Mes: junio 2024

Por: Lluvia Yasmín Navarro Romo¹, Carmen Salazar-Hernández²*, Enrique Elorza Rodríguez¹, Juan Manuel Mendoza-Miranda², Mercedes Salazar Hernández¹*.

Resumen 
La recuperación del Au de las soluciones ricas de cianuración se realiza usualmente por adsorción en carbón activado, proceso que presenta como principal desventaja la formación de finos en las cribas clasificadoras, dichos finos representan una considerable pérdida de valores en el proceso, es por ello que la búsqueda de alternativas que permitan la recuperación del oro y la plata de las soluciones ricas de cianuración es de interés para la hidrometalurgia, en este sentido la pre-concentración magnética podría ser una alternativa para dicho proceso; el presente trabajo muestra el estudio de la remoción de AgNO₃ y [Ag(CN)₂]^– en sistemas acuosos sintéticos con sílices mesoporosas amino y/o tiol modificadas con magnetita (MS-NH₂-Fe₃O₄ y MS-NH₂-SH-Fe₃O₄). Se observa que la presencia de ligandos de naturaleza más blanda favorece la remoción de la Ag en los sistemas Ag-CN, mostrando baja capacidad de remoción los materiales aminados.

Palabras Clave: Cinauración, Sílice, remoción Ag(I)

Abstract
The recovery of Au from rich cyanidation solutions is usually carried out by adsorption on activated carbon, a process that presents as its main disadvantage the formation of fines in the classifying screens, these fines represent a considerable loss of values in the process, which is why The search for alternatives that allow the recovery of gold and silver from rich cyanidation solutions is of interest to hydrometallurgy.

In this sense, magnetic pre-concentration could be an alternative for said process. the present work shows the study of the removal of AgNO₃ and [Ag(CN)₂]^– in synthetic aqueous systems with mesoporous amino and/or thiol silicas modified with magnetite (MS-NH₂-Fe₃O₄ and MS-NH₂-SH-Fe₃O₄) . It is observed that the presence of ligands of a softer nature favors the removal of Ag in Ag-CN systems, showing low removal capacity for amine materials.

Key Word: Mesoporous Silica, Amino and tiol modification, Silver remove

Introducción
En los últimos años se han estudiado los nano-materiales híbridos magnéticos como adsorbentes en la recuperación de iones metálicos, estos se han propuesto como una alternativa en la hidrometalurgia para la recuperación de metales preciosos principalmente (Pd, Pt, Rh, Ag y Au) y tierras raras de procesos de recuperación de desechos electrónicos [1-10]. Estas propuestas implican el uso de un material nano-estructurado magnético como Fe₃O₄, γ-Fe₂O₃, CoFe₂O₄, MnFe₂O₄ entre otros; estos materiales suelen ser recubiertos con una película de un surfactante, polímero o silica como una película protectora y que favorezca la modificación de la superficie del magneto con diversos grupos funcionales que otorgan la selectividad al ion metálico de interés [1]. El principio de estos materiales es la adsorción del ion metálico con el grupo funcionalizante, que puede realizarse mediante una adsorción física o una inmovilización covalente [1-10].

Una de las ventajas que muestran los recubrimientos con sílice, es la facilidad del anclaje de una gran diversidad de grupos funcionales mediante la condensación de diversos alquil-arilsilanos. [1-10]. Recientemente se ha planteado el uso de sílices mesoporosas (MS) tipo SBA-15, modificada con magnetita y grupos quelantes N,N,O donadores para la recuperación de trazas de Cd(II), Ni(II), Pb(II) y Zn(II) en disoluciones acuosas [6-13].

Recientemente, se ha reportado el uso de compósitos de magnética con redes metálicas, polímeros y matrices mesoporosas de sílica, carbón activado y otros cerámicos, para la remoción de diversos contaminantes en medios acuosos y en suelo, como por ejemplo U(VI), Cd, Ni, Pb y diversos contaminantes orgánicos como aceites y colorantes [14-19]. El presente trabajo muestra el estudio de la remoción de Ag(I) de sistemas acuosos con materiales mesoporosos de sílice modificados con magnética y grupos amino y mercapto.

Sección experimental
Síntesis y Caracterización de la Fe₃O₄
La síntesis de la magnetita, se realizó mediante técnicas de precipitación de acuerdo a la ecuación 1, en una relación 2Fe³⁺:Fe²⁺ [20-22]. En un matraz de 250 mL son disueltos en 200 mL de agua 5.27 g de FeSO₄ y 2.7 g de FeCl₃ bajo agitación constante, posteriormente se ajusta el pH a 10-11 con NH₄OH y el sistema es colocado a reflujo por 24h, al término de este tiempo, es recuperada la magnetita por filtración y secada a 75^oC por 12 h.

2FeCl₃ + FeSO₄ + 8 NH₄OH —-> Fe₃O₄ + (NH₄)₂SO₄ + 6 NH₄Cl + 4 H₂O

Reacción 1

La magnetita, fue caracterizada por DRX en polvo, la cual se llevó a cabo en un difractómetro de rayos X modelo ULTIMA IV de RIGAKU.

Síntesis y Caracterización de MS-NH₂-Fe₃O₄ y MS-NH₂-SH-Fe ₃O₄

La síntesis de los materiales mesoporosos de sílice, se realizó a partir de silicato de sodio utilizando como tamiz molecular el P-123 de acuerdo a Salazar y col. [23].

La modificación con grupos amino y/o tiol en la sílice mesoporosa, se realizó mediante técnicas de pos-síntesis. Se suspendió 0.167 moles de la sílice mesoporosa en 100 mL de etanol y se adicionaron 0.0416 moles del agente modificante 3-aminopropiltrimetoxisilano y/o 3-mercaptopropiltrimetoxisilano, se adiciona 1 mL de NH₄OH y el sistema se deja bajo reflujo por 24 h. Al término del tiempo el sólido es recuperado y lavado con 2 porciones de 10 mL de etanol y 10 mL de acetona, para posteriormente ser secado en la estufa por 12 h a 75 ^oC.

El anclaje de la magnetita en las sílices modificadas se realizó colocando bajo reflujo 1g de la Fe₃O₄ sintetizadas con 10 g de la MS-NH₂ por 12 h, posteriormente, el material es recuperado por filtración y secado a 70 ^oC por 12 h.

Estudios de Adsorción de Ag(I) de sistemas acuosos
La evaluación de la capacidad de adsorción de plata (I) fue realizada determinando las cinéticas de adsorción en intervalos de 10 minutos por 1 hora con soluciones estándares de AgNO₃ a diferentes concentraciones (100-500 ppm). Se colocaron 0.1 g del material con 10 mL de una solución a 57, 123,192, 319 y 694 mgL^-1 de Ag y se determinó a los tiempos antes mencionados la concentración residual de plata en la disolución mediante espectrometría de absorción atómica.

