a 11 antes de adicionar el cianuro de sodio. Las pruebas se llevaron a cabo en matraces Erlenmeyer de 250 mL sobre mesa agitadora.

Al finalizar cada tiempo de cianuración, los sólidos fueron separados, secados, homogeneizados y enviados a análisis químico. Las recuperaciones fueron calculadas por diferencia entre el contenido metálico de cabeza y el contenido remanente en las colas de lixiviación.

Pruebas con adición de quebracho y análisis estadístico

Para evaluar el efecto del quebracho, el reactivo se adicionó al inicio de la prueba junto con el cianuro. Se estudiaron dos niveles de concentración de quebracho, 250 y 1000 mg/L, integrados en un diseño factorial 2⁴. Las variables consideradas fueron granulometría, concentración de cianuro, concentración de quebracho y tiempo de lixiviación, como se muestra en la Tabla 2.

Variable	Identificación	Nivel bajo (-)	Nivel alto (+)
Granulometría (% -200#)	G	70	80
CN– (mg/L)	CN	1000	2000
Quebracho (mg/L)	Q	250	1000
Tiempo (h)	t	24	72

El diseño factorial incluyó 16 tratamientos y tres réplicas experimentales. Los resultados fueron analizados mediante análisis de varianza con un nivel de confianza de 95%, diagramas de Pareto de efectos estandarizados, gráficos de efectos principales y prueba t de Student para comparar las recuperaciones con y sin adición de quebracho.

Resultados y discusión
Caracterización del concentrado flotado
La difracción de rayos X del concentrado flotado identificó cuarzo, calcita, pirita y moscovita como especies mineralógicas mayoritarias. Esta composición confirma la presencia de ganga silicatada y carbonatada, además de sulfuros de hierro relevantes para la interpretación metalúrgica del comportamiento del mineral.

La microscopía electrónica de barrido permitió identificar argentita y aguilarita como principales especies portadoras de plata. Estas fases se observaron en forma de inclusiones diseminadas, generalmente menores a 20 µm, asociadas principalmente con cuarzo y calcita. La argentita presentó una asociación relativamente simple con calcita, mientras que la aguilarita se observó ocluida en matriz de cuarzo, condición que puede limitar su exposición al medio lixiviante.

También se identificó material carbonoso asociado con carbón mineral, carbonatos y aluminosilicatos. Las partículas relacionadas con siderita y carbón presentaron morfología porosa y tamaños menores a 30 µm, condición que favorece una elevada área superficial y puede contribuir a la adsorción de complejos cianurados de oro y plata. Aunque no se observaron especies de oro en las imágenes de SEM, la presencia de pirita con zonación y los resultados metalúrgicos de preconcentración sugieren una posible relación del oro con pirita aurífera o con formas no visibles a la escala de observación utilizada. 

Comportamiento de la cianuración estándar

La Tabla 3 presenta la relación entre las variables evaluadas y la recuperación promedio de metales preciosos en las pruebas estándar. Con el objetivo de comprender el comportamiento de la materia carbonosa, los resultados de la Tabla 3 fueron agrupados en función de las variables como tiempo de cianuración, granulometría y concentración de cianuro. Los resultados obtenidos se ilustran en las Figuras 3 a,b,c, y d, respectivamente

Prueba	Granulometría (% -200#)	CN– (mg/L)	Tiempo (h)	Rec. Au (%)	Rec. Ag (%)
A1	70	1000	24	34.79	52.70
A2	70	1000	48	48.64	68.77
A3	70	1000	72	42.19	70.72
A4	70	2000	24	44.55	64.24
A5	70	2000	48	49.18	74.01
A6	70	2000	72	40.36	74.01
B1	80	1000	24	36.00	57.44
B2	80	1000	48	39.86	71.10
B3	80	1000	72	23.83	70.00
B4	80	2000	24	36.83	66.72
B5	80	2000	48	33.24	73.89
B6	80	2000	72	33.38	75.60

Las pruebas estándar confirmaron que el mineral presenta comportamiento refractario, ya que las recuperaciones de oro y plata fueron inferiores a 80% en las condiciones evaluadas. La máxima recuperación de oro fue de 49.18%, obtenida con 70% a menos malla 200, 2000 mg/L de CN^– y 48 h de lixiviación. La máxima recuperación de plata fue de 75.60%, obtenida con 80% a menos malla 200, 2000 mg/L de CN^– y 72 h de lixiviación. Estos valores son consistentes con un sistema afectado por asociaciones mineralógicas complejas y por la presencia de material con actividad prerrobadora.

El oro y la plata mostraron comportamientos diferentes. En el caso de la plata, la recuperación tendió a incrementarse con el tiempo y con una granulometría más fina. En contraste, el oro presentó una respuesta tipo campana: la recuperación aumentó inicialmente, pero disminuyó a tiempos prolongados, especialmente cuando se utilizó una granulometría más fina. Este comportamiento puede explicarse por el aumento del contacto entre los complejos cianurados de oro y el material carbonoso, así como por la difusión de los complejos hacia poros o sitios activos del material prerrobador (Navarro y Vargas, 2010).

Efecto de la adición de quebracho

La Tabla 4 presenta la relación entre las variables evaluadas y la recuperación promedio de metales preciosos en presencia de quebracho.

Prueba	Granulometría (% -200#)	CN–(mg/L)	Quebracho (mg/L)	Tiempo (h)	Rec. Au (%)	Rec. Ag (%)
1	70	1000	250	24	39.96	65.15
2	80	1000	250	24	42.03	69.21
3	70	2000	250	24	45.95	65.15
4	80	2000	250	24	51.27	73.09
5	70	1000	1000	24	49.65	77.59
6	80	1000	1000	24	46.18	78.78
7	70	2000	1000	24	56.79	74.81
8	80	2000	1000	24	50.11	78.45
9	70	1000	250	72	40.42	78.24
10	80	1000	250	72	46.89	81.62
11	70	2000	250	72	40.19	80.39
12	80	2000	250	72	44.11	78.01
13	70	1000	1000	72	41.81	79.18
14	80	1000	1000	72	52.68	85.00
15	70	2000	1000	72	47.12	79.92
16	80	2000	1000	72	46.19	75.35

La adición de quebracho mejoró la recuperación de ambos metales. En las pruebas con 1000 mg/L de quebracho se alcanzó una recuperación máxima de 56.79% para Au y 85.00% para Ag. En términos relativos, estos valores representan incrementos de 15.47% para Au y 12.43% para Ag cuando se comparan con las máximas recuperaciones obtenidas en las pruebas estándar. Es importante precisar que esta comparación se realiza contra los máximos globales de cada conjunto experimental; las condiciones exactas de operación no son idénticas en todos los casos.

Para el oro (Figura 4), el efecto del quebracho fue más evidente a tiempos cortos de lixiviación, especialmente con 1000 mg/L de reactivo. A tiempos largos, la recuperación de oro tendió a disminuir o estabilizarse, lo que sugiere que el efecto cegador puede perderse conforme avanza la cianuración. Una posible explicación es el consumo progresivo del quebracho por interacción con materia carbonosa, carbonatos o superficies minerales activas; sin embargo, esta hipótesis debe verificarse mediante pruebas específicas de consumo o adsorción del reactivo. Aunque la adición de 1000 mg/L de quebracho incrementó significativamente la recuperación de Au y Ag, las recuperaciones finales continuaron siendo bajas, especialmente para el oro. Esto indica que el quebracho produjo un cegamiento parcial de la materia carbonosa, pero que la concentración evaluada no fue suficiente para eliminar completamente el comportamiento refractario de la mena. Considerando que dicha dosis equivale aproximadamente a 0.1% p/v, por debajo de concentraciones cercanas al 1% reportadas para otros agentes cegadores, se recomienda evaluar concentraciones superiores, así como tiempos de preacondicionamiento antes de la adición de cianuro.

Para la plata, el incremento en recuperación fue más notable a tiempos prolongados. Esto indica que el comportamiento de la plata no es idéntico al del oro y que su recuperación podría estar más influida por la cinética de liberación/disolución de las fases argentíferas, además del efecto de la materia carbonosa.

Análisis estadístico

El análisis de varianza mostró que la concentración de quebracho fue un factor significativo para la recuperación de oro, con un valor p de 0.015 (Tabla 5). También resultó significativa la interacción entre concentración de cianuro y tiempo de lixiviación, con valor p de 0.047. Estos resultados indican que el quebracho afecta la recuperación de oro dentro del intervalo experimental evaluado; sin embargo, el tiempo de lixiviación por sí solo no fue significativo para Au en el modelo reportado.

Fuente	GL	SC ajust.	MC ajust.	Valor F	Valor p
A: Granulometría	1	19.30	19.30	1.75	0.218
B: CN–	1	30.54	30.54	2.77	0.130
C: Quebracho	1	98.56	98.56	8.94	0.015
D: Tiempo	1	31.70	31.70	2.88	0.124
A×C	1	20.22	20.22	1.83	0.209
B×D	1	58.11	58.11	5.27	0.047
Error	9	99.22	11.02
Total	15	357.64

Para la plata, la concentración de quebracho también fue significativa, al igual que el tiempo de lixiviación y la interacción entre quebracho y tiempo. En conjunto, los resultados estadísticos respaldan que el quebracho modifica la recuperación de ambos metales, aunque el efecto depende del metal y de la duración de la cianuración.

La Figura 5 presenta el diagrama de Pareto para la recuperación de oro y plata, donde se presentan en orden descendente los factores que fueron más relevante para los tratamientos, en el caso del oro la adición de quebracho y la interacción entre la adición de cianuro y el tiempo de lixiviación son estadísticamente significativos, por otro lado, para la plata, es apreciable que el factor del quebracho es significativo en los tratamientos, pero ahora el tiempo de lixiviación posee mayor influencia, sin embargo, la interacción en los diferentes niveles entre la adición de quebracho y el tiempo de lixiviación también son estadísticamente significativos para el diseño de experimentos planteado. Esto confirma la conclusión obtenida en el análisis de ANOVA donde el Quebracho es muy relevante para la recuperación de oro.

Adicionalmente, la prueba t de Student (tabla 6) permitió corroborar que las recuperaciones promedio obtenidas con quebracho fueron mayores que las recuperaciones sin quebracho. Por tanto, el efecto del reactivo no sólo fue observable en las curvas de recuperación, sino también estadísticamente sustentado.

Metal	Factor / interacción significativa	Valor p	Interpretación
Au	Concentración de quebracho	0.015	El reactivo afecta significativamente la recuperación de oro.
Au	Concentración de CN– × tiempo	0.047	La recuperación de oro depende de la relación entre disolución y tiempo de exposición.
Ag	Concentración de quebracho	0.007	El reactivo afecta significativamente la recuperación de plata.
Ag	Tiempo de lixiviación	0.001	La recuperación de plata es sensible al tiempo.
Ag	Quebracho × tiempo	0.010	El efecto del quebracho depende del tiempo de lixiviación.

Conclusiones

• La mena estudiada presenta comportamiento refractario durante la cianuración estándar, con recuperaciones menores a 80% para Au y Ag en las condiciones evaluadas.
• La caracterización mineralógica identificó cuarzo, calcita, pirita y moscovita como fases mayoritarias. Las principales especies portadoras de plata fueron argentita y aguilarita, mientras que la presencia de pirita con zonación sugiere una posible ocurrencia de oro no visible.
• El material carbonoso y las fases carbonatadas asociadas presentaron morfología fina y porosa, lo cual puede favorecer la adsorción de complejos cianurados y contribuir al comportamiento de preg-robbing.
• La máxima recuperación estándar fue de 49.18% para Au y 75.60% para Ag. Con la adición de 1000 mg/L de quebracho se alcanzaron recuperaciones máximas de 56.79% para Au y 85.00% para Ag.
• El análisis estadístico confirmó que la concentración de quebracho fue una variable significativa para la recuperación de ambos metales. En oro, el efecto fue más favorable a tiempos cortos; en plata, la mejor recuperación se obtuvo a tiempos prolongados.
• Aunque el proceso no alcanzó recuperaciones superiores al 90%, el quebracho mejoró la cianuración de una mena con materia carbonosa y puede considerarse una alternativa de bajo costo relativo para disminuir el efecto preg-robbing. Como trabajo futuro, se recomienda evaluar dosificaciones más altas, determinar el consumo de quebracho con el tiempo y estudiar su adsorción sobre materia carbonosa y fases carbonatadas.

Agradecimientos

Los autores agradecen al Laboratorio de Investigación y Caracterización de Minerales y Materiales (LICAMM) de la Universidad de Guanajuato por el apoyo en la caracterización mineralógica. Asimismo, se agradece el apoyo brindado para la realización de las pruebas metalúrgicas y análisis químicos considerados en este estudio.

Referencias citadas

• Abotsi, G. M. K. y Osseo-Asare, K., 1986, Surface chemistry of carbonaceous gold ores I. Characterization of the carbonaceous matter and adsorption behavior in aurocyanide solution: International Journal of Mineral Processing, 18(3-4), 217-236. https://doi.org/10.1016/0301-7516(86)90019-0
• Adams, M. D. y Burger, A. M., 1998, Characterization and blinding of carbonaceous preg-robbers in gold ores: Minerals Engineering, 11(10), 919-927. https://doi.org/10.1016/S0892-6875(98)00079-X
• Afenya, P., 1991, Treatment of carbonaceous refractory gold ores: Minerals Engineering, 4, 1043-1055.
• Arias, V., Coronado, R., Puente, L. y Lovera, D., 2005, Refractariedad de concentrados auríferos: Revista del Instituto de Investigación FIGMMG, 8, 6-13.
• Brito Samaniego, I. y Rondo Rojas, A. E., 2017, Influencia de la granulometría del mineral y temperatura de calcinación en el porcentaje de extracción de Au mediante cianuración por agitación de un mineral carbonáceo aurífero procedente de Pallasca-Ancash: Universidad Nacional de Trujillo, Facultad de Ingeniería.
• Gómez, A. A., Muro, M. R., Salazar, Ma. M., García, V. y Elorza, E., 2015, Alternativas de tratamiento para una mena refractaria de oro-plata asociada a carbón, 285-291.
• Malhotra, D. y Harris, L., 1999, Review of plant flotation of gold and silver ores, en Advances in Flotation Technology: Littleton, Society for Mining, Metallurgy and Exploration, 167-187.
• Marsden, J. O. y House, C. I., 2006, The Chemistry of Gold Extraction, 2a ed.: Society for Mining, Metallurgy and Exploration.
• Miller, J. D., Wan, R.-Y. y Díaz, X., 2005, Preg-robbing gold ores, en Adams, M. D., ed., Advances in Gold Ore Processing: Elsevier, 937-972. https://doi.org/10.1016/S0167-4528(05)15038-8
• Navarro, P. y Vargas, C., 2010, Efecto de las propiedades físicas del carbón activado en la adsorción de oro desde medio cianuro: Revista de Metalurgia, 46(3), 227-239. https://doi.org/10.3989/revmetalm.0929
• Olivas, F. et al., 2014, Taninos hidrolizables; bioquímica, aspectos nutricionales y analíticos y efectos en la salud: Revista Hospitalaria, 55-59.
• Sarquís, P., 2012, Flotación selectiva de sulfuros complejos usando reactivos de baja toxicidad [Tesis doctoral]: Universidad de Oviedo.
• Tagarfa, F. et al., 2019, Behavior and mechanism of tannic acid adsorption on the calcite surface: isothermal, kinetic, and thermodynamic studies: ACS Omega, 4, 19647-19651.
• Tan, H., Feng, D., Lukey, G. C. y van Deventer, J. S. J., 2005, The behaviour of carbonaceous matter in cyanide leaching of gold: Hydrometallurgy, 78(3-4), 226-235. https://doi.org/10.1016/j.hydromet.2005.03.001
• Vilca, A., 2019, Estudio de la extracción de oro de concentrados refractarios mediante el proceso Albion [Tesis de licenciatura]: Universidad Nacional de San Agustín.

¹Departamento de Ingeniería en Minas, Metalurgia y Geología, División de Ingenierías, Universidad de Guanajuato.
²Facultad de Ciencias Químicas, Universidad de Colima, Carretera Colima-Coquimatlán km 9, 28400, Coquimatlán, Colima, México.
*Autor de correspondencia: m.corona@ugto.mx

Por: Dr. Fernando Huerta Ancheta

Resumen
En el contexto de carencia de agua en algunas zonas del país y las nuevas disposiciones legales para la obtención del recurso, es relevante la búsqueda de alternativas para no frenar el desarrollo de proyectos mineros.

Con la finalidad, este ejercicio académico de aprovechamiento de agua a partir del entorno de microcuencas hidrográficas cercanas a las instalaciones de la Mina Santa Elena en Banámichi, Sonora. Se reconocen las corrientes de agua pluvial que se escurren aguas abajo hacia la mina, se estima el gasto total esperado en eventos de lluvia y el volumen de embalse en un tiempo determinado. Se plantea la posibilidad que el volumen del embalse sea suficiente para cubrir los requerimientos del proceso de beneficio minero.

Los resultados obtenidos a partir de la metodología de la fórmula racional, factores de escurrimiento según NOM-011, cartas de INEGI, Isoyetas de CONAGUA y la utilización de herramientas de software libres como Google Earth, Global Mapper, permiten estimar un embalse conservador de 2.19 Mm³ durante el año.

Información publicada por la empresa operadora de la Mina Santa Elena permite estimar el consumo de agua en el orden de 0.82 Mm³ por año.     

El ejercicio académico y la metodología es empleada por estudiantes de Diseño de minas a cielo abierto, para dimensionamiento de obras de control de aguas superficiales. La asignatura procura motivar al alumno en la búsqueda de soluciones ante la escasez de recursos hídricos, bajo los principios de sustentabilidad y respeto a los ecosistemas. 

Palabras clave: Cuencas hidrográficas. Escurrimiento pluvial. Proyecto minero. Diseño de minas.

Introducción
En el plan de estudio de ingeniería en minería del sistema de Universidades Tecnológicas se imparte la asignatura Diseño de minas a cielo abierto, la cual inicia con el control de aguas superficiales; en esta se estudia la metodología para estimar flujos de agua en los eventos de lluvia, originados en el relieve topográfico del entorno del proyecto minero. La estimación del gasto y volumen de agua acumulada, permiten dimensionar las obras para desviación, canalización, control o embalse de las aguas evitando afectar las operaciones de explotación, beneficio e instalaciones en general.

En clase, el estudiante desarrolla un proyecto virtual en un sitio de interés desde la exploración, modelamiento geológico, modelo de reservas de mineral, hasta el diseño del tajo operativo. Se detiene en analizar el entorno para detectar y evaluar las posibles afectaciones al medio ambiente y ecosistema social. El estudio de las cuencas próximas al sitio, le permite reconocer la posibilidad de afectaciones tanto al interior como al exterior de las futuras instalaciones. El diseño de obras adecuadas y su construcción permiten evitar daños de los escurrimientos de agua, que pueden ocasionar erosión y transporte de residuos peligrosos de zonas mineralizadas hacía cuerpos de agua, mantos acuíferos o áreas pobladas.

Sin embargo, en el contexto actual de carencia de agua en algunas zonas del país y de la nueva reglamentación para el aprovechamiento del recurso, lo cual equivale a la imposibilidad de desarrollar proyectos mineros, surgen las siguientes preguntas:

1. ¿Qué flujo de agua podrían generar eventos de lluvia en el entorno de un proyecto minero?
2. ¿Sería suficiente el volumen de agua para sostener las operaciones productivas?

Responderemos a las preguntas con un ejercicio académico en el entorno de microcuencas en las instalaciones de la Mina Santa Elena, en el municipio de Banámichi, en el estado de Sonora. 

Sitio de estudio
Las operaciones de la empresa First Majestic Silver Corp, comprenden las minas subterráneas Santa Elena y Ermitaño. En el año de 2025 obtuvo una producción de 9.1 Millones de onzas de Plata equivalente (1.4M AG OZ + 88K AU OZ). 

El yacimiento minero de Santa Elena y su vecina Ermitaño se encuentran a 167 km al noreste de Hermosillo, capital del estado de Sonora, México, en las coordenadas 30º 01′ de latitud norte y 110º 09′ de longitud oeste.  Se accede por un camino de 6.6 kilómetros desde la carretera 89 hacia el NE de Banámichi, cabecera municipal. Se llega a Banámichi partiendo desde Hermosillo por la carretera 14 hasta la comunidad de Mazocahui, de allí se sigue al norte por la carretera 89 en recorrido de 2.5 horas.  El acceso a mina está poco menos del kilómetro antes de llegar a Banámichi. (Imagen 1).

La principal zona mineralizada de la mina es una estructura transversal con orientación aproximada este-oeste y buzamiento de 45° hacia el sur. La alteración es generalizada y penetrante, con silicificación, caolinización y cloritización significativas. Los minerales de ganga consisten en cuarzo, calcita, clorita y fluorita.

El yacimiento de Santa Elena se considera de tipo alto en calcio y baja sulfuración, con reemplazos, stockworks y brechas hidrotermales. 

La explotación subterránea se realiza utilizando barrenación larga longitudinal y voladura de bloques de mineral desde diversos subniveles, permitiendo una alta productividad en zonas más estables y anchas del yacimiento. 

Una variante avanzada de barrenación larga, integra el relleno secuencial de los espacios abiertos utilizando material estéril o tepetate a medida que avanza el frente de minado. Esto optimiza la estabilidad de la roca y minimiza la dilución del mineral.

El método de corte y relleno mecanizado, se aplica de manera selectiva en las estructuras mineralizadas más estrechas o en zonas que presentan condiciones de roca más suaves o complejas. El mineral se extrae en rebanadas horizontales y el espacio vacío se rellena de inmediato con material estéril para servir como piso para el siguiente ciclo.

Por otra parte, el método de beneficio del mineral extraído, inicia con la trituración en tres etapas (primaria, secundaria, terciaria), reduciendo la partícula a ¼ pulgada, de allí pasa a molinos de bolas reduciendo y clasificando su descarga hasta 90 micras. Sigue el proceso en tanques de lixiviación dinámica con cianuro de sodio. La solución rica que contiene los metales disueltos se separa del material estéril a través de espesadores CCD y sistemas avanzados de prensas de filtro. Una vez clarificada, pasa por un proceso de precipitación por método Merrill-Crowe para posteriormente secarse. Finalmente, el precipitado pasa a fundición, separar mineral de la escoria y obtener el producto de valor en barras de metal doré de alta pureza. 

La capacidad de diseño de la planta metalúrgica es de 3,000 ton por día de mineral procesado.

Planteamiento del problema
A partir del entorno de microcuencas hidrográficas en la zona serrana cercana a las instalaciones de la Mina Santa Elena, reconocer las corrientes de agua pluvial que se escurren aguas abajo hacia la mina, estimar el gasto total esperado en eventos de lluvia y el volumen de embalse en un tiempo definido. Determinar si el volumen de embalse es suficiente para cubrir los requerimientos del proceso de beneficio minero. (Imagen 2).

Marco Teórico
La estimación del volumen de agua generado por la lluvia al caer sobre las laderas de una superficie montañosa formando corrientes que descargan en niveles inferiores se realiza a partir de la llamada Fórmula Racional. La expresión matemática se ha usado desde 1889 cuando Emil Kuichling la definió para el cálculo de escurrimientos picos para el diseño de alcantarillas en la ciudad de New York. Desde entonces se ha generalizado para el diseño de obras hidráulicas urbanas como la estimación del flujo de agua de cuencas pequeñas en obras rurales. La utilización de la expresión permite estimar el impacto del gasto de agua en un punto determinado de una corriente para el diseño adecuado de obras de contención, canalización o embalse del volumen generado aguas arriba. La expresión (1) se define como:

Q=0.278 *Ce* i* A ……(1)

Donde

Q= gasto de diseño (m³/seg)
Ce=coeficiente de escurrimiento 
i =intensidad de lluvia de diseño(mm/hora)
A= área de la cuenca (km²)
0.278=factor de conversión de unidades

La aplicación de la fórmula racional supone las siguientes condiciones ideales:

1. La Intensidad de precipitación es uniforme en el espacio y no varía en el tiempo.
2. La duración de la precipitación que produce el caudal máximo dada una Intensidad (I) es equivalente al tiempo de concentración de la cuenca (Tc) 
3. El Tc, se considera como el tiempo que tarda toda el área drenante en contribuir al escurrimiento en la sección de salida, así como el instante en que se produce el caudal máximo en dicha sección.
4. El tiempo que transcurre entre el cese de la lluvia y el final del escurrimiento coincide con el Tc.
5. El período de retorno del caudal máximo calculado es el mismo que el de la intensidad media máxima de cálculo.
6. El almacenamiento de agua en la cuenca es insignificante. 
7. Asume que el escurrimiento es directamente proporcional a la precipitación.
8. El Coeficiente de escurrimiento se mantiene uniforme en el tiempo y en el área drenante considerada.

Definición de los componentes de la expresión racional.

Gasto de diseño (Q). El gasto de agua en escurrimientos (también llamado caudal) es el volumen de agua de lluvia que pasa por la sección transversal de un cauce, río o canal por unidad de tiempo. Es originado por el agua de lluvia excedente que no se infiltró en el suelo y corre por gravedad desde las cuencas o microcuencas del relieve orográfico desde niveles topográficos altos hacia las zonas más bajas. Se le llama de diseño porque supone el suceso de lluvia de mayor impacto en cierto punto del cauce de la corriente formada.

Coeficiente de escurrimiento (Ce). Es la relación del caudal que fluye sobre el terreno, al caudal llovido. Es decir, la parte del agua de lluvia que cae sobre un terreno que no se absorbe y corre por la superficie. Este parámetro no debe confundirse con el coeficiente de infiltración. Para su determinación deben caracterizarse: 

Tipo de suelo. Influye el grado de permeabilidad del terreno, rocosos o con arcilla absorben poca agua y suben el coeficiente. Suelos arenosos absorben mucho y lo bajan.

Vegetación. Las plantas y árboles retienen el agua y reducen el escurrimiento.

Pendiente. Los cerros o zonas muy inclinadas hacen que el agua corra más rápido sin infiltrarse.

Intensidad de lluvia de diseño ( i ). Es la cantidad o altura de agua de lluvia por unidad de tiempo, generalmente expresada en milímetros por hora (mm/h). Los valores son obtenidos a partir de volúmenes de lluvia, para tiempos de cero a una hora, en intervalos de cinco minutos. Los valores de intensidad son diferentes al volumen de lluvia total (mm de lluvia promedio anual). En la determinación de la intensidad de lluvia de diseño debe considerarse el periodo de retorno o intervalo de recurrencia de un evento de lluvia máximo. Es decir, reconocer la información histórica de 5,10,20,50 o más años atrás considerando las características o duración de las obras a diseñar.

Area de la cuenca ( A ). Es la superficie definida a partir de curvas topográficas del relieve considerando las cotas máximas (parte aguas) que limitan el área de drenaje pluvial generando el escurrimiento hacia cotas más bajas.

Tiempo de descarga o escurrimiento (Tc). Se refiere al lapso de tiempo estimado que transcurre para que el agua de lluvia, transite desde el punto de origen de la corriente en su mayor cota de nivel hasta el punto de descarga o cota más baja de la zona. Se utiliza la expresión (2):

Tc= Ce * L^0.33 / P^0.50  ….. (2)
Tc = Tiempo de escurrimiento (minutos)
Ce= Coeficiente de escurrimiento
L= longitud del cauce principal (metros)
P= pendiente absoluta promedio del cauce

1. Metodología
   Empleando el programa Google Earth Pro se localiza el sitio de interés y se dibuja polígono de instalaciones del proyecto minero. Se capturan formatos tipo PNG y KMZ.
2. Con el uso del programa Global Mapper, a partir del formato KMZ se aplican herramientas para generar contornos topográficos (vector/lidar) y generar drenajes (raster/image) en formatos tipo DXF y JPG.  Con esto se obtienen, cotas de nivel del sitio, superficies de microcuencas, longitud de corrientes de drenaje formadas.
3. Se consulta información de fuentes confiables sobre el sitio de interés tales como registro histórico de precipitaciones, cartas tipo de suelo, tipo vegetación, tablas de valores aplicables al caso.
4. Aplicación de las expresiones de cálculo y su interpretación.

Solución del problema
Coeficiente de escurrimiento (Ce). Se utiliza los valores de K en función del tipo y uso del suelo del apéndice normativo A de la NORMA Oficial Mexicana NOM-011-CONAGUA-2015, Conservación del recurso agua que establece las especificaciones y el método para determinar la disponibilidad media anual de las aguas nacionales. (Imagen 3,4).

Considerando la carta INEGI. Banámichi,Sonora. 2010 “Suelos dominantes”, en la zona de captación pluvial predomina el tipo LEPTOSOL. (Imagen 5). Este tipo de suelo, suele ser muy delgado y muy pedregoso. Su permeabilidad es alta pero limitada, el agua pasa muy rápido por las piedras y la poca tierra fina, pero se detiene de golpe al chocar con la roca dura que está abajo. Durante los escurrimientos con lluvias fuertes, el agua corre rápido por la pendiente y arrastra la poca tierra que hay. Se clasifica como tipo C, suelos casi impermeables.

Uso del suelo de la zona de estudio, considerando la carta INEGI. Banamichi, Sonora. 2010. “Uso del suelo y vegetación”, se comparte BOSQUE con SELVA (Imagen 6). Se clasifica como BOSQUE (cubierto del 25 al 50%).

Considerando la NOM-011-CONAGUA-2015 el valor de K=0.28.

luego K mayor a 0.15, 
Ce= K (P-250)/2000 + (K -0.15)/1.5 donde P es la precipitación anual en mm de la zona en cuestión.

Considerando la carta INEGI. Banamichi, Sonora. 2010 “Climas”, (Imagen 7), la isoyeta precipitación media anual es de P=459 mm. 

Entonces: Coeficiente de escurrimiento Ce= 0.116

Intensidad de lluvia de diseño ( i ). En un evento de lluvia, en los primeros cinco minutos se desprende la mayor precipitación y disminuye al paso de los siguientes minutos. En este ejercicio asumiremos intensidad de 10 minutos (Tc) con periodo de retorno de 10 años. 

En la dirección https://micrs.sct.gob.mx/infraestructura/direccion-general-de-servicios-tecnicos/isoyetas/sonora/ se localizan Isoyetas para diferentes duración y periodos de retorno (Imagen 8). La zona de captación pluvial se encuentra entre las isoyetas 140 y 120 mm/hora.

Se aplicará Intensidad de lluvia i= 130 mm/hora (promedio).

Area de la cuenca ( A ). A partir del Google earth (Imagen 9) de la zona del ejercicio, utilizando aplicaciones del software Global Mapper v16.0, es posible obtener la topografía de la zona (Imagen 10), la conformación de las microcuencas en diversos colores (Imagen 11) y las corrientes afluentes a las instalaciones de la mina (Imagen12). De las herramientas (ejemplos Imagen 13,14) se obtiene la siguiente información: 

Cota de origen de las corrientes: 1200 msnm

Cota descarga corrientes: 850 msnm

Longitud del cauce principal: 6,400 metros

Pendiente del cauce= (1200-850)/6400 = 0.054 (5.4%)

Corriente drenaje	Área microcuenca Km2	Longitud caudal km
C1	3.28	2.25
C2	1.62	1.58
C3	4.27	3.50
C4	6.41	2.60
C5	13.65	2.99
C6	1.91	1.41
	Total= 31.14 km2	Total =14.33 km

En esta zona, las corrientes generadas se unen, sumando sus caudales y descargando en las instalaciones de la mina.

Se aplicará Area de la cuenca A=31.14 km²

Con la expresión (1), se estima el gasto o caudal que aporta la suma de las corrientes que descargan en las instalaciones de la mina:

Q=0.278 *Ce* i* A   
Q= 0.278 *0.116 *130*31.14
Q= 130.54 m³/seg

Con la expresión (2), se estima el tiempo que tomará a las corrientes desde su origen llegar a la descarga en las instalaciones de la mina:

Tc= Ce * L^0.33 / P^0.50  ….. (2)
Tc= 0.116* (6400)^0.33 / (0.054)^0.50
Tc=0.116*18.03/ 0.232 
Tc= 9.01 minutos

Si se diseñara una obra de captación del agua en la descarga de las corrientes, considerando los resultados anteriores con un evento de lluvia con duración de 10 minutos (600 segundos), el volumen (V) de agua capturada sería de:

V= 130.54 m³/seg * 600 seg
Volumen de captación= 78,324 m³ por evento de lluvia

Resultados del ejercicio
De acuerdo a la información del Atlas  https://www.weather-atlas.com/es/mexico/banamichi-clima, las mayores precipitaciones en la zona de estudio ocurren en el periodo de junio a septiembre (Imagen 15) con un total de 70 días con eventos de lluvia. Suponiendo una probabilidad del 50% que sucedan eventos como el estimado anteriormente, el volumen de agua sería de:

0.50 * 70 eventos * 78,324 m³ por evento = 2,741,340 m³ (2.74 Mm³) de agua. Estimando una pérdida del 20 % de este volumen por evaporación solar, resultan:

0.80 * 2.74 = 2.19 Mm³ de agua embalsada.

Ahora bien, según https://www.firstmajestic.com/sustainability/report-hub/  Informe de Sustentabilidad Corporativos, el Indicador institucional de consumo específico de agua (intensidad de agua) no debe ser mayor a 0.75 m³/ton de mineral procesado, es decir, considerando la capacidad de producción de 3,000 toneladas, el consumo diario de agua debe de estar máximo en 0.75 m³/ ton * 3000 TPD = 2,250 m³ de agua por día, es decir, al año se ocuparían:

365 días * 2,250 m³/día = 821,250 m³ (0.82 Mm³) de agua consumida. 

Conforme a la metodología y fuentes de información, el volumen de agua acumulada en un año sería suficiente para los requerimientos de operación de la Mina Santa Elena. 

Conclusiones
La metodología de la fórmula racional para la estimación de escurrimientos de agua en micro cuencas del relieve orográfico en el entorno de un proyecto minero, permite dimensionar la posible capacidad de almacenamiento de agua pluvial utilizable en el desarrollo de un proyecto minero.

Si bien es cierto, el aprovechamiento del agua pluvial implicaría implementar obras de canalización, embalse, decantación, filtrado, entre otros, se presenta como una alternativa en sitios de interés que lo permitan y lo requieran. 

El caso de estudio presentado, es solo un ejercicio académico con base en datos oficiales e información publicada. El autor no tiene evidencia de la generación de las corrientes y gasto de agua en el sitio de estudio.

 La clase de diseño de minas a cielo abierto, pretende motivar al estudiante en la búsqueda de soluciones ante la carencia de recursos hídricos, bajo los principios de sustentabilidad y respeto a los ecosistemas. 

Bibliografía

• Determinación del escurrimiento en una zona (Método racional). Ing. José Antonio Espinoza Espindola. file:///C:/Users/HP/Desktop/Articulo/472024385-METODO-RACIONAL.pdf
• Manual para diseño de redes de drenaje pluvial. Ing. Raúl Cadena Zepeda. file:///C:/Users/HP/Desktop/Articulo/521359464-Manual-Diseno-Drenaje-Pluvial.pdf
• NORMA Oficial Mexicana NOM-011-CONAGUA-2015. file:///C:/Users/HP/Desktop/Articulo/NOM_011_CONAGUA_2015.pdf

Profesor investigador de la carrera de Minería Universidad Tecnológica de Hermosillo, Sonora. Ingeniero minero. Maestría Administración de Negocios. Doctorado en Educación Superior. Cuerpo Académico Desarrollo Regional en Sonora. fhuerta@uthermosillo.edu.mx