TABLE OF CONTENTS
PAGE 4.2. Descripción del Proyecto Minero...4.2-1 4.2.1. Geología, Reservas de Mineral y Geoquímica ...4.2-1 4.2.2. Plan de Minado...4.2-13 4.2.3. Instalaciones de Concentración y Proceso...4.2-21 4.2.4. Instalaciones de Desmontes...4.2-28 4.2.5. Relaves ...4.2-36 4.2.6. Instalaciones Auxiliares...4.2-47 4.2.7. Plan Conceptual de Cierre y Restauración ...4.2-54
TABLES
Tabla 4.2.1-1 Reservas de Mineral Minable por Fase, La Ley de Corte de Cobre Equivalente 0.7% (t × 1,000,000) ...4.2-3 Tabla 4.2.1-2 Resumen Estadístico del Desmonte de Antamina ...4.2-6 Tabla 4.2.1-3 Resumen de los Resultados de las Pruebas Cinéticas...4.2-6 Tabla 4.2.1-4 Clasificación del Desmonte de Antamina, de Acuerdo al Potencial de
Lixiviación de Metales ...4.2-8 Tabla 4.2.1-5 Resultados de Balance Ácido-Base para Relaves “típicos” de las
Pruebas Metalúrgicas ...4.2-11 Tabla 4.2.1-6 Contenido Metálico en Relaves Sólidos...4.2-12 Tabla 4.2.2-1 Resumen la Predicción de la Producción de Mina (t x 1,000) ...4.2-14 Tabla 4.2.3-1 Resumen de los Componentes de Molienda y Flotación...4.2-24 Tabla 4.2.3-2 Consumo de Reactivos ...4.2-24 Tabla 4.2.4-1 Cantidades Estimadas de Roca de Desmonte ...4.2-29 Tabla 4.2.4-2 Características esperadas de la descarga de la Planta de Tratamiento del
Botadero de Desmonte Sur...4.2-34 Tabla 4.2.5-1 Calidad del Agua de Ingreso al Relave...4.2-40 Tabla 4.2.5-2 Calidad del Agua de Concentrados usada en Modelaje...4.2-40 Tabla 4.2.5-3 Estimación de la Calidad de Agua de Efluentes Típico Mensual Durante
la Operación ...4.2-41 Tabla 4.2.5-4 Parámetros de Diseño del Sistema de Disposición de Relaves ...4.2-44 Tabla 4.2.7-1 Resumen de las Áreas de Restauración ...4.2-56
4.2. Descripción del Proyecto Minero
4.2.1. Geología, Reservas de Mineral y Geoquímica 4.2.1.1. Geología del Depósito
El depósito de Antamina es un depósito de tipo skarn polimetálico, con mineralización de cobre, zinc, plata, molibdeno y bismuto. El depósito se formó como resultado del emplazamiento del intrusivo Antamina y de otros cuerpos intrusivos porfiríticos relacionados a éste, en la formación de calizas de la Formación Celendín. El metasomatismo de contacto resultó en la formación del skarn mineralizado a lo largo de los límites entre los intrusivos y la caliza. La mineralización económica ocurre en aproximadamente el 90% del skarn y localmente dentro del intrusivo y la caliza. Las calizas Celendín albergan el depósito y forman afloramientos prominentes en las crestas y paredes del Valle Antamina. En los afloramientos, se presenta estratificado en capas de 1 a 3 m de espesor. La caliza es gris clara y se intemperiza con una coloración blanca o crema. En los agujeros de perforación, la estratificación es evidente en una escala de varios centímetros de espesor, sin fósiles, conchas u otro material biógeno. La caliza ha sido clasificada como micrita.
La mineralización está limitada a pequeñas cantidades de pirita en las calizas, aunque es común encontrar vetas y mantos de skarn, algunos de ellos mineralizados y otros no, dentro de la caliza. La caliza muestra susceptibilidad a intemperización kárstica. La intemperización kárstica es causada por disolución de la caliza, generalmente a lo largo de las fracturas (conductos de flujo). Esto da origen a la presencia de cavidades y grutas dentro de las formaciones de caliza. No se ha observado la presencia de rasgos kársticos en la superficie del área del depósito Antamina. Sin embargo, al norte y este del depósito, en la formación de caliza Jumasha, se ha detectado cavidades subterráneas con flujo de agua.
La intrusión porfirítica comprende múltiples intrusiones, habiéndose podido identificar hasta nueve fases. La intrusión contiene mineralización de cobre/molibdeno tipo porfirítico, con leyes que por lo general están por debajo de 0.7% de cobre equivalente, valor que ha sido utilizado como ley de corte para el plan de minado. Las fases intrusivas asociadas con el evento de mineralización han sido afectadas por la alteración potásica. La alteración filítica está pobremente desarrollada, pero muy extendida. La silificación penetrante en la roca puede ocurrir localmente, pero no hay una zona definida para la alteración propilítica. La figura 4.2.1-1 muestra las principales zonas alteradas y la distribución de la mineralización.
El skarn está bien definido por zonas en ambos lados de la intrusión central, con la siguiente secuencia que empieza en el intrusivo y termina en la caliza:
þ skarn de granate verde con chalcopirita y esfalerita (mena de
cobre-zinc);
þ skarn de wollastonita/diopsido/granate verde con bornita, esfalerita, y
bismuto irregular; y
þ Caliza metamorfizada con venas o mantos de skarn de
wollastonita/granate verde con mineralización de zinc, plomo y plata.
La mineralización de sulfuros es posterior a la formación de granatita y ocurre en tres formas: intersticial a cristales de granate, zonas de sulfuros masivos, o vetillas transversales. Las zonas de sulfuros masivos son generalmente mezclas consistentes en una variedad de cantidades de pirita, chalcopirita y esfalerita con menor cantidad de molibdeno, galena y varias sulfosales. Se puede distinguir dos zonas mineralizadas. Los dos tercios centrales, adyacentes al cuerpo del intrusivo, caracterizados por chalcopirita, pirita y molibdeno. Una corteza exterior, que representa un tercio del depósito, contiene esfalerita, chalcopirita, pirita y menores cantidades de galena y sulfosales.
Las formaciones principales de roca usadas para la clasificación de la mena y de la roca de desmonte son las siguientes:
þ Mena: consistente principalmente en mena de cobre (skarn de granate
marrón) y menas de cobre/zinc (skarn de granate verde) en proporciones aproximadamente iguales, con algo de intrusivos mineralizados y mármol;
þ Caliza: consistente en caliza no mineralizada, que constituye cerca del
75% de la roca de desmonte de mina. Algunas formaciones de mármol ocurren cerca del contacto con el skarn;
þ Intrusivos: principalmente monzonita cuarcífera con escasa
mineralización, constituyendo cerca del 15% de la roca de desmonte;
þ Skarn de baja ley: skarn con bajos valores de mineralización, que
constituye cerca del 10% de la roca de desmonte;
þ Material de cubierta: suelos y roca oxidada cercanas a la superficie.
4.2.1.2. Estimación Preliminar de Reservas Minables
El depósito es principalmente un depósito de cobre-zinc. Algunas zonas mineralizadas contienen además valores potencialmente económicos de bismuto, molibdeno y plomo.
En el inventario preliminar de reservas minables, se han incluido seis tipos de mineral, considerados bajo las categorías de reservas indicadas y medidas. Ellos son:
þ Mena de cobre con bajo contenido de bismuto;
þ Mena de cobre con alto contenido de bismuto;
þ Mena de zinc con bajo contenido de bismuto;
þ Mena de zinc con alto contenido de bismuto;
þ Mena de bornita con bajo contenido de zinc; y
þ Mena de bornita con alto contenido de zinc.
La mena de cobre con bajo contenido de bismuto está definida como mena que contiene hasta 0.5% de zinc y menos de 25 ppm de bismuto. La mena de cobre con alto contenido de bismuto es la que contiene hasta 0.5% de zinc y más de 25 ppm de bismuto. La mena de zinc con bajo contenido de bismuto contiene más de 0.5% de zinc y menos de 25 ppm de bismuto. La mena de zinc con alto contenido de bismuto es aquélla que contiene más de 0.5% de zinc y más de 25 ppm de bismuto.
La bornita es una zona definida en el modelo, en la que la bornita es el mineral de cobre dominante. La mena de bornita con bajo contenido de zinc contiene hasta 0.5% de zinc, mientras que la bornita con alto contenido de zinc contiene más de 0.5% de zinc.
La mena de baja ley, definida como toda aquélla cuya ley está entre 0.7% y 1.0% de cobre equivalente, totaliza 92.1 millones de toneladas y ha sido incluida en las reservas totales minables. Estas estarán colocadas en una pila de almacenamiento adyacente al tajo y la pila de desmonte sur en el valle de Antamina y serán procesadas en la planta concentradora durante los últimos años de la operación.
Las reservas minables preliminares, resumidas en 5 fases de minado son mostradas en la Tabla 4.2.1-1.
Tabla 4.2.1-1 Reservas de Mineral Minable por Fase, La Ley de Corte de Cobre Equivalente 0.7% (t × 1,000,000) Tipo de Reserva Mineral (x 106 t) % Cu Equivalente Cu % Zn % Ag g/t Mo % Bi ppm Fase 1 Medido e Indicado Inferido 85.3 4.7 1.7 1.4 1.5 1.0 0.6 1.1 10 7 0.03 0.03 50 146 Total 90.0 1.7 1.4 0.6 10 0.03 55 Fase Medido e
Tipo de Reserva Mineral (x 106 t) % Cu Equivalente Cu % Zn % Ag g/t Mo % Bi ppm 2 Indicado Inferido 84.8 7.5 1.8 1.6 1.3 0.8 1.1 2.5 14 8 0.04 0.01 85 290 Total 92.3 1.8 1.3 1.2 14 0.03 102 Fase 3 Medido e Indicado Inferido 98.8 14.3 1.6 1.2 1.1 0.5 1.4 1.9 13 8 0.02 0.00 155 320 Total 113.0 1.6 1.0 1.4 12 0.02 176 Fase 4 Medido e Indicado Inferido 125.8 0.1 1.5 1.5 1.2 1.2 0.9 0.9 11 11 0.02 0.02 30 30 Total 125.9 1.5 1.2 0.9 11 0.02 30 Fase 5 Medido e Indicado Inferido 74.7 5.3 1.6 1.4 1.2 0.8 0.8 1.7 15 10 0.03 0.01 105 516 Total 80.0 1.6 1.2 0.9 15 0.03 132 Total Medido e Indicado Inferido 469.3 31.9 1.6 1.3 1.3 0.7 1.0 1.9 12 8 0.03 0.01 82 318 Total 501.3 1.6 1.2 1.0 12 0.03 97
4.2.1.3. Geoquímica de Roca de Mina
El depósito de Antamina consiste principalmente de caliza con algunas formaciones mineralizadas de intrusivos y de skarn. Los intrusivos mineralizados y el skarn presentan algún potencial para la lixiviación de metales y el drenaje ácido de roca (DAR) y han sido clasificados como potencialmente “reactivos”. La caracterización geoquímica de la roca de desmonte se discute en detalle en el Anexo V y aquí se presenta un breve resumen. El uso de estos datos para las predicciones químicas del agua se discute en la Sección 4.3.3 y el Anexo IV. Las formaciones de caliza no mineralizadas son claramente no generadoras de ácido y han sido clasificadas como “no reactivas”. Los intrusivos y el skarn de baja ley, son sin embargo muy variables y por esa razón han sido incluidos en la clasificación de “reactivos”. Los volúmenes relativos de las principales formaciones de roca de desmonte serían por tanto las siguientes:
þ Caliza no reactiva 1,030 millones de toneladas;
þ Intrusivos potencialmente reactivos 190 millones de toneladas;
þ Skarn potencialmente reactivo 133 millones de toneladas.
Se ha llevado a cabo un detallado programa de caracterización de la roca de desmonte, el cual incluyó:
þ una evaluación de toda la información geoquímica de las rocas, seguida
þ 200 pruebas de balance ácido base de varios tipos de roca, y la
correlación de esta información con la información de la relación fierro/calcio de toda la base de datos de la roca;
þ pruebas cinéticas en celda húmeda, matraz vibratorio, y pruebas de
generación neta de ácido de los principales tipos de roca para cuantificar las relaciones de liberación potencial de metales y tiempo de retardo para el drenaje ácido de roca; y
þ interpretación de las tasas de lixiviación de las pruebas de laboratorio,
para su extrapolación a la información de campo y la comparación con los datos interpretados de casos históricos en depósitos similares.
La geoquímica de la roca de desmonte fue caracterizada mediante el muestreo del material proveniente de las perforaciones y a través de la correlación de la información de ensayos geoquímicos con la abundante información proveniente de los ensayos del material obtenido durante la campaña de exploración. Aunque el objetivo del programa de muestreo fue una caracterización completa del rango de las principales características del potencial de generación ácida y de lixiviación de metales, el muestreo para las pruebas geoquímicas se concentró en aquellos materiales que fueron identificados como de mayor potencial. De este modo, el rango de resultados para cada tipo de roca es más significativo que el número relativo de muestras que presentan diferentes características de DAR.
Los datos del balance ácido base (BAB) para los intrusivos, calizas (incluyendo mármol), y los materiales de skarn se muestran en la Figura 4.2.1-2 y la Tabla 4.2.1-2. Estas informaciones fueron entonces comparadas con los análisis ICP (información de toda la roca) para identificar un parámetro dentro de la información que represente el potencial de DAR. Como se discutió en el Anexo V, la relación fierro/calcio de los análisis ICP muestran una buena correlación con las características del BAB. A pesar de que el rango de muestras varía desde potencialmente consumidoras de ácido hasta potencialmente generadoras de ácido, en general, el contenido de sulfuros es bajo, con una significativa alcalinidad asociada a la mayor parte de la roca de desmonte.
En las pruebas de celda húmeda del desmonte prospectivo de mina se determinó la proporción de oxidación de sulfuros, el agotamiento del potencial de neutralización y la lixiviación de varios metales. Si el tiempo estimado para el agotamiento total de los sulfuros es mayor que aquél obtenido para el agotamiento del potencial neutralizador (PN), se puede deducir que el intemperismo de la roca de desmonte de mina con una composición similar a aquélla de la prueba del compósito, podría eventualmente producir drenaje ácido. La cantidad de metal cargado obtenido en las pruebas es útil para las predicciones de calidad de agua, siempre y cuando las condiciones ambientales en el área de la mina sean debidamente consideradas. En la prueba cinética de generación neta de ácido de los relaves prospectivos, el tiempo que tomará el inicio del drenaje ácido
puede predecirse. Los resultados de la prueba se presentan en la Tabla 4.2.1-3. Una discusión más detallada de sus implicancias se incluye en el Anexo V.
Los metales de interés potencial en términos de la química del drenaje proveniente de las pilas de desmonte son: cobre, zinc, molibdeno y plomo. La base de datos de la campaña de exploración fue utilizada para estimar el contenido metálico que podría anticiparse en la roca de desmonte que generará la operación minera, tal como se discute brevemente a continuación.
Tabla 4.2.1-2 Resumen Estadístico del Desmonte de Antamina Tipo de roca pH en Pasta S Total % S -Sulfuros % MPA kg/t CaCO3 NP kg/t CaCO3 NNP kg/t CaCO3 NPR
skarn de granate marrón (11)
media 6.89 7.09 7.02 219 44 -176 0.2 desviación estándar 1.51 6.90 6.91 216 47 237 -rango 4.72 -8.90 0.43 -23.80 0.43 -23.75 13 -742 10 -172 732 -128 0.0 -0.4 skarn de granate verde (17)
media 8.48 0.72 0.70 22 127 105 5.8 desviación estándar 1.24 0.82 0.82 26 98 112 -rango 6.35 -10.71 0.04 -3.19 0.03 -3.18 1 - 99 7 - 332 81 -315 0.2 -180 Mármol (47) media 8.64 0.54 0.53 17 709 692 42.9 desviación estándar 0.42 0.63 0.63 20 189 196 -rango 7.82 -9.64 0.03 -4.02 0.03 -4.01 1 - 125 179 -919 149 -904 2.5 -354 Caliza (21) media 8.62 0.47 0.46 14 680 666 47.2 desviación estándar 0.32 0.38 0.38 12 245 247 -rango 8.12 -9.30 0.09 -1.82 0.09 -1.82 3 - 57 19 -955 11 -947 2.4 -332 Intrusivo (83) media 8.23 1.38 1.38 39 30 -9 3.28 desviación estándar 0.57 2.29 2.29 63 49 81 -rango 6.51 -9.45 0.03 -11.75 0.00 -11.75 0 - 367 6 - 358 352 -335 0.0 -60.0 Material de Cubierta(17) media 6.53 2.20 2.12 66 68 1 1.0 desviación estándar 1.17 2.84 2.83 88 114 135 -rango 4.32 -8.42 0.07 -11.30 0.03 -11.25 1 - 352 2 - 425 193 -423 0.1 -209
A. Pruebas en celda húmeda de roca de desmonte y relaves Tipo de desmonte Desmonte monzonita 0.48% S Desmonte cuarzo monzonita 0.43% S Skarn granate marrón 3.11% S Skarn granate verde 6.14% S Compósito de relaves 5.03% S Relaves mineral Cu 0.63% S Relaves mineeral Cu-Zn 4.78%S Tiempo de agotamiento (años) para S total 49 71 126 242 227 21 59 Tiempo de agotamiento (años) para PN 37 29 35 43 102 36 32
Velocidad de cargaMetales * (mg/kg desmonte/semana)
Cu ND/ND ND/ND ND/ND ND/ND 0.162/ND 0.059/ND 0.057/ 0.003 Mn 0.034/ 0.031 0.035/ 0.020 0.084/ 0.037 0.118/ 0.113 0.036/ 0.021 0.006/ 0.003 0.069/ 0.044 Mo 0.018/ 0.030 0.016/ 0.016 0.002/ 0.008 0.010/ 0.003 0.260/ 0.043 0.031/ 0.009 0.013/ 0.015 Zn 0.001/ 0.016 0.001/ 0.015 0.005/ 0.013 0.083/ 0.069 0.022/ 0.021 0.007/ 0.015 0.148/ 0.144 Cd 0.0013/ ND 0.0005/ ND 0.0008/ ND 0.0005/ 0.0005 ND/ND ND/ND 0.0018/ 0.0018
B. Pruebas cinéticas de generación neta de ácido para relaves
Descripción de la muestra Predicción del tiempo de retardo (años) para que arranque el drenaje ácido
Relaves de mena de Cu, fracciones de todos los tamaños, 0.63% S
No aplicable, no generador de ácido Relaves de mena de Cu-Zn, Fracciones de todos los
tamaños, 4.78%S
No aplicable, no generador de ácido
Relaves de mena de Cu, 9.92%S 15
Relaves de mena de Cu-Zn, 8.98%S 9
*Nota: Las tasas de carga reportadas corresponden al chorro inicial, seguido por la tasa de carga mediana siguiente; ND significa no detectado.
La roca caliza representa la mayor proporción del desmonte de la mina. Usando las relaciones fierro/calcio anteriores y los datos de las pruebas ICP, el desmonte de caliza es claramente consumidor de ácido, con muy bajos contenidos de metal. En el desmonte de caliza que se ubica cerca del contacto con el skarn, hay menores concentraciones de zinc, plomo, cobre, bismuto, y manganeso. Esta caliza podría ser minada y procesada como mena. El muestreo será hecho durante la operación para evaluar esta posibilidad.
El potencial de los materiales geológicos para liberar metales al ambiente por intemperización, depende en gran medida de su mineralogía detallada. A pesar de que el incremento de la lixiviación de metales se asocia frecuentemente a rocas generadoras de ácido, la liberación de los metales móviles en un medio cercano a un pH neutro puede no obstante ocurrir, en rocas que presentan un exceso de capacidad
de neutralización de ácido. Sobre la base de los resultados de las pruebas de lixiviación en marcha y de las ya completadas y de las pruebas de celda húmeda, se presenta en la Tabla 4.2.1-4 las diferentes categorías de rocas encontradas en Antamina, de acuerdo con su potencial de lixiviación de metales. Los principales metales susceptibles de ser lixiviados son el cobre, zinc, plomo y molibdeno. Estos parámetros han sido modelados en las predicciones de la calidad de agua que se presentan en el Anexo IV y que han sido incluidos en la evaluación de los impactos. Tabla 4.2.1-4 Clasificación del Desmonte de Antamina, de Acuerdo al Potencial
de Lixiviación de Metales Tipo de roca con alto potencial de lixiviación
de metales
Tipo de roca con bajo o nulo potencial de lixiviación de metales
Material de cobertura/mineral parcialmente oxidado
Caliza
Skarn de granate marrón Mármol
Skarn de granate verde Skarn de granate verde no mineralizado
Intrusivo mineralizado Intrusivo deficiente de sulfuros
Mármol mineralizado
La mayor parte del desmonte intrusivo es potencialmente generador de ácido, con relaciones fierro/calcio en rangos de 0 a 328. Esto corresponde a un promedio de contenido de sulfuros de 1.4% y una relación PN/PA de aproximadamente 0.8. Sin embargo, es importante notar que la mayoría de los intrusivos tienen bajo contenido de metal, sugiriendo que la lixiviación de metales como resultado de la oxidación de sulfuros podría ser un asunto más de corto que de largo plazo. Las excepciones son el cobre y molibdeno. 73% de los intrusivos tienen contenidos de zinc menores que 0.01%. Las concentraciones de cobre son elevadas para la roca de desmonte en la mayor parte de los intrusivos, promediando 0.29%. Esto es en algún grado influenciado por el 15% de intrusivo que presenta concentraciones de cobre mayores a 0.5% y que ha sido clasificado como “desmonte”, la mayor parte del cual se tiene previsto procesar con la mena. Las concentraciones de molibdeno son también elevadas en la roca de desmonte, promediando 0.04%. Existe la posibilidad de mitigar algunos de los problemas potenciales que se presentan en la química del agua asociados con la oxidación de los sulfuros presentes en los intrusivos (tales como la acidez y el cobre disuelto), a través de la alcalinidad asociada con la caliza.
El material de skarn de baja ley será temporalmente colocado cerca de la Pila de Desmonte Sur, y procesado posteriormente durante la operación de la mina. Aproximadamente la mitad de este material es potencialmente generador de ácido. Los metales de interés asociados con el potencial drenaje de este material son el zinc, plomo y cobre. Las concentraciones promedio de estos metales para el skarn de baja ley en la base de datos de ICP son 0.07% Zn, 107 ppm Pb y 0.27% Cu.
En resumen, tanto en los intrusivos como en el skarn de baja ley se podría presentar el fenómeno de lixiviación de metales, y , en el largo plazo, tienen el potencial de convertirse en generadores de aguas ácidas. Las rocas que conforman estas formaciones presentan características muy variables, y en el contexto del EIA, han sido consideradas conservadoramente como potencialmente reactivas. Por lo tanto, el plan de manejo del material de desmonte que se presenta en la Sección 4.2.4, está basado en el tratamiento de la roca de desmonte potencialmente reactiva en el largo plazo. Adicionalmente, se llevará a cabo un programa continuo de caracterización geoquímica destinado a cuantificar en más detalle lo siguiente:
þ la variabilidad en las tasas de descarga de metales y el potencial para
generar DAR, para lo cual se harán pruebas estáticas y cinéticas adicionalmente;
þ la posibilidad de clasificar los intrusivos y el skarn no reactivos, de tal
manera que pueda ser segregado de manera práctica de la roca de desmonte reactiva;
þ el monitoreo de campo de la calidad de agua actual, para calibrar las
predicciones de laboratorio; y
þ el potencial de procesar una parte del desmonte reactivo que presente
mineralización de baja ley.
4.2.1.4. Geoquímica de Relaves Mineros
Hay dos tipos principales de mena que serán minadas y procesadas en Antamina: la mena de cobre, que representa aproximadamente 50% del total, y la mena de cobre-zinc, que representa aproximadamente 48% de la mena total. El remanente consiste en intrusivos y algo de skarn clorítico.
Las pruebas geoquímicas han sido hechas en muestras de pruebas metalúrgicas efectuadas con material proveniente tanto de perforaciones como de muestras de mayor volumen de menas de cobre y de cobre-zinc procesadas en la planta piloto. Los resultados de las pruebas se incluyen en el Anexo V y se presentan en forma resumida en las siguientes sub-secciones.
Las menas de cobre y de cobre-zinc difieren en términos de contenido de metal y de sulfuros. Los relaves de la mena de cobre tienden a tener contenidos de sulfuros menores que 1% y ser netamente consumidores de ácido. Los relaves de la mena de cobre-zinc tienen en cambio altos contenidos de sulfuros (en promedio 5% de azufre como sulfuros) y, a pesar del potencial de neutralización (PN) ligeramente alto que presentan, son potencialmente generadores de ácido. Sin embargo, y debido al alto potencial de neutralización que tienen todos los relaves, se puede anticipar que la generación neta de acidez a partir de los relaves expuestos se produciría recién
después de transcurrido un tiempo relativamente largo (de 15 a 30 años o más). Los resultados de las pruebas cinéticas se incluyen en la Tabla 4.2.1-3.
En la Tabla 4.2.1-5 se presenta un resumen de la información del balance ácido base (BAB) en los relaves de las pruebas metalúrgicas efectuadas en planta piloto, con muestras representativas de menas de cobre y de cobre-zinc. A pesar de que las corridas piloto difieren en términos de la ley de la mena y de los diagramas de flujo de procesamiento, los resultados del BAB de los relaves son razonablemente consistentes, indicando que los resultados promedio pueden ser considerados típicos de los relaves a ser producidos a partir de esas menas. Cuatro de esas corridas han sido seleccionadas como representativas de la mayor parte de los relaves, para efectos de los análisis químicos tanto de los sólidos como de las aguas. La Tabla 4.2.1-5 muestra la caracterización BAB de los sólidos correspondientes a las muestras PP8, PP18, PP26 y PP29.
Se realizó además, una serie de pruebas adicionales con muestras que fueron colectadas de intervalos específicos en la perforación. Si bien estas muestras no son indicativas de la mayor parte de la mena, éstas indican el rango potencial de las características de los relaves que se podrían esperar de la planta. Los resultados se incluyen en el Anexo V (Pruebas Geoquímicas).
En la Tabla 4.2.1-6 se muestra el contenido metálico de la fracción sólida de algunas muestras de relaves.
Como parte de la evaluación ambiental, se ha hecho una estimación de los contenidos metálicos de los relaves para los años iniciales de la operación en base al plan de minado propuesto. El objetivo de esta evaluación es una caracterización preliminar con el fin de identificar cualquier elemento de importancia potencial con respecto a la lixiviación de metales. La fracción sólida del relave y el agua de decantación serán analizadas de manera rutinaria durante la operación. Estos análisis, además de las predicciones pre-minado contenidos en este documento, formarán la base del manejo ambiental de las operaciones.
Tabla 4.2.1-5 Resultados de Balance Ácido-Base para Relaves “típicos” de las Pruebas Metalúrgicas
PARAMETROS pH en Pasta S TOTAL
(%) S como S-2 (%) S como SO4 (%) AP NP NNP NP/AP kg CaCO3 Fuente de Relaves: Mineral de Cobre Prom.
Med. Min. Max. No. --8.74 8.06 9.11 12 0.65 0.60 0.38 1.01 12 0.37 0.39 0.15 0.67 12 0.4 0.4 0.2 0.7 12 11.7 12.1 4.7 20.9 12 44.3 44.3 38.1 53.5 12 33 4.6 32 4.0 25 2.2 48 9.6 12 12 Mineral de Cobre PP8 Muestras Representativas PP18 8.65 8.06 0.51 0.52 0.29 0.499 0.22 0.03 9 15 38 46 29 4 31 3
Mineral Cobre-Zinc Prom.
Med. Min. Max. No. --7.71 7.13 8 10 6.64 6.10 4.66 9.53 10 5.09 4.37 3.65 7.90 10 0.8 0.6 0.4 1.7 10 159.0 136.6 114.1 246.9 10 80.5 90.0 28.6 138.4 10 -78 0.6 -47 0.7 -218 0.1 24 1.2 10 10 Mineral Cobre-Zinc PP26 Muestras representativas PP29 7.01 7.55 6.68 4.66 6.54 4.13 0.14 0.53 204 129 86 85 -118 0 -44 1 Minerales de Cobre y Cobre-Zinc 1 Muestra 8.01 3.06 2.39 0.4 74.7 76.9 2 10
Tabla 4.2.1-6 Contenido Metálico en Relaves Sólidos
PARÁMETRO MINERAL DE COBRE MINERAL DE COBRE-ZINC
Relaves Finales PP8 Relaves Finales PP18 Relaves Finales PP26 Relaves Finales PP29
Aluminio 18 000 7500 6300 11 000 Antimonio <10 <10 <10 18 Arsénico <10 41 119 <10 Cadmio 14 6.3 10.4 21 Calcio 210 000 140 000 170 000 210 000 Cromo 29 13 26 54 Cobalto 22 18 69 48 Cobre 590 650 430 440 Fierro 150 000 110 000 210 000 180 000 Plomo 27 20 38 180 Magnesio 14 000 1000 1300 10 000 Manganeso 1800 1100 1200 1700 Mercurio - <0.1 <0.1 -Molibdeno 17 19 41 42 Niquel 8.4 6.9 8 9.8 Selenio <10 1 10.8 16 Plata <5.0 2 2 <5.0 Zinc 410 820 2500 2300 Fluoruros (%) - 0.04 0.08 -Sulfuros (%) - 0.44 6.09 -Sulfato (%) - <0.4 0.8
4.2.1.5. Geoquímica del Mineral
Los ensayos geoquímicos de las muestras de mineral indican que los minerales de cobre y cobre-zinc difieren en términos de su contenido de sulfuro. Ambos minerales tienen zonas con potencial para generar acidez neta y disolver metales. Sin embargo, la mayor parte del mineral contiene cierto potencial de neutralización (NP) que proporciona un período de retardo antes que se pueda anticipar la producción neta de ácido. El mineral de cobre tiende hacia contenidos de sulfuro menores (con una media muestral de 2.2% de azufre como sulfuro) a los del mineral de cobre-zinc, con un contenido medio de sulfuro de 4%. Sin embargo, en zonas aisladas, el contenido de pirita puede llegar hasta 10% en los dos minerales. El mineral de cobre-zinc tiende hacia contenidos bajos de NP, resultando en una mayor proporción de muestras con potencial neto de generación de ácido. Los resultados de las pruebas cinéticas son mostrados en la Tabla 4.2.1-3. El período potencial de retardo para el inicio de la generación neta de ácido se espera que esté en el orden de 10 años a más.
4.2.2. Plan de Minado
4.2.2.1. Generalidades
La mina Antamina será una mina a tajo abierto, extraerá aproximadamente 500 millones de toneladas de mena, y 1,360 millones de toneladas de desmonte. La disposición general de la mina, al final de la vida de ésta, se muestra en la Figura 4.2.2-1. La roca de desmonte de la mina consiste de caliza e intrusivos. Hasta el 25% de la roca de desmonte de la mina tiene potencial de descargar metales y a esta porción se ha denominado como desmonte potencialmente “reactivo”. El desarrollo de la mina requerirá desaguar la Laguna Antamina, ubicada cerca de lo que en el futuro será el centro del tajo abierto propuesto.
La mina, cuya vida útil se estima en 20 años, producirá aproximadamente 25 millones de toneladas de mena y entre 65 y 98 millones de toneladas de desmonte al año. La mena será acarreada a la chancadora primaria, a ubicarse en el extremo norte del tajo, para luego ser transportada al área de la planta a través de un túnel. El plan de minado podrá ser modificado luego de las exploraciones adicionales del cuerpo mineralizado. La roca de desmonte será depositada en tres pilas separadas: la Pila Este, la Pila de Sur y la Pila Norte (Figura 4.2.2-1). La porción oriental de la Pila de Desmonte Sur será usada para almacenar material de desmonte que presente algún potencial de generación de drenaje ácido (DAR) o lixiviación de metales (al que se ha denominado desmonte reactivo) de todas fases de la operación, así como una cantidad limitada de desmonte no reactivo. La Pila de Desmonte Norte, la Pila de Desmonte Este y la porción occidental de la Pila de Desmonte Sur serán usadas para roca de desmonte no reactivo.
La mena parcialmente oxidada que se extraiga del tajo durante los tres primeros años de operación, será almacenada en una área especialmente designada para tal fin,
ubicada entre la Pila de Desmonte Sur y el límite sur del tajo. Esta será recuperada y alimentada a la chancadora en los años siguientes, a una tasa máxima de 2.5 millones de toneladas por año, volumen que representa aproximadamente un 10% del total anual de la producción. El material de baja ley (mena con leyes entre 0.7% y 1.1% de cobre equivalente) será almacenado y procesado durante los últimos años.
En la Tabla 4.2.2-1 se muestra el cronograma preliminar de producción de mina para Antamina. En la Figura 4.2.2-2 se muestra la producción de mina por tipo de mena y la relación de desbroce.
Tabla 4.2.2-1 Resumen la Predicción de la Producción de Mina (t x 1,000) Año Mineral Mineral de Baja
Ley Almacenado
Mineral Total
Desmonte y Mineral de Baja Ley
Minado 1999 38 000 2000 47 000 2001 14 980 14 980 112 770 2002 25 500 25 500 102 200 2003 25 500 25 550 102 200 2004 25 500 25 550 110 765 2005 25 550 25 550 97 858 2006 25 550 25 550 80 853 2007 25 550 25 550 84 657 2008 25 550 25 550 87 495 2009 25 550 25 550 89 450 2010 25 550 25 550 89 450 2011 25 550 25 550 87 150 2012 25 550 25 550 79 450 2013 25 550 25 550 54 050 2014 25 550 25 550 26 850 2015 25 550 25 550 23 634 2016 25 550 25 550 10 610 2017 25 550 25 550 1766 2018 8402 14 148 25 550 2019 0 25 550 25 550 2020 0 25 550 25 550 2021 824 824 TOTAL 432 032 66 072 498 104 1 326 208
4.2.2.2. Diseño de los Taludes del Tajo Abierto
El tajo abierto se ubica aproximadamente al centro del valle Antamina, el mismo que se encuentra encerrado en un circo glacial que a su vez contiene la Laguna Antamina.
El tamaño final del tajo será aproximadamente de 1,700 m de diámetro y 465 m de profundidad (Figura 4.2.2-1). La Laguna Antamina está localizada sobre el cuerpo mineralizado y será desaguada antes del inicio del minado.
Las principales consideraciones geotécnicas en el diseño del tajo abierto están controladas por la estructura geológica de la masa rocosa y la hidrogeología de los taludes del tajo.
Una vez desaguada la laguna, se anticipa que será necesario despresurizar el agua subterránea para asegurar la estabilidad de la pared del tajo. El agua subterránea que se ubica por encima del nivel de la laguna será despresurizada mediante la perforación de sondajes horizontales de drenaje, a ubicarse en las paredes del tajo. Además, se perforarán pozos de desagüe en la zona del tajo para mantener el nivel freático por debajo del banco de minado. El agua de mina será manejada derivando los flujos de agua subterránea y la precipitación acumulada hacia los sumideros, para finalmente bombear el agua colectada al depósito de relaves (Figuras 4.2.5-6 y 4.2.5-7).
Se ha conducido análisis de estabilidad para recomendar los ángulos de talud más adecuados, tanto para la caliza como para el skarn/intrusivo, que son los tipos de roca que predominan en la zona del tajo. Los resultados de la evaluación realizada indican que el ángulo del talud final en la caliza es poco sensible a la resistencia de la masa rocosa, siendo sensible en cambio a la altura del talud y a las condiciones de drenaje. Los ángulos de talud recomendados variarán por tanto, alrededor del tajo. Los taludes recomendados para condiciones drenadas en la caliza son de 45° y para toda la zona del skarn/intrusivo variarán entre 44° y 48°. La sismicidad representó una consideración importante en el diseño del tajo abierto. Sin embargo, sobre la base de la inexistencia de estructuras desfavorables y de derrumbes pre-existentes de importancia en la zona, se considera que el riesgo de una falla mayor en el talud del tajo debido a un movimiento sísmico es muy bajo.
Los bancos serán de 15 m de altura, con doble banco en la caliza. El ancho de la berma variará, con un ancho mínimo de 8 m. Las vías de acarreo y las rampas del tajo serán de 35 m de ancho, con una superficie utilizable de 27 m y tendrán una pendiente máxima de 10%.
4.2.2.3. Desarrollo del Tajo
La explotación del depósito de Antamina se hará por el método convencional de tajo abierto, haciendo uso de camiones y palas. La flota principal de la mina estará constituida por 53 camiones de 220 toneladas, tres palas y tres cargadores. Una flota separada, consistente de un cargador y cuatro camiones de 90 toneladas serán empleados para el desgrose preliminar y el avance de los proyectos de construcción de caminos. El equipo auxiliar incluirá bulldozers, motoniveladoras y excavadoras para mantener las superficies de los caminos, pilas de desmonte y bancos en operación.
El tajo será minado secuencialmente, empezando por un tajo de arranque, seguido de cuatro repliegues, es decir en 5 fases. La naturaleza y ubicación del depósito mineralizado no permiten mucha flexibilidad en la definición de la secuencia de minado.
Durante los primeros años de la operación, la mayor parte de la mena provendrá de la Fase 1, para lo cual la mena es fácilmente accesible y la relación de desbroce es la más baja. Cada fase de minado subsecuente replegará las paredes del tajo dentro de la caliza sobre el valle, exponiendo mena adicional. Conforme se proceda con el minado para cada fase de repliegue, se construirá una nueva vía interna en el talud, para permitir el acceso durante la siguiente fase del minado.
El desbroce de la Fase 2 se iniciará en el período de pre-producción, y permitirá exponer una parte de la mena en el año 2001. En el año 2001 se hará también una parte del desbroce de la Fase 3, la misma que continuará hasta el año 2004, fecha en la que se tiene previsto iniciar el desbroce de la Fase 4 en el lado Oeste de la mina. El minado de la parte alta de la Fase 5 se iniciará en el año 2008.
Durante la Fase 1 se minará el centro del valle Antamina, en la zona ubicada por debajo de la chancadora, donde la mena es accesible con un mínimo desarrollo de accesos y de desbroce.
Las Fases 2, 3 y 5 son secuencias de repliegue ubicadas en las paredes del tajo, en las que se tiene previsto minar la cresta del lado oriental del valle. Para esto se requerirá contar con vías de acarreo en el talud, para poder acceder a la chancadora en cada fase y a la Pila de Desmonte Este, en la que se almacenará gran parte del desmonte proveniente de esta fase.
La Fase 4 constituye el repliegue requerido para minar la cresta occidental. El acceso se logrará a través de una vía que se ubicará en el talud, el cual irá de la parte alta de la cresta hasta la chancadora.
Se empleará voladura para el minado tanto de la mena como del desmonte. Este requerimiento será menor para los trabajos de desbroce y desarrollo preliminar de la zona y para el control de las paredes del tajo durante la operación. Los explosivos a emplearse serán una combinación de ANFO a granel y en sacos, con una emulsión empacada que se empleará para la voladura en condiciones húmedas, para minimizar las pérdidas de explosivos. El requerimiento de explosivos (expresado como “factor de carga”) será de 0.14 kg/t para la mena y de 0.15 kg/t para el material de desmonte. A pesar de que el tajo será desaguado en forma permanente antes y durante la operación, se anticipa que se requerirá hacer algunas voladuras en zonas húmedas. Por esa razón, en la evaluación del impacto de los agentes explosivos en la química del agua, (Anexo IV), se ha utilizado un factor de pérdida alto en los cálculos.
4.2.2.4. Drenaje de la Laguna Antamina
El desarrollo de la mina requerirá el drenar la Laguna Antamina como parte del desarrollo del tajo abierto. Esta laguna tiene una extensión aproximada de 32 ha. y más de 40 m de profundidad, habiéndose estimado el volumen total de agua que almacena en aproximadamente 10 millones de metros cúbicos. El drenaje de la laguna se llevará a cabo con una bomba montada en una barcaza, a una taza de drenaje de 500 L/s o por un método alternativo si fuera apropiado. El agua será descargada por medio de una tubería de 300 mm, hacia la Quebrada Antamina. El monitoreo de la calidad del agua se llevará a cabo durante toda la operación de bombeo para asegurar el cumplimiento de las normas ambientales en lo que se refiere a la calidad del agua descargada, según lo indicado en el Capítulo 3. Es posible que sea necesario reducir el flujo del bombeo durante la época de estiaje, para permitir una mezcla adecuada el agua de la laguna con la escorrentía natural. La tubería de succión de la bomba será controlada para evitar el bombeo de los sedimentos del fondo de la laguna. Los sedimentos, cuyo espesor puede ser de varios metros serán caracterizados y dispuestos de manera apropiada.
4.2.2.5. Desarrollo de la Pre - Producción de la Mina
El desarrollo de pre-producción de la mina comenzará a fines de 1998 con los trabajos de desbroce y nivelación del terreno y terminará con la puesta en marcha de la planta concentradora, en marzo del 2001. La mina está localizada en una área de terreno escarpada y será necesario desarrollar una serie de trabajos preliminares para lograr el acceso a los extremos superiores del tajo y a otras áreas de trabajo. Esta etapa incluirá por tanto la construcción de caminos locales de acceso, el desbroce del área del tajo y de la zona de los cimientos de la presa de relave. Durante este período, se tiene previsto remover algo más de 110 millones de toneladas de material.
Durante este período de pre-producción, se construirán cuatro caminos principales:
þ la vía de acarreo Este, que va desde el tajo abierto hasta el camino de
acceso a la propiedad minera;
þ el camino de acceso Sur, que va hacia el pie del talud de aguas arriba
de la presa de relaves;
þ el camino de acceso a la planta; y
þ el camino de acceso Norte, hacia a la presa de relaves.
El plan inicial involucra acceder a las partes altas de la cresta en el lado Este, sobre el valle de Antamina, y la construcción de bancos de trabajo accesibles y productivos que permitan dar inicio a las primeras fases de explotación de la mina. Este trabajo inicial será hecho en cuatro etapas, y comprenderá el alisado de los picos de caliza que se encuentran a lo largo de la cresta, crear accesos ascendentes hacia la zona del tajo,
el desarrollo de vías de acarreo a ambos extremos de la cresta, y finalmente, la ampliación de las vías de acarreo para la etapa de producción.
Los trabajos adicionales de desarrollo preliminar a lo largo de este período incluirán las siguientes actividades:
þ Construcción de un túnel de acceso desde la Quebrada Tucush hasta el
valle Antamina;
þ Uso temporal de campamentos y de áreas de almacenamiento de
equipos en el valle Antamina; y
þ Limpieza y remoción de las instalaciones remanentes de las primeras
actividades de exploración efectuadas por Centromín.
4.2.2.6. Vías de Acarreo
Todas las vías principales de acarreo para la producción de la mina, serán construidas con material de desmonte que no tenga potencial de generar drenaje ácido (DAR) o lixiviación de metales. Las vías serán construidas como un componente del trabajo de desarrollo del tajo en cada fase de minado. Las vías desde las pilas de desmonte exteriores al tajo serán construidas conforme se desarrollen las pilas de desmonte. Por consiguiente, a excepción de la vía de acarreo para la presa de relaves durante la etapa de pre-construcción, no será necesario construir vías de acarreo principales. Todas las vías de acarreo serán regularmente regadas para controlar el polvo.
4.2.2.7. Geoquímica de las Paredes del Tajo
La geoquímica de la mena y de las rocas de desmonte que, serán expuestas en las paredes del tajo, ha sido evaluada como parte del programa de caracterización de las rocas de la mina y se discute en la Sección 4.2.1-3 y con mayor detalle en el Anexo V. La mayor parte de las paredes finales del tajo están constituidas por calizas no reactivas. Algo de mena y skarn de baja ley también quedarán expuestas. Además, algunos intrusivos estarán expuestos en la base y en la pared norte del tajo . Durante las operaciones, el potencial de DAR y de lixiviación de metales no serán un problema, en la medida que el agua de mina será retornada a la planta o a la laguna de relaves. En la etapa de cierre, la parte baja del tajo será llenada con agua y se limitará la oxidación. La principal fuente de carga de metales será entonces el skarn y las estructuras en la pared norte del tajo. Esta área se estima entre 10,000 y 50,000 m2, es decir, equivaldrá al 10% de la pared del tajo sobre el nivel de la laguna. Esta área es menor que la que está actualmente expuesta en las paredes del valle y por consiguiente, se anticipa que las condiciones de carga de metales serán similares a las condiciones existentes en la línea base.
4.2.2.8. Manejo del Agua
El desagüe del tajo durante la operación requerirá del control de los flujos subterráneos, las precipitaciones y la escorrentía. Se ha estimado que los flujos subterráneos totalizarían aproximadamente 140 L/s, mientras que los flujos de agua superficiales serán del orden de los 200 L/s en promedio.
La escorrentía desde las paredes del tajo aportará una pequeña cantidad de metales disueltos al agua del tajo. Durante la operación, el agua del tajo será colectada en sumideros y bombeada al depósito de relaves a través de la planta, pudiendo ser tratada si se requiriera, para lo cual se ha previsto contar con una mezcladora de cal en la planta. El efluente con el pH ajustado, será entonces transportado al depósito de relaves. Al cierre, las paredes del tajo serán principalmente de calizas y la tasa de carga metálica proveniente de las paredes del tajo se espera sea similar a las condiciones existentes en la línea base.
4.2.2.9. Controles Ambientales
Uno de los objetivos claves para el proyecto Antamina es el diseñar y construir una mina que minimice los impactos adversos al ambiente, tanto durante la operación como después del cierre. De esta manera, la base del diseño ha sido que cada componente debe ser técnica y económicamente viable, y que cada uno de ellos debe contribuir a minimizar los riesgos ambientales durante la operación y después del cierre.
Se han incorporado controles ambientales en el diseño, construcción, operación y cierre del desarrollo de la mina. Los controles están relacionados, principalmente al manejo del agua, la estabilidad física, salud y seguridad, y protección del ambiente. Esta sección resume los controles ambientales específicos para las principales fases del desarrollo de la mina. Los controles ambientales previstos para la fase de cierre se describen en la sección 4.2.7. Los controles ambientales generales se encuentran detallados en la sección 3.3.
Diseño y Construcción
Los principales controles durante el diseño y construcción incluyen lo siguiente:
þ los taludes del tajo tendrán hasta 600 m de altura. El diseño de la
estabilidad del talud del tajo y de las paredes finales de la mina está a cargo de un equipo de consultores especializados y también es revisado por consultores de gran experiencia;
þ el diseño incluye previsiones para derivar la escorrentía donde sea
factible y contempla la colección tanto del agua de escorrentía como del agua que se filtrará a través de los taludes del tajo;
þ el desarrollo de la mina requerirá el drenaje de la Laguna Antamina. El
desaguado será monitoreado para asegurar que la calidad del agua situada aguas abajo de las instalaciones no exceda, los criterios de calidad de agua (Capítulo 3);
þ la actual estructura de control de sedimentos en la Quebrada Antamina
será mantenida y si fuera necesario será mejorada, para controlar los sedimentos durante el periodo de predesarrollo; y
þ se ha desarrollado un plan conceptual de restauración como parte del
planeamiento de minado, el mismo que será mejorado a medida que se vaya adquiriendo un mejor conocimiento de la zona.
Operación
Los principales controles durante la etapa de operación están referidos al manejo del agua, la estabilidad de los taludes del tajo, la salud y la seguridad, e incluyen:
þ la derivación del agua superficial alrededor del tajo abierto donde sea
factible;
þ el monitoreo de las aguas de escorrentía y de las filtraciones. Toda
aquella agua que no satisfaga las normas peruanas para su descarga al ambiente, será retornada a la planta de procesamiento;
þ el desarrollo del tajo abierto en etapas, lo cual permitirá probar
diferentes taludes además de observar tanto las características de la pared de roca como del agua subterránea durante el minado. Estas observaciones mejorarán el conocimiento e incrementarán la confiabilidad de la evaluación de la estabilidad del talud del tajo. El programa de monitoreo de estabilidad para los taludes del tajo incluirá el uso de piezómetros, hitos, y otros métodos de monitoreo apropiados;
þ la instalación de sondajes de drenaje y de pozos, según se requieran
con el propósito de despresurizar los taludes del tajo y mejorar su estabilidad;
þ cerca a las paredes finales del tajo, se llevará a cabo prácticas de
voladura controlada para minimizar la sobre-rotura y mejorar la estabilidad de los taludes entre bancos. Se emplearán explosivos apropiados para condiciones húmedas, con el propósito de minimizar las pérdidas de amonio de explosivos hacia el agua del tajo;
þ todas las vías de acarreo serán construidas con bermas de seguridad y
todas las operaciones de minado cumplirán con los requerimientos del Ministerio de Energía y Minas;
þ el minado de la roca de desmonte se llevará a cabo de acuerdo con el
plan de muestreo geoquímico que se desarrollará antes del inicio de las actividades mineras. Este plan describirá la forma como ésta deberá ser muestreada, caracterizada y manipulada. Incorporará también los estudios geoquímicos existentes así como aquéllos que se tiene previsto realizar durante los próximos nueve meses. El plan también incorporará las pruebas que será necesario llevar a cabo durante toda la vida de la mina.
þ todas las perforaciones se llevarán a cabo en húmedo, como medida de
control del polvo;
þ en épocas de estiaje, todas las vías de acarreo serán rociadas con agua
para controlar el polvo; y
þ durante las operaciones se harán estudios de caracterización
geoquímica de la roca de las paredes de la mina, con el propósito de apoyar en el diseño del plan de cierre.
4.2.3. Instalaciones de Concentración y Proceso 4.2.3.1. Generalidades
Una planta concentradora convencional de flotación de cobre/zinc producirá principalmente concentrados de cobre y de zinc. Como subproducto la planta producirá periódicamente un concentrado de molibdeno o de bismuto/plomo. La planta concentradora estará ubicada al norte del tajo abierto en el valle de la Quebrada Tucush. El plan general de disposición de la planta concentradora se muestra en la Figura 4.2.3-1. Esta disposición puede ser modificada durante la fase de diseño de detalle del proyecto, sin que ello implique cambios en los efectos ambientales previstos.
La planta concentradora ha sido diseñada para procesar 70,000 toneladas de mineral por día. El proceso completo se ilustra en la Figura 4.2.3-2. El mineral extraído será transportado por camiones desde el banco hasta la chancadora primaria que se ubicará en el extremo del tajo. Este será triturado y llevado a través de un túnel, mediante una faja transportadora hasta una de las dos pilas de almacenamiento que se ubicarán en el área de la planta.
La molienda se realizará usando una combinación de molinos semiautógenos, de bolas y de torre. El circuito principal de flotación consistirá en un circuito de flotación de cobre seguido de uno de flotación de zinc. Los concentrados de cobre y de zinc serán luego espesados a un 60% de sólidos en peso. Subproductos como el molibdeno y el plomo/bismuto serán separados del concentrado de cobre en un circuito de limpieza
independiente para ser luego filtrados y secados en la planta. Después, los concentrados serán transportados por camiones al puerto.
4.2.3.2. Chancado y Transporte
Las instalaciones de chancado consistirán en una chancadora giratoria estacionaria equipada con un rompedor hidráulico para reducir de tamaño los trozos muy grandes que se encuentren en la tolva de alimentación de la chancadora. La mena chancada será almacenada en la tolva de descarga localizada debajo de la chancadora y será transportada al área de la planta mediante una faja transportadora. El polvo de la chancadora será colectado mediante un sistema de filtro de bolsa. Un sistema de rociado de agua evitará la fuga de partículas finas de polvo en la tolva de descarga. El mineral chancado será luego transportado a las pilas de almacenamiento a través de un sistema de fajas que se ubicará en un túnel de servicio que se extenderá desde la chancadora del tajo hasta las pilas de almacenamiento de material grueso en la zona de la planta. Las dimensiones del túnel serán de 6.0 m de ancho y 4.5 m de alto y contará con las instalaciones de la faja transportadora, así como una vía simple para vehículos de servicio.
4.2.3.3. Pilas de almacenamiento de mena y Sistema de alimentación a la planta La pila de almacenamiento para el mineral grueso consistirá de dos pilas de 50,000 toneladas. El mineral será trasportado por fajas desde las pilas de almacenamiento hasta el circuito de molienda de la planta a través de un túnel que correrá por debajo de las pilas de almacenamiento y que irá hasta el molino semiautógeno (SAG) . El diagrama de flujo del proceso incluyendo el chancado, las pilas de almacenamiento y la molienda, se muestra en forma resumida en la Figura 4.2.3-2.
Donde sea aplicable, se emplearán sistemas colectores y/o supresores de polvo. 4.2.3.4. Proceso de Concentración
Las Figuras 4.2.3-3 y 4.2.3-4 muestran el diagrama de flujo del proceso que va desde la etapa de chancado hasta la producción final del concentrado, como se describe en las siguientes secciones.
Molienda
Un molino semiautógeno (SAG) operará en conjunto con tres molinos de bolas. Los derrames que pudieran producirse en el área de molienda serán colectados en canales y sumideros, para ser bombeados al sistema de alimentación de los ciclones.
Circuitos de Flotación de Cobre y Zinc
El circuito de flotación es un circuito convencional de cobre/zinc que producirá principalmente un concentrado bulk de cobre y un concentrado de zinc. El concentrado bulk de cobre podrá ser además procesado en una segunda etapa de
flotación para recuperar concentrados de molibdeno, bismuto y plomo. Todos los relaves serán descargados desde la planta al depósito de relaves. Se instalarán bombas verticales de sumidero en el área de flotación para poder mantener la limpieza del piso y controlar los derrames.
Retratamiento del Concentrado de Cobre
Una parte de la mena contiene molibdeno, bismuto y plomo los que en general están asociados al concentrado de cobre. El concentrado bulk de cobre que contiene molibdeno o bismuto (con algo de cobre y plomo) será tratado para separar estos subproductos del concentrado final de cobre. El producto principal de esta instalación será el concentrado final de cobre. Los subproductos serán los concentrados de bismuto y molibdeno, los cuales serán vendidos separadamente. El concentrado de bismuto será cargado en contenedores para embarcarlos en camiones, mientras que el de molibdeno será secado y guardado en cilindros para ser embarcado.
Todas las aguas provenientes de la filtración y espesamiento del concentrado de cobre retratado se retornarán al proceso. El área de secado del concentrado de molibdeno tendrá un sistema de colección de polvo seco y húmedo.
Desaguado y Transporte del Concentrado
El concentrado bulk de cobre será espesado hasta un 60% de sólidos en peso en un espesador convencional y bombeado a tanques de almacenamiento. El retratamiento del concentrado de cobre para recuperar bismuto, plomo y molibdeno será luego completado y el concentrado final de cobre será bombeado a un espesador y la descarga por la parte inferior será bombeada al tanque de alimentación del filtro. Los concentrados de zinc también serán espesados hasta 60% de sólidos en peso y luego bombeados al tanque de alimentación del filtro.
Las aguas de rebose de los espesadores de los concentrados bulk y de cobre serán reciclados directamente al tanque de almacenamiento de agua de proceso con el fin de reducir la descarga de reactivos al sistema de relaves. El agua de rebose del espesador de zinc se descargará al depósito de relave junto con los relaves de la planta. Se instalarán bombas en los sumideros de las áreas de los espesadores de concentrados para facilitar la limpieza del piso y controlar los derrames.
Los concentrados de cobre serán luego filtrados hasta alcanzar una humedad de 8% y transportados al depósito de carguío. Si el depósito estuviera lleno, el concentrado podrá ser apilado en un almacén cerrado. Existirán dos pilas de almacenamiento, una para el concentrado de cobre y la otra para el concentrado de cobre/bismuto. La capacidad total de las dos pilas de almacenamiento de cobre es de 14,000 toneladas. El concentrado de zinc será filtrado y manipulado de la misma manera. La pila de almacenamiento de zinc tendrá una capacidad de 4,000 toneladas. Tanto el concentrado de cobre como el concentrado de zinc serán almacenados dentro de un edificio con barreras móviles. Se proveerá una plataforma de concreto detrás del
almacén de concentrado para el almacenamiento de emergencia de los concentrados de cobre y zinc. Se utilizarán medidas protectivas para el almacenamiento de concentrado para asegurar que el aire, las aguas superficiales y los suelos estén protegidos de las fugas de concentrado.
Los concentrados de cobre y zinc serán cargados de las tolvas de descarga a los camiones mediante alimentadores con balanzas. Los camiones cargados se dirigirán directamente a la estación para controlar su peso. Desde este punto, el camión continuará hasta las instalaciones de descarga en Puerto Huarmey, ubicado a aproximadamente 323 km de la mina. Después que el camión sea descargado, éste regresará al lugar de carguío de la mina para continuar con el ciclo de la operación de transporte.
Equipo de Planta y Reactivos
El equipo de procesamiento ha sido descrito en las secciones previas y un resumen de los mismos se incluye en la Tabla 4.2.3-1.
Tabla 4.2.3-1 Resumen de los Componentes de Molienda y Flotación
Componentes Dimensión/Volumen Unidades
requeridas para 70 000 t/d
Molinos SAG 12.2 m diámetro × 6.4 m long
(EGL)
1 Molinos de bolas 7.3 m diámetro × 10.8 m long
(EGL)
3 Circuito de Remol. de cobre molinos vertical de 933 kW 2 Circuito de Remol. de zinc molinos vertical de 746kW 2
Celdas Mecánicas para cobre 130 m3 29
Celdas Mecánicas para zinc 130 m3 29
Circuito de limpieza de cobre columnas de 4.3 m de diámetro 8 Circuito de limpieza de zinc columnas de 4.3 m de diámetro 10
Roughers de Cobre / Molibdeno 14 m3 12
Limpiadoras de Cobre/Molibdeno columnas de 2 m de diámetro 2
Remolienda de Molibdeno Molino vertical de 75 kW l 1
El circuito de procesamiento usa reactivos convencionales para flotar cobre y zinc, que incluye modificadores de pH, espumantes, colectores para recuperar los minerales económicos, depresores para remover la ganga y mejorar la selectividad. El consumo estimado de reactivos es resumido en la Tabla 4.2.3-2. Algunos de los reactivos serán preparados en el lugar, mientras que otros serán recibidos listos para su uso inmediato, o requerirán sólo dilución.
Reactivos Uso Balance (g/t) Consumo Promedio (t/día) Cal control de pH 2093 163 3418ª colector 31 2.41
Cianuro de Sodio selectivo 192 14.93
Xantato Amilico de Potasio colector 29 2.26
Xantato Isopropilico de Sodio colector 44 3.42
MIBC espumante 91 7.08
Dowfroth 250 espumante 91 7.08
Sulfato de Zinc selectivo 62 4.82
Sulfato de Cobre activador 274 21.31
Carbón 100 7.78
Floculante floculante 2 - 3 0.23
Petróleo* colector 35 2.5
Bisulfuro de Sodio* depresor 330 23.2
Gas Nitrógeno* atmósfera inerte
para flotación
671 47
Gas anhídrido Carbónico* modificador de pH 33 2.3
Hidróxido de Sodio control de pH emergencias 2.3
Nota: *Utilizado cuando se procesa mineral de molibdeno.
Los procedimientos de almacenamiento y manipuleo de los reactivos incorporarán la seguridad del personal y el control de potenciales impactos al medio ambiente. Estos controles incluyen:
þ empaquetamiento seguro y etiquetado de materiales;
þ etiquetado de los tanques con el nombre del reactivo y las precauciones
de seguridad apropiadas;
þ asegurar que las áreas de almacenamiento para reactivos sólidos, estén
secas y bien ventiladas;
þ asegurar que los contenedores de reactivos se mantengan sellados hasta
el momento de su uso, para prevenir derrames o filtraciones accidentales;
þ asegurar que sustancias químicas incompatibles sean almacenadas
separadamente para prevenir reacciones químicas no deseadas así como evitar la contaminación de las mismas;
þ designar las áreas de almacenamiento de reactivos como zonas donde
está prohibido fumar y asegurarse que éstas estén ubicadas lejos de las áreas de servicios de alimentación;
þ proveer equipo contra incendios para los depósitos de líquidos
inflamables y usar sistemas de ventilación así como sistemas eléctricos con protección anti-ignición;
þ asegurar que los reactivos y combustibles sean almacenados en zonas
separadas con todas las medidas de seguridad requeridas, como son los sistemas de contención secundaria incluidos en el diseño;
þ disponer los contenedores de embarque de una manera segura; y
þ retornar los contenedores a los proveedores para su reuso cuando sea
posible.
Diversos reactivos serán requeridos en el proceso de concentración. Los métodos de almacenaje y manipuleo de reactivos son discutidos en las siguientes secciones:
MIBC y Dowfroth 250
MIBC y Dowfroth 250 serán usados como espumantes. Se espera que estos reactivos serán recibidos en camiones cisterna, y serán descargados y almacenados. MIBC y Dowfroth 250 serán bombeados a los tanques de alimentación en la zona de flotación. El MIBC será repartido a los puntos de consumo mediante bombas dosificadoras. Un sistema similar será instalado para el Dow 250.
Xantatos
Se estima que el Xantato Amílico de Potasio y el Xantato Isopropílico de Sodio serán proporcionados en bolsas a granel. Los colectores serán mezclados y la solución será bombeada al tanque de alimentación para su distribución al circuito de flotación.
Reactivo 3148A
Se estima que el colector 3418A será recibido en camiones cisterna o a granel en contenedores. Este reactivo será descargado y almacenado en un tanque y bombeado al tanque de almacenamiento diario para su distribución al circuito de flotación.
Cianuro de Sodio
Se estima que el cianuro de sodio será recibido en forma seca en cilindros o bolsas retornables y resistentes al agua. El cianuro de sodio será preparado en el momento y la solución bombeada al tanque de almacenamiento diario para su distribución al circuito de flotación.
Sulfato de Zinc
El sulfato de Zinc será entregado en el lugar en bolsas a granel. Este se preparará y la solución se bombeará al tanque de almacenamiento diario para su distribución al circuito de flotación.
Sulfato de Cobre
El sulfato de cobre será entregado en el lugar en bolsas a granel. Este se preparará y la solución será bombeada al tanque de almacenamiento diario para su distribución al circuito de flotación.
Cal
La cal será transportada a granel desde cualquiera de las plantas de producción de cal locales (Sección 4.2.6-16) hasta un tanque de almacenamiento de cal de 600 t.
4.2.3.5. Controles Ambientales
Diversos controles ambientales han sido incorporados en los aspectos del diseño, construcción, operación y cierre de las instalaciones de procesamiento. Los controles están referidos principalmente a temas de salud y seguridad, manejo de aguas y protección del ambiente. Las principales áreas en lo que se refiere al ambiente son los posibles efectos causados a la superficie de la tierra, el almacenamiento y manipulación de concentrados, y el almacenaje y manipulación de reactivos y químicos. Esta sección resume los controles para el diseño, construcción y operación. Los asuntos del cierre son discutidos en la Sección 4.2.7.6. Los controles ambientales generales se tratan en la Sección 3.3.
Diseño y Construcción
Los principales controles durante el diseño y construcción incluyen lo siguiente:
þ se construirá un canal de derivación alrededor de las instalaciones para
derivar la escorrentía;
þ se construirá una poza de colección de sedimentos en la Quebrada
Tucush, inmediatamente aguas abajo de la planta para captar toda la escorrentía del área de las instalaciones de concentración. El agua será bombeada al depósito de relaves.
þ las instalaciones de la planta concentradora han sido diseñadas para
satisfacer todas las normas de seguridad y de protección de la salud.
þ la planta concentradora ha sido diseñada y será construida para
contener 110% en volumen del tanque más grande dentro de ésta o un derrame mayor del circuito de molienda y flotación. Se construirán sumideros internos y áreas con bermas para controlar los flujos de agua y líquidos de proceso. Por lo tanto, todo los derrames podrán ser contenidos dentro de la planta o derivados al depósito de relaves;
þ las instalaciones de chancado y las pilas de almacenamiento han sido
diseñadas con controles de polvo y sistemas de recuperación de los mismos para minimizar pérdidas de partículas suspendidas por el aire;
þ la planta concentradora estará bien ventilada para asegurar un adecuado
suministro de aire fresco y controlar el polvo en su interior;
þ las pérdidas de concentrados en las áreas de carguío serán minimizadas
mediante bermas usadas como contención en dicha área; y
þ reactivos, combustibles y productos químicos serán almacenados en
áreas separadas que contarán con todas las medidas de seguridad requeridas que han sido incluidas en el diseño.
Operación
þ la química del proceso será monitoreada como parte de las operaciones
y los resultados que se obtengan ayudarán a la caracterización de los relaves;
þ en adición, habrá un muestreo del flujo final de relaves como parte del
programa de manejo ambiental. Se registrará éste tanto en calidad como en cantidad;
þ se realizará un monitoreo continuo de higiene industrial dentro de las
instalaciones de la planta para proteger la salud de los trabajadores;
þ el agua recolectada en la zona de control de sedimentos será bombeada
al depósito de relaves si no satisface el criterio de descarga de CMA descrito en el Capítulo 3; y
þ las áreas de almacenaje de reactivos y productos químicos se
inspeccionarán regularmente para asegurar la integridad de las estructuras de almacenaje y el sistema de contención secundario.
4.2.4. Instalaciones de Desmontes 4.2.4.1. Generalidades
Un total de aproximadamente 1,360 millones de toneladas de roca de desmonte se producirán a lo largo de la vida de la mina. De este total, aproximadamente 1,300 millones de toneladas serán dispuestas en botaderos de desmonte y las restantes 53 millones de toneladas serán aprovechadas para la construcción de la presa de relaves y de las vías. Los botaderos de desmonte de mina se localizarán cerca al tajo abierto para así minimizar la distancia de acarreo.
Se eligieron para el proyecto tres lugares para los botaderos de desmonte, tal como se muestra en la Figura 4.2.2-1. El Botadero de Desmonte Este estará localizado en la Quebrada Ayash, al sureste del tajo. El Botadero de Desmonte Norte estará localizado al noroeste del tajo. La Pila de Desmonte Sur se localiza al suroeste del tajo y
comprende dos áreas de almacenamiento del desmonte; el área de almacenamiento de la roca identificada como potencialmente “reactiva” y el área de almacenamiento de roca de desmonte “no reactiva”. Adicionalmente, el mineral de baja ley (skarn) se almacenará en una zona adyacente al lado sur del tajo abierto para su futuro procesamiento.
El material de desmonte ha sido clasificado en cuatro tipos: skarn, intrusivos, calizas y material de cubierta. La mayor parte del desmonte estará constituido por bloques competentes de calizas con alto contenido de álcali y bajo contenido de sulfuros y metales. El skarn y alguno de los materiales intrusivos han sido identificados mediante pruebas geoquímicas como materiales con cierto potencial de lixiviar metales o de generar ácido a largo plazo. Es a este tipo de roca al que nos referimos como roca de desmonte “reactiva” y será almacenada separadamente en el Botadero de Desmonte Sur. El material de cubierta consiste en algunos suelos y roca de desmonte de gran tamaño. En la Sección 4.2.1.3 se presenta una caracterización geoquímica de la roca de desmonte. El plan de manejo de roca de desmonte es parte del desarrollo de la mina y será implementado para optimizar el almacenamiento de las rocas consideradas potencialmente reactivas, las mismas que serán separadas en áreas de contención para recolección de las filtraciones y un manejo a largo plazo del área de almacenamiento. Los tipos de roca de desmonte y las cantidades que serán colocadas en cada una de los tres botaderos principales se detallan en la Tabla 4.2.4-1. Los botaderos de desmonte están localizados en una zona de terreno muy escarpado y han sido diseñados para facilitar la colección de las filtraciones y contener la roca de desmonte reactiva. Las filtraciones de los botaderos serán monitoreadas periódicamente y si las filtraciones exceden los criterios de CMA para efluentes y se observa un efecto en la calidad del agua que las recibe, se pondrá en marcha alternativas de colección y tratamiento, tal como se discute en mayor detalle en la Sección 4.2.4.4.
Ubicación de la Roca de Desmonte
Distribución de la Roca de Desmonte (t × 1000)
Total (1000 T) Intrusivo Skarn Caliza Material
de Cubierta
Botadero Este 1 706 6 777 660 797 37 669 317
Botadero Norte 2 245 178 122 180 367
Botadero Sur - lado oeste 104 009 104 009
Botadero Sur - lado este 187 153 119 825 8 963 315 941 Botadero de almacenamiento de
mineral intemperado - 3,659 - - 3,659
Berma de la parte inferior Camino de Acarreo de 4650 a 4290
Vía de acceso Sur a la Laguna
9 543 15 612 6 689 9 543 15 612 6 689 Presa de relaves 57 028 57 028 TOTAL 188 859 132,506 1 031 800 9 000 1,362,165
Se ha llevado a cabo una campaña de investigaciones geotécnicas durante el diseño de los botaderos de almacenamiento de desmontes, los que han sido diseñados tanto para condiciones estáticas como para cargas sísmicas. Podría ser necesario hacer algunos trabajos de preparación de algunos cimientos para los tres botaderos de desmonte. Se ha podido identificar algún material superficial con poca resistencia en la base del Botadero Este, el cual deberá ser removido.
4.2.4.2. Descripción del Botadero Botadero de Desmonte Norte
El botadero de desmonte Norte estará localizado al noroeste del tajo (Figura 4.2.4-1) y ha sido diseñado para almacenar 223 millones de toneladas. El botadero será construido en forma progresiva, mediante un sólo recrecimiento, sobre una pequeña laguna (Condorcocha). Es necesario que sea capaz de almacenar todo el material proveniente de esta sección del tajo abierto. El botadero estará conformado por caliza neutral, que se extraerá de la parte alta del lado occidental del tajo abierto. El material de cimentación cerca del pie del botadero estará constituido por suelos superficiales que descansan sobre una base rocosa. Las filtraciones se colectarán cerca del pie del botadero y serán monitoreadas, conjuntamente con la escorrentía superficial del botadero. La laguna existente será usada inicialmente como poza de control de sedimentos. La necesidad de extender la poza aguas abajo será evaluada durante las operaciones.
La mayor parte del desmonte de la Fase 4, (bancos 4815 m a 4365m) será acarreado al Botadero de Desmonte Norte. Con excepción del material de skarn (la mayor parte del cual será acarreado al Botadero Sur), todo el desmonte de esos bancos estará constituido por calizas y no tendrá potencial reactivo. El botadero será construido echando el material desde la elevación 4755 m, y la cara final del talud tendrá un