La capacidad de adsorción de la plata fue determinada mediante la ecuación 1, en donde qt es la carga al tiempo t, Co y C_t, son las concentraciones de plata en la disolución iniciales y al tiempo t en mgL^-1, V el volumen de muestra utilizada (L) y m la masa de material utilizado en g.

  Ecuación 1

Efecto del pH en la Adsorción de Ag(I)

El Efecto del pH en la capacidad de adsorción de la magnetita, se evaluó determinando la capacidad de adsorción de la magnetita a pH de 3, 4.5, 6 y 10. Se colocaron 0.1 g del material con 10 mL de una solución de Ag(I) al pH en estudio por 20 minutos y se determinó la concentración de la Ag residual en la disolución.

Resultados y Discusión
La caracterización por FTIR de las sílices modificadas con los diversos grupos amino, muestra la presencia de la materia orgánica en el rango de los 3000-2500 cm^-1 y de 1600-1200cm^-1, en la Tabla 1, resume la caracterización por FTIR de dichas muestras, en todos los casos se observa un desplazamiento de la vibración de δ C-N que sugiere la interacción N→Fe en los materiales, la asignación de las principales vibraciones en estos materiales es resumida en la Tabla 1.

La Figura 1, muestra el difractograma de la magnetita sintetizada, corroborándose la obtención de dicha fase. Se observaron los planos a 2θ a 30.1, 35.4, 43.1, 54.5, 57.6, 62^o, que corresponden a la magnetita de acuerdo a Mohammadi y col. [22].

Estudios de Adsorción de AgNO₃ de sistemas acuosos
La MS-NH₂-Fe₃O₄, mostró una remoción del 99% a concentraciones bajas de 100 y 200 ppm, disminuyendo su capacidad de remoción a concentraciones moderadas de 300 y 500 ppm, removiendo entre el 80-75 % de la plata únicamente (Figura 2). Todos los materiales mostraron un equilibrio de adsorción a los 20 minutos de contacto, en la Tabla 2, se resume los parámetros de adsorción observados de acuerdo al modelo de adsorción de Langmuir, el cual presume una adsorción en monocapa y nula interacción entre sorbato-adsorbente y sorbato-sorbato, la ecuación 1, muestra dicho modelo.

Ecuación 1

Donde: Q₀ es la carga al equilibrio en mgg^-1, K_L la constante de Langmuir y C_e la concentración de la Ag(I) al equilibrio en mgL^-1.

Un parámetro que permite identificar el tipo de adsorción en este modelo es el coeficiente de reparto (R_L), que fue descrito por Webber and Chakkravorti en 1974 [24], este parámetro es función de la K_L (constante de Langmuir) y la concentración inicial del sorbato y se define por la Ec. 2. Como ya se mencionó, el valor de la R_L define el tipo de adsorción, de tal forma que si R_L>1 la adsorción del sistema es desfavorable; si R_L=1 la adsorción es favorable y lineal; valores de 0<R_L<1 indican una adsorción favorable; mientras que valores de R_L=0 indican una adsorción irreversible [24].

Ecuación 2

Donde: K_L es constante de Langmuir y C_o es la concentracoión inicial  del sorbato.

Efecto del pH en la de Adsorci.n de Ag(I)

La Figura 3, muestra el efecto del pH en la adsorción de la [Ag(H₂O)₂]⁺ con la MS-NH₂-Fe₃O₄, se observa el aumento de la capacidad de adsorción de la Ag(I) a medida que aumenta el pH del sistema, se ha reportado un punto isoeléctrico cercano a 9.0 para sílices poliaminadas [25], mostrando estos materiales una carga superficial positiva a pH ácidos, lo que disminuye su capacidad de adsorción por las interacciones repulsivas entre la superficie positiva del material y el [Ag(H₂O₂)]⁺, dichas interacciones disminuyen con el aumento del pH, favoreciéndose la carga negativa en la superficie a pH básicos, lo que favorece el proceso de adsorción.

Efecto del contra-anión en la de Adsorción de Ag(I)
La Figura 4, muestra el efecto del contra-anión en la remoción de la Ag(I), se evaluó la adsorción de los complejos [Ag(H₂O)₂] NO₃ y del [Ag(CN)₂]^–. Se observó una menor capacidad de remoción de los sistemas Ag-CN (remoción baja del 15%) que la observada para el nitrato de plata, donde se observó capacidades de remoción del 80%. La baja capacidad de remoción del sistema Ag-CN, puede atribuirse a la alta afinidad del cianuro por la plata, al ser este un ligando con una naturaleza blanda con alta afinidad al Ag⁺. Esto obliga al uso de ligandos más afines a este catión como por ejemplo grupos mercapto, tiofenos entre otros. En ese sentido se evalúo el efecto del grupo mercapto en la capacidad de remoción de la Ag en los sistemas Ag-CN, observándose una mejora en la capacidad de remoción de la plata en un 25% (Figura 4).

Conclusiones
Las sílices poliaminadas presentan cargas superficiales positivas a pH ácido, lo que desfavorece su capacidad de remoción del catión Ag(I) por repulsiones electrostáticas. Los sistemas de nitrato de plata muestran una mayor remoción con las sílices aminadas en comparación con el sistema Ag-CN, esto debido a la naturaleza poco blanda de los grupos poliamino presentes en las MS. La presencia de Ligandos de naturaleza más blanda favorece la remoción de la Ag por las interacciones Ag-L, tal como lo mostró la presencia de grupos mercapto en las MS, que favorecieron la remoción del complejo [Ag(CN)₂]-.

Agradecimientos
Los autores agradecen al laboratorio nacional LICAAM, por el soporte técnico para la caracterización de la magnetita sintetizada; así como a la Universidad de Guanajuato y al IPN por el soporte económico otorgado.

Financiamiento
UG-DAIP Proyecto CII-2023

Referencias

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1 Departamento de Ingeniería en Minas, Metalurgia y Geología, Universidad de Guanajuato.
2 Unidad Profesional Interdisciplinaria de Ingeniería Campus Guanajuato, Instituto Politécnico Nacional.

*merce@ugto.mx; msalazarh@ipn.mx

Por: Alvirde Meléndez, Angel Leonardo¹*; Martínez Jardines, Luis Gerardo¹*, Romero, Francisco Martín¹*

Resumen 
El arroyo Barrilito es un cuerpo de agua intermitente, de unos 15 km de longitud, que nace en la sierra Mariquita, al norte de la Ciudad de Cananea; y que drena al río San Pedro.

Entre 1997 y 2011, varios autores han reportado que los sedimentos del arroyo Barrilito están contaminados con metales pesados y que la principal fuente de contaminación son tres pequeños depósitos de jales históricos que se generaron en el periodo comprendido entre 1909 y 1945, y que fueron abandonados sin controles ambientales.

Estos jales (1909 y 1945) constituyen un pasivo ambiental y fueron generados durante la explotación de uno de los yacimientos de cobre más importantes de México, y del mundo; que se localiza en el distrito de minero de Cananea, en Sonora, México.

Se puede asumir que durante la época en que se generaron estos residuos mineros (1909 – 1945), la eficiencia en la recuperación de cobre era limitada. Sin embargo, considerando los precios de los metales en el mercado actual y los avances tecnológicos en la recuperación de este metal (flotación y lixiviación), es plausible plantear la hipótesis de que estos residuos mineros podrán contener concentraciones económicamente atractivas de cobre. En consecuencia, es posible que los sedimentos contaminados del arroyo “El Barrilito” también contengan concentraciones económicas de cobre.”

Por lo antes expuesto, se realizó una investigación con el fin de cuantificar la concentración total de cobre, y otros metales con posible valor económico, en los residuos mineros históricos del sitio y en los sedimentos del arroyo “El Barrilito” con el objetivo de valorar su potencial para la revalorización y alternativas en la recuperación del cobre.

Los resultados de esta investigación indican concentraciones totales relativamente altas de Cu, Zn, Pb y Mo, tanto en los jales como en los sedimentos del arroyo “El Barrilito”, en una superficie de unas 217 hectáreas y hasta una profundidad entre 1.0 y 2.0 de profundidad.

Las concentraciones totales de cobre varían entre 52.34 y 11462.58, que están dentro del intervalo de la ley corte, que actualmente se utiliza en la zona de estudio.

Para estimar la recuperación del total de Cu se realizó una extracción en columnas con una solución de H₂SO₄ al 5% V/V, 1 g/L Fe²⁺y Fe³⁺ durante 6 días. Se obtuvo una recuperación, de este metal, entre el 49% y 64% del cobre total.

Los resultados de este estudio indican que la recuperación de cobre, de los jales y sedimentos contaminados del arroyo “El Barrilito”, podrá ser una opción viable para obtener los recursos económicos con el fin de realizar la remedición ambiental de este sitio contaminado por actividades mineras realizadas en el pasado, entre 1909 y 1945.

Abstract
The Barrilito stream is an intermittent water body, approximately 15 km long, originating in the Sierra Mariquita, north of the city of Cananea, and draining into the San Pedro River. Between 1997 and 2011, several authors have reported that the sediments of the Barrilito stream are contaminated with heavy metals, and the main source of contamination is three small historic tailings deposits generated between 1909 and 1945, which were abandoned without environmental controls. These tailings from 1909 and 1945 represent an environmental liability and were produced during the exploitation of one of Mexico’s and the world’s most important copper deposits, located in the mining district of Cananea, Sonora, Mexico.

It is assumed that during the time when these mining residues (1909-1945) were generated, the efficiency in copper recovery was limited. However, considering current metal prices in the market and technological advancements in copper recovery methods (such as flotation and leaching), it is plausible to hypothesize that these mining residues could contain economically attractive concentrations of copper. Consequently, it is possible that the contaminated sediments of the Barrilito stream may also contain economically significant copper concentrations.

Based on these considerations, research was conducted to quantify the total concentration of copper and other metals with potential economic value in the historic mining residues and the sediments of the Barrilito stream, with the aim of assessing their potential for revaluation and exploring alternatives for copper recovery.

The results of this investigation indicate relatively high total concentrations of Cu, Zn, Pb, and Mo, both in the tailings and the sediments of the Barrilito stream, covering an area of approximately 217 hectares and a depth ranging from 1.0 to 2.0 meters. The total copper concentrations vary between 52.34 and 11462.58, falling within the cutoff grade interval currently used in the study area.

To estimate the recovery of total copper, column extraction was performed using a 5% V/V H₂SO₄ solution, 1 g/L Fe²⁺, and Fe³⁺ for 6 days. The recovery of this metal ranged between 49% and 64% of the total copper content.

The results of this study suggest that the recovery of copper from the contaminated tailings and sediments of the Barrilito stream could be a viable option to obtain economic resources for the environmental remediation of this site contaminated by past mining activities between 1909 and 1945.

Introducción
Al Noreste de la Heroica Ciudad de Cananea se encuentra el arroyo El barrilito, este arroyo tiene la característica de que es alimentado por riachuelos que pasan a través de las antiguas presas de jales que datan de 1902, arrastrando estos residuos mineros que contienen diferentes elementos. Estos residuos han sido estudiados por diversos autores desde la década de 1990 reportando concentraciones significativas de algunos elementos como Cu, Zn y Pb.

Este arroyo es un afluente del sistema lacustre fronterizo denominado Río San Pedro, el cual abarca los municipios de Cananea, Santa cruz y Naco, alimenta zonas agrícolas y atraviesa la frontera hacia Estados Unidos, para ser específicos al estado de Arizona.

Uno de los primeros estudios de la zona fue presentado por (Romero, 1996) cuyo estudio caracterizó el Río Sonora y lo más relevante para este trabajo son las concentraciones de Cu en El barrilito las cuales oscilan entre 2146.33 ppm en la zona más cercana a la concentradora vieja y 751 ppm en la zona más alejada del arroyo. 

Posteriormente (Gómez-Álvarez, 2002) realizó un muestreo más a detalle en 8 zonas en las que nuevamente se encontraron metales pesados de (Cd,Cu, Fe, Mn, Ni, Pb, Zn), alta conductividad eléctrica y sulfatos; así como valores bajos de pH, y determinó que la principal fuente de contaminación del río San Pedro es el depósito de la concentradora vieja y la fuente secundaria la descarga de aguas residuales. 

Para comparar los niveles de contaminación en el acuífero río San Pedro (Gómez-Alvares, 2009) realizó una comparación de las concentraciones de diversos elementos de un muestreo de 1993 contra un muestreo realizado en 2005, en el que demostró que los valores de pH aumentaron de 2.9 (en 1993) hasta 3.9 (en 2005). La conductividad eléctrica disminuyó de 11000 μS/cm (en 1993) hasta 1016 μS/cm (en 2005), las concentraciones totales de los metales pesados también disminuyeron, principalmente el cobre (Cu) disminuyó de 136 mg/L (1993) a 6.6 mg/L (2005) y el hierro (Fe) disminuyó de 3680 mg/L (1993) a 9.51 mg/L (2005) además el zinc (Zn) disminuyó de 84 mg/L (1993) a 2.42 mg/L (2005). La Comisión Internacional de Límites y Aguas realizó un estudio de este acuífero (CILA, 2011) del que analizó los pozos y el único aprovechamiento que presenta concentraciones por arriba de los límites máximos permisibles con respecto a la dureza total (CaCO₃) y a los sulfatos (SO₄) con respecto a la NOM-127-SSA1-1994, es un pozo ubicado en la zona El Barrilito en la porción sur del acuífero. Fuera de estos, el resto de los aprovechamientos que se muestrearon en el acuífero no sobrepasan los límites permisibles de la norma.

Otro estudio de aguas subterráneas fue realizado por (Pérez, 2013) en el que declara que el agua subterránea del Río San Pedro es de buena calidad y los pozos no exceden los límites máximos permisibles por la norma oficial NOM-127-SSA-1994 y nuevamente se señala que la mayor concentración de metales pesados como Cu, Zn, Fe y Mn se encuentra en el arroyo de cananea vieja y en el arroyo El barrilito.

El objetivo de este trabajo es proponer una alternativa para el tratamiento del pasivo ambiental mediante la extracción de los elementos potencialmente valiosos remanentes que se presume existen con base en las altas leyes y bajos rendimientos de los procesos que existían a principios del siglo XX.

Metodología
Caracterización Geoquímica
Determinación del pH
Se realizó la determinación de potencial hidrógeno basado en la norma: (ISO 10390:2005, 2005), se pesaron 10 g de muestra, se agregaron 50 ml de agua destilada y desionizada, se agitó por 30 minutos a 180 RPM y se midió el pH con un potenciómetro Denver Instrument Ultrabasic.

Determinación de Conductividad eléctrica
Se realizó la medición siguiendo la norma (ISO 11265:1994, 1994) se pesaron 10 g de muestra, se agregaron 50 ml de agua destilada y desionizada, se agitó por 30 minutos a 180 RPM, se midió la conductividad eléctrica con un conductímetro OAKTON.

Determinación de la concentración soluble mediante la prueba de extracción de metales y metaloides con agua en equilibrio con CO₂ y determinación por el método de espectroscopía de emisión óptica por plasma acoplado inductivamente (ICP-IOES).

Para esta determinación se realizó una modificación de (NOM-147-SEMARNAT/SSA1, 2004) Apéndice Normativo B.2. Se colocaron 5 g de muestra, se preparó la solución extractante (agua-CO₂ a pH = 5,5) para ello se agitó agua destilada y desionizada por alrededor de una hora y se le burbujeó aire hasta obtener un pH aproximado a 5.5, se añadió solución extractante a la muestra de suelos (100 mL) en una proporción 20:1, se agitó orbitalmente a 80 RPM a temperatura ambiente por 18 horas, terminado el periodo de agitación, se dejó reposar la muestra durante 30 minutos.

Después, se filtró la mezcla utilizando una membrana de 0,45 mm. Se acidificaron con unas gotas de HNO₃ hasta obtener un pH<2 concentrado y los análisis fueron realizados por el laboratorio de Bioquímica Ambiental con un ICPOES agilent 5100.

Concentración total determinada por espectroscopía de Fluorescencia de rayos X.

• Se siguió la norma (EPA Method 6200, 2007). Se utilizó un espectrómetro de fluorescencia de rayos X portátil de campo Niton XL3t.
• Se tomó parte de la muestra y se pulverizó en molino pulverizador de discos y anillos Pulverisette 9, hasta que la totalidad de la muestra pasara la malla 100 (0.149 mm) y se realizaron 3 lecturas en diferentes puntos de 90 segundos cada una.

Identificación de minerales mediante difracción de rayos X
Se pulverizó en molino pulverizador de discos y anillos Pulverisette 9 hasta que la totalidad de la muestra pasara la malla 100 (0.149 mm). Se colocó la muestra dentro de la celda hasta llenar la ventana con una cantidad menor a 1 gramo y se analizó en el equipo de difracción de rayos X portátil TERRA-476 Olympus, se sometió a 50 ciclos y el difractograma obtenido fue analizado con el software Xpowder para identificar los minerales.

Obtención de cobre mediante lixiviación
Distribución de tamaño de partícula por tamizado
Se realizó la determinación de la distribución de tamaño de particula mediante tamizado, se utilizaron las mallas número 4, 10, 35, 40, 60, 100 y 200 y se colocaron en un RoTap para tamizar las muestras durante 15 minutos.

Permeabilidad
Para el ensayo de permeabilidad se seleccionaron 9 muestras, 8 jales, 1 muestra de sedimentos, se realizaron modificaciones a la experimentación de la (NOM-155-SEMARNAT-2007, 2007), empezando por las columnas de acrílico en lugar de PVC y se modificaron las dimensiones guardando la relación 3:1 altura vs diámetro, con ello también se modificó la masa usada para el experimento; se usaron aproximadamente 160 g de muestra, en la norma la masa utilizada es de 5 kg de muestra por cada columna. Para estas pruebas se utilizó agua corriente.

La columna está conformada por filtros de 100 micras, arena tamizada con un tamaño mayor a 2 mm, filtros Whatman 40 y círculos perforados de plástico delgado. Se colocó un filtro de 45 micras en el fondo para atrapar partículas finas, sobre esto se distribuyó 2 cm de altura de arena sílica, sobre esta capa de arena sílica se acomodó una lámina de plástico perforada para darle rigidez al papel filtro, y se situó el filtro de 100 micras. Teniendo en cuenta la granulometría fina se realizó una variación de material grueso (arena sílica tamizada mayor a 2 mm). Siendo el 50% la proporción para realizar los experimentos de lixiviación. Para obtener el coeficiente de permeabilidad se llenó de agua la columna y se dejó permear hasta que el mineral se saturó con agua, después se tapó la salida y se llenó dos centímetros por encima del mineral. Se utilizó el tiempo y la diferencia de altura para realizar los cálculos de permeabilidad específica.

Preparación de disolución lixiviante
Se prepararon 10 litros una disolución de H₂SO₄ al 5% en volumen, se utilizaron 500 mililitros de H₂SO₄ concentrado y una concentración de iones Fe²⁺ de 1 g/L y Fe³⁺ 1 g/L por lo que se pesó 49.79g de FeSO₄•7H₂O y 49.43g de FeCl₃•6H₂O

Lixiviación en columnas
Se realizaron 10 muestras, compuestas por aproximadamente 100 g de cada muestra de la misma zanja resultando con una masa aproximada de 500 g por muestra compuesta. Se realizó una determinación total por espectroscopía de fluorescencia de rayos X de cada una de las muestras compuestas. La propuesta experimental para la determinación del porcentaje de recobro real mediante lixiviación en columnas que  se llevó a cabo están basados en el artículo de (Borie, 2019) y los experimentos de (J. Sosa, 2019) y (Ruiz H. Jorge. E, 2021). Se realizó la lixiviación en columnas usando una base para 10 columnas con soporte para un envase de 20 litros con 10 litros de disolución lixiviante, se instaló un sistema de riego para el ácido capaz de dispensar 100 ml de la disolución por día. En las columnas se colocaron 95 g de muestra y 95 gramos de arena sílice. Se realizó riego de la solución lixiviante durante 6 días.

El arreglo del sistema de riego para las columnas se puede observar en la Figura 1. Está conformado por A) Recipiente y sistema de dispensado de la disolución lixiviante, B) Columnas de acrílico con mineral 50% y 50% de arena sílica [m/m]; C) Envases para recuperar la disolución lixiviada. La experimentación en columnas se realizó conforme al diagrama de la Figura 1. Se inundaron las columnas con una proporción 1:1 volumen de mineral por volumen de solución lixiviante durante un periodo de 6 días, se desalojaba el líquido en su totalidad y se reemplazaba con nueva disolución lixiviante cada 24 horas. Posteriormente se secó la muestra lixiviada, se disgregó y se tamizó para retirar la arena, se pulverizó la muestra en el molino pulverizador de discos y anillos Pulverisette 9 y se realizó una determinación total por espectroscopía de fluorescencia de rayos X de cada una de las muestras.

Resultados
Basado en la caracterización geoquímica se determinó una concentración promedio de cobre en los sedimentos de 1068 ppm contenidos en un volumen calculado de 803,745.8 m³ diseminados en un área aproximada de 216.5 Ha, en los jales pasivo ambiental 1 la concentración de Cu promedio es de 2600 ppm en un volumen de 75,262.8 m³, en un área aproximada de 3.76 Ha y para los jales pasivo ambiental 2 la concentración promedio de Cu es de 548 ppm, el volumen calculado para la zona es de 5,331.2 m³ en una superficie aproximada de 5.33 Ha.

Utilizando estos datos se estima un contenido de 1590 Toneladas de cobre. Por lo que realizó un ensayo de lixiviación en columnas, uno de los logros obtenidos de este trabajo es el diseño, fabricación y prueba de las columnas con las que se realizó la experimentación cuyos resultados se observan en la Figura 2. En la que se observa en color naranja la concentración inicial, en color azul la concentración residual después de la lixiviacion, en gris el valor porcentual de la extracción de cobre de las muestras lixiviadas obteniendo como mínima recuperación un 47.83% de recuperación para los sedimentos, y como máxima extracción 84.59% para la muestra 4 de los jales pasivo ambiental 1 , en promedio se obtuvo 64.36% para los jales pasivo ambiental 1, 57.52% para los jales pasivo ambiental 2 y 47.83% para los sedimentos. 

Se realizó una estimación del valor económico contenido en los jales y sedimentos, basado en los rendimientos experimentales y se obtuvieron los valores de la Tabla 1. Finalmente, se realizó una comparación del costo de enviar estos residuos a un confinamiento contra la posible recuperación del cobre de los residuos. Calculando una posible ganancia de 5.4 dólares por cada tonelada de sedimentos, 23.56 dólares por cada tonelada de jales pasivo ambiental 1, 4.76 dólares por cada tonelada de jales pasivo ambiental 2 contrastado con un costo de 110.9 dólares por cada tonelada enviada a confinamiento.

Conclusiones
Se ha establecido como fuente de contaminación los jales por arrastre pluvial de los jales en el arroyo el barrilito. El área en la que se ha determinado la presencia de jales es de 225.6 hectáreas y se ha estimado que representa un volumen aproximado de 884,339.8 m³. Mediante la determinación de la concentración total determinada por fluorescencia de rayos X se confirmó la presencia de cobre y molibdeno, se encuentran en concentración lo suficientemente altas como para obtener un beneficio económico. Se llevó a cabo una extracción en columnas mediante lixiviación con solución de ácido sulfúrico y se obtuvo una recuperación de Cu con promedio de 57.5% para los jales pasivo ambiental 1, 64.9% para los jales pasivo ambiental 2 y 47.8% para los sedimentos del arroyo El barrilito.

Agradecimientos
Se agradece al Dr. Francisco Martin Romero y al Dr. Luis Gerardo Martínez Jardines por su guía e ideas a este trabajo.

Se agradece el apoyo económico brindado por el Instituto de Geología, al Laboratorio de Geoquímica Ambiental por facilitar sus instalaciones para llevar a cabo los experimentos, por su ayuda y dedicación a las técnicas laboratoristas: Jessica Anaid Hernández Cano, Alicia Santana Silva, Astrid Ameyalli Vázquez Salgado y Leticia Hernández Isabel.

Referencias

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1 Universidad Nacional Autónoma de México, Instituto de Geología; C.P. 04510, Ciudad de México, México

alvirde.melendez.angel@gmail.com

Por: Cynthia Guadalupe Dorantes Castro¹*, Miguel Angel Morales de la Cruz¹

Resumen
El presente estudio es producto del análisis geotécnico que tuvo como objetivo establecer la metodología y pasos a seguir para asegurar que el minado y las fases que se tienen para la profundización de los bancos en tajo Filos, zona 70, sea minado de forma segura con procesos y análisis definidos para minar el pilar corona con respecto a la cavidad del rebaje 7106 identificado en mina Subterránea San Andrés, para controlar los riesgos asociados al  personal o equipo que esté trabajando en el área de influencia. 

Se realizó un primer cálculo con la información que se recolectó del último levantamiento de la mina subterránea con el escáner CMS en el año 2021, el cual arrojó un Factor de seguridad (F.S) de 1.24 estable. Posterior a esto se llevó a cabo la ejecución de dos barrenos de exploración, el primer barreno se realizó con la finalidad de definir la posición y dimensiones reales del rebaje 7106 de mina subterránea San Andrés, ingresando el escáner GSM-16 para la medición a detalle de la cavidad, y con la información proporcionada del escáner se determinó el espesor del pilar corona actual con respecto al rebaje, para la realización del cálculo del F.S. 

El segundo cálculo fue en función a las dimensiones de la cavidad y distancia reales que se obtuvieron con el escáner GSM-16, el cual nos arrojó un factor de seguridad de 1.4, la probabilidad de que fallara era baja (10-20%).

Como controles adicionales se implementaron monitoreos con instrumentos geotécnicos, por lo que el segundo barreno fue para el monitoreo del pilar corona instalando un cable TDR, que tuvo la función de medir la progresión del hundimiento hacia la superficie del tajo Filos. 

Adicional a esto se determinó la distancia permisible a la que se podía profundizar obteniendo un FS mayor o igual a 1 y poder llevar a cabo un plan de acción para el hundimiento del pilar corona. La distancia arrojada fue de 24m, por lo que se propuso que una vez llegando al banco 1606 se ejecutarían los trabajos para realizar de forma efectiva el hundimiento del pilar corona.

El equipo de barrenación y voladura realizó el diseño de voladura y cargado en base a la plantilla realizada por planeación, para ejecutar de forma exitosa el hundimiento del pilar corona de la obra subterránea con respecto al banco 1606 del tajo filos, esto con la finalidad de colapsar y poder realizar un plan de acción para rellenar la cavidad y eliminar la condición de riesgo.

Abstract
The present study is the product of the geotechnical analysis that aimed to establish the methodology and steps to follow to ensure that the mining and the phases that are in place for the deepening of the banks in the Filos pit, zone 70, are mined safely with processes and analysis defined to mine the crown pillar with respect to the cavity of stope 7106 identified in the San Andrés Underground mine, to control the risks associated with the personnel or equipment that is working in the area of influence.

A first calculation was made with the information collected from the last survey of the underground mine with the CMS scanner in the year 2021, which yielded a stable SF of 1.24. After this, two exploration holes were carried out, the first hole was carried out in order to define the position and real dimensions of stope 7106 of the San Andrés underground mine, entering the GSM-16 scanner for detailed measurement. of the cavity, and with the information provided from the scanner, the thickness of the current crown pillar was determined with respect to the recess, for the calculation of the F.S.

The second calculation was based on the dimensions of the cavity and real distance that were obtained with the GSM-16 scanner, which gave us a safety factor of 1.4, in which the probability of failure was low (10-20%).

As additional controls, monitoring with geotechnical instruments was implemented, so the second hole was for monitoring the crown pillar, installing a TDR cable, which had the function of measuring the progression of subsidence to-wards the surface of the Filos pit.

In addition to this, the permissible distance to which it could be deepened was determined, obtaining a FS greater than or equal to 1 and being able to carry out an action plan for the collapse of the crown pillar. The distance thrown was 24m, for which reason it was proposed that once the 1606 bank was reached, the works would be carried out to effectively carry out the collapse of the crown pillar.

The drilling and blasting team carried out the blasting and loading design based on the template made by planning, to successfully execute the sinking of the crown pillar of the underground work with respect to bank 1606 of the edge pit, this with the purpose of collapse and be able to carry out an action plan to fill the cavity and eliminate the risk condition.

Introducción
Antecedentes
La Mina Subterránea San Andrés en el año 2020 se encontraba minando y extrayendo mineral del rebaje 7106, el cual presentó problemas de inestabilidad, lo cual género que se colapsara el rebaje de forma progresiva. Las áreas involucradas en conjunto realizaron un análisis para la ejecución de trabajos requeridos a fin de extraer el mineral de forma segura, el cual se estuvo extrayendo hasta el año 2021. El mineral era extraído esporádicamente ya que se hacia cuando estaba al alcance del equipo scoop sin acceder a la cavidad y se daba un periodo de tiempo hasta que el rebaje se volvía a auto-rellenar para continuar con la extracción de mineral de forma segura sin exponer a personal o equipo, estos trabajos se realizaron con el scoop a control remoto y llevando los controles de seguridad establecidos. 

Por parte del equipo de topografía subterránea se realizaron 3 levantamientos de la cavidad con el escáner CMS en diferentes periodos de tiempo y se dejó de extraer al ya no caer mineral, lo que se desprendía eran bloques de caliza, por lo que esto género que se creara una cavidad de gran dimensión, la cual fue imposible rellenar por las dimensiones generadas.

Actualmente la mina San Andrés ya no está operativa por lo que el rebaje 7106 quedó inactivo después de la extracción de toneladas que se generaron con el colapso de la obra, por lo que el último levantamiento que se realizó de la cavidad con el scanner CMS fue en enero del 2022. 

El Tajo Filos se activó en el año 2021 por lo que avanza la profundización de los bancos y en base al proyecto final del tajo filos, se estará minando parte del rebaje 7106, lo cual involucra estar posicionados trabajando debajo de la cavidad.

Objetivos
Objetivo General

• Conocer las dimensiones actuales de la cavidad del rebaje 7106 para el cálculo del pilar corona y así establecer la metodología de trabajos a realizar con el fin de asegurar que el minado y las fases para la profundización de los siguientes bancos en tajo filos, zona 70 sea de forma segura, anticipando la posible falla del pilar corona con respecto a la cavidad, con el fin de prevenir algún hundimiento que ponga en riesgo a personal o equipo que este trabajando en el área de influencia.

Objetivos Específicos

• Conocer las dimensiones reales de la cavidad del rebaje 7106 para el análisis geotécnico y poder establecer la distancia y límites permisibles de minado para trabajar con un F.S mayor a 1. 
• Realizar el cálculo del pilar corona, el cual permitirá determinar el límite seguro de minado del tajo filos con respecto a la cavidad.
• Determinar las acciones para el hundimiento del pilar corona y poder descubrir la cavidad para rellenar después con material estéril de forma segura controlando los riesgos

Importancia del estudio
Actualmente el Tajo Filos se encuentra activo por lo que la profundización de minado avanza y en base al proyecto final del tajo, se estará minando parte del rebaje 7106, lo que significa trabajar debajo de la cavidad, esto genera un riesgo por las dimensiones conocidas del último levantamiento realizado del rebaje, el cual no se encuentra relleno, lo que pone en riesgo trabajar de forma segura, ya que se desconoce si el rebaje continua creciendo y se requiere realizar un nuevo levantamiento a fin de realizar el cálculo del pilar corona en base a las dimensiones actuales de la cavidad para conocer el factor de seguridad y definir el banco limite que se deberá llegar para ejecutar un plan de acción del hundimiento del pilar corona de forma segura y así descubrir la cavidad para rellenar después con material estéril y continuar profundizando eliminando el riesgo. 

Metodología 
El desarrollo de este trabajo se llevó a cabo en cuatro etapas: trabajo de gabinete, trabajo de campo, trabajo de análisis e interpretación de los resultados, y por último la ejecución del plan de acción.

El estudio consistió en la recopilación de la información existente: antecedentes y reportes del rebaje 7106, levantamiento topográfico de las obras subterráneas de mina San Andrés, así como los últimos levantamientos realizados con el escáner CMS de la cavidad del rebaje 7106. Con esta información se georreferenciaron las obras subterráneas con respecto al tajo filos. 

Las obras subterráneas más cercanas a la superficie del tajo filos son dos, el rebaje 7106 y 932, ubicadas en la zona 70 como se muestra en la figura 1.

De acuerdo con los levantamientos ejecutados con el escáner CMS se tienen realizados 3 escaneos en diferentes periodos de tiempo (figura 2), el color azul se ejecutó en marzo de 2020, en septiembre del 2021 se realizó el segundo levantamiento (rosa oscuro), y el más reciente es el que se observa en un tono rosa más tenue. Se pueden apreciar en base a los levantamientos con el scanner que se ha mantenido a la misma altura, pero hacia el horizontal ha incrementado. 

Se realiza sección del tajo con respecto a la cavidad y se estima un pilar de 54m el cual de acuerdo con la litología y reservas del área se tiene roca caliza, (figura 3) el contacto de los óxidos con el intrusivo se desplaza hacia la cara del talud. Se realiza el levantamiento en campo de los parámetros geotécnicos (RQD, Jn, Jr, Ja, Jw) para obtener el Q y RMR (calidad del macizo rocoso) para posterior realizar el cálculo del pilar corona de acuerdo con las dimensiones estimadas de la cavidad con respecto al banco 1633 de tajo filos.

Los parámetros geotécnicos obtenidos fueron los siguientes: RQD 49, Q de 3.03, dando un RMR de 54, lo que nos indica que es una roca de calidad regular, (Barton, N., Lien, R & Lunde, J., 1974). Se realizó el primer cálculo del pilar corona con los datos del último levantamiento de la cavidad (enero 2022), por lo que se tomaron las siguientes distancias: ancho de 30m, altura de 20m y el espesor de roca que se tiene desde el techo de la cavidad hacia el piso del banco 1633 fue de 54m y como resultado el factor de seguridad arrojado fue de 1.24 estable. Los datos arrojados del RMR nos indica una roca de calidad regular en la base, pero el contacto del intrusivo con la caliza y óxidos es lo que ha hecho que siga creciendo hacia los extremos por lo que es importante controlar y minimizar cualquier situación de riesgo, se propone dar dos barrenos para corroborar que no ha crecido la cavidad y que continuamos manteniendo el factor de seguridad mayor a 1 para continuar minando de forma segura. 

El área de geotecnia realizó la proyección de 2 barrenos (figura 4) los cuales se ejecutaron con máquina de exploración. El primer barreno se proyectó a una distancia de 45m con un ángulo de 84° el cual comunico al rebaje 7106 a los 43.5m. Se realizó el logueo geotécnico del núcleo del barreno y con la información que se arrojó se obtuvo la calidad del macizo rocoso (RMR) real de la roca presente a todo lo largo del barreno. El RMR (tabla 1), arrojado de acuerdo con el promedio de toda la longitud del barreno resultó de 60, lo que corresponde a una roca de calidad regular a buena. 

Para realizar el levantamiento de la cavidad se adquirió un escáner modelo GSM-16, el cual se ingresó por el barreno para realizar el escaneo y hacer la comparación con el último levantamiento del escáner CMS que realizó la subterránea (figura 5), como se puede observar los dos levantamientos son muy parecidos, sin embargo con el levantamiento actual puede apreciarse algunas diferencias en las paredes del rebaje, pero sobre todo se corroboró que el caído no ha incrementado en altura y se mantiene. 

Anteriormente se había realizado el cálculo con un RMR de 54, roca regular, con un espesor de pilar de corona de 54m tomando en cuenta el piso del banco 1633 y nos arrojó un F.S. de 1.24. (Carter et al., 2008).

Realizando nuevamente el cálculo del pilar corona con los datos reales obtenidos con el escáner GSM-16, nos arrojó un factor de seguridad mayor a 1, basándonos en la tabla de probabilidad de falla (Carter, T.G., and Miller, R.I., 1995) nos indica la falla del pilar con respecto al F.S y los controles que se deben de llevar en función al pilar corona. En este caso nos indica que es estable y no habría riesgo ya que se tiene un F.S de 1.4, por lo cual la probabilidad de que falle es baja (10-20%), sin embargo, se recomienda llevar un control de monitoreo con instrumentos geotécnicos.

El segundo barreno se proyectó en el banco 1642 a 75m con un ángulo de 54°, pero se decidió no comunicarlo y profundizarlo a 60m con el fin de instalar el cable coaxial, quedando instalado a 60.2m (figura 6) esta fue la lectura con la que se estuvo monitoreando periódicamente con la finalidad de medir la progresión del hundimiento hacia la superficie del tajo. Los cables TDR son cables coaxiales estándar que se cementan en barrenos, con el instrumento de lectura se mide la longitud del cable periódicamente, a medida que el terreno se va hundiendo, va rompiendo el cable con lo que se registra la progresión del hundimiento. 

Por lo tanto, se continuó con la profundización del tajo llevando los siguientes controles de instrumentación para el monitoreo del pilar corona:

• Monitoreo las 24hrs con el Radar EVO- en tajo Filos para saber en tiempo real si se presenta algún movimiento, desplazamiento y aceleración que nos cause algún riesgo y poder anticiparnos a tomar las acciones correspondientes. 
• Instalación de cable TDR para el monitoreo continuo.
• Realización de vuelos de dron de la zona de interés para el monitoreo.

Por último, se realizó otro cálculo del pilar corona, para conocer el nivel máximo permisible de avance de minado que cumpla con el F.S mínimo de 1 (Hoek, E. 1989).

Para cumplir con dicho factor, la distancia del pilar corona con respecto a la cavidad del rebaje 7106 arrojado fue de 20m, mínimo para obtener un F.S de 1.02, por lo que se definió el banco 1606 (figura 7) como el más cercano, con una distancia de 24m, el cual arroja un F.S de 1.12. 

Con base en el análisis de la información obtenida se convocó a una reunión a los involucrados (servicios técnicos y operación mina) con la finalidad de generar un plan de acción para el hundimiento del pilar corona de forma segura, se llegó a los siguientes acuerdos:

• Nivel máximo de avance 1606 
• Marcar el diámetro de la obra en sitio
• Realizar un barreno en el centro para comunicar a la cavidad 
• Ingresar el escáner GSM-16 y realizar nuevo escaneo para confirmar que se mantienen en las mismas condiciones
• Diseñar la plantilla de barrenación y cargado
• Revisión de la zona colapsada
• Rellenar la cavidad hasta nivel de piso

Una vez que se llegó al banco 1606 se delimitó el área y se dio un barreno con la leopard a una profundidad de 22.5m para comunicar a la obra subterránea, se corrobora que el pilar corona se mantiene por lo que se realizó una plantilla de barrenación de acuerdo con lo proyectado de la obra subterránea para colapsar la zona de forma exitosa.

Acudió a sitio equipo de geotecnia y topografía para la realización del levantamiento con el escáner GSM-16, pero por fallas con el equipo no se logra realizar el levantamiento, por lo que se tuvo que optar por meter una cámara adaptada a las necesidades para corroborar la distancia y grabar la longitud del barreno y profundizar hasta donde topara con material de roca. Se corrobora que la distancia en la que comunicó el barreno fue a 22.5m y una vez llegado a la comunicación se continuó bajando la cámara 15m mas que fue donde topó con material de roca como se aprecia en la figura 8.

Una vez comunicado y obteniendo los datos, el equipo de planeación generó la plantilla de barrenación (figura 9), en la que cada barreno fue diseñado con diferente profundidad en base a los datos obtenidos con el levantamiento del escáner GSM-16 más reciente. 

Generada la plantilla, el equipo de topografía realizó la marcación de la misma en el área y por parte del equipo de operación mina se procedió a la barrenación con la máquina leopard.

Cuando se realizaron los barrenos, personal de geotecnia ingresó al área a realizar el levantamiento y grabación de cada barreno, para corroborar la profundidad real en la que quedó cada barreno y así tener identificados cuales fueron los barrenos que comunicaron a la cavidad, una vez identificados los barrenos comunicados se dejaron marcados en el área para su identificación.

Realizados los trabajos, el equipo de barrenación y voladura hizo el diseño de voladura y cargado para ejecutar de forma exitosa el hundimiento del pilar corona que se tiene de la obra subterránea con respecto al banco 1606 del tajo filos, esto con la finalidad de colapsar y poder realizar un plan de acción para rellenar la cavidad y eliminar la condición de riesgo.

Lo primero que se realizó antes de comenzar con el cargado de los barrenos, fue taponear los 7 barrenos comunicados con unas tablas al interior del barreno. A inicio de turno, el equipo de DUFIL(servicio de cargado explosivo al barreno) adicionó una bolsa de gas a los barrenos comunicados, la cual tiene la función de sellar el barreno y evitar que se fugue el explosivo, ya que, al introducir la bolsa de gas, esta se infla de acuerdo con la geometría del barreno y queda sellado el hueco, evitando que el explosivo se vaya al vacío y así asegurar que el barreno quede cargado.

Una vez colocado el tapón comenzaron con el cargado de cada barreno. Se colocó por barreno lo siguiente:

• 2 Handidet 25/200 
• 4 Bosters-Pentex-450 
• 17Kg por metro de Nitrato de Amonio (emulsión) 
• 2 bolsas de gas 
• Grava

El supervisor de geotecnia estuvo presente en el área de cargado con el equipo de voladura (DUFIL), hasta que terminaron de cargar un total de los 36 barrenos y posterior se inició con el amarre para la voladura.

Ya que iba a iniciarse la voladura, estuvieron presentes compañeros de cada área (operación mina, barrenación y voladura, servicios técnicos y DUFIL) en el evento, observando desde una zona fuera del área de influencia de la voladura. Una vez ejecutada la voladura, (figura 10) se logró ver que detona, y después se observa el hundimiento del piso. Se aprecia que la voladura fue exitosa.

Cuando se libera el área por evento de voladura de acuerdo a procedimiento, solo una parte de la plantilla colapsó ya que la mayoría de la plantilla (24 barrernos) no tuvieron hundimiento, pero si agrietamiento alrededor de los barrenos, por lo que en turno de noche se colocó un bordo para evitar el ingreso a personal o equipo.

Lo primero que se realizó fue la delimitación del área con un rango de influencia el cual dejó marcado personal de geotecnia, posteriormente equipo de topografía realizó un vuelo con el dron de la zona de interés. Se tomaron las distancias que tenía y arrojó un claro de 12m y una profundidad aproximada de 24m.

En campo se toma la decisión con los involucrados de realizar trabajos con la excavadora posicionándose en la zona segura (fuera del bordo), y con el brazo de la excavadora tratar de colapsar la zona de debilidad (zona de barrenos no colapsados) por lo que se realizan los trabajos con éxito (figura 11) y se descubre bien la cavidad colapsando todo el pilar corona considerado en la plantilla.

Una vez que se realizan los trabajos se miden las distancias actuales, obteniendo lo siguiente: 20m de claro con una profundidad en diagonal de 36m y en la horizontal de 27. 

Se observa que toda la zona de la plantilla barrenada colapsó, eliminándose así la zona de riesgo. Cabe mencionar que se observa como la cavidad corre hacia el N/W- S/W y que parte de caído o cavidad del rebaje 7106 de la obra subterránea se auto rellenó con el material de la voladura.

La altura que se tiene del banco 1606 a la zona que se auto rellenó es de 27m aproximadamente con un claro de 20m. Se tiene un hueco de 27m el cual debe ser rellenado a nivel del piso 1606, esto por seguridad ya que se tiene una altura considerable y un diámetro de 20m, más aparte para la recuperación de mineral de las siguientes plantillas y bancos a barrenar. 

Planeación diseñó el sólido con los datos proporcionados por geotecnia para tener el estimado de las toneladas que se requerían de material estéril para el relleno de la cavidad (figura 12), el tonelaje total para relleno de la cavidad es de 24 mil toneladas.

Por último, se ejecutó un plan de acción para el relleno de la cavidad de forma segura siguiendo las siguientes recomendaciones de geotecnia:

• Colocación de un bordo 4m atrás de la zona del hundimiento
• Una vez que se comience con el relleno deberá de realizarse en la zona donde contamos con mayor pilar corona (marcado en sitio) y que no fue afectado por la voladura.
• El material deberá de ser depositado 4m atrás de la cavidad (zona del bordo) y el tractor deberá estar en sitio en todo momento encargándose de empujar el material estéril.

Una vez rellenado en su totalidad hasta el nivel del piso 1606 se liberó el área para continuar minando los siguientes bancos eliminando el riesgo y tapando por completo la cavidad del rebaje 7106.

Agradecimientos 
En primer lugar, deseo expresar mi agradecimiento al Ingeniero Jesus Alejandro Bárcenas, por la dedicación y apoyo que ha brindado a este trabajo, por el respeto a mis sugerencias e ideas y por la dirección y el rigor que ha facilitado a las mismas. Gracias por la confianza ofrecida desde que llegué al departamento de servicios técnicos OP. 

Asimismo, agradezco a mis compañeros del departamento de servicios técnicos OP, por el apoyo incondicional, ya que un buen trabajo realizado siempre es fruto de ideas, proyectos y esfuerzos previos que involucran a varias personas. 

Finalmente, gracias a todo el equipo de Operación Mina OP y contratista de Dufil, ya que gracias a ellos fue que se ejecutaron los trabajos que se requerían y se logró con éxito cumplir con el objetivo.

A todos los involucrados muchas gracias.

Referencias 

• Barton, N., Lien, R & Lunde, J., 1974. Engineering classifi-cation of rock masses for the design of tunnel support. Rock Mechanics Vol.6, No.4, pp.189-236.
• Carter, T.G., and Miller, R.I., 1995. Crown Pillar Risk As-sessment – Cost Effective Measures for Mine Closure Reme-diation Planning. Trans. Inst. Min. Metl, Vol 104, pp.A41-A57. 
• Hoek, E. 1989. A Limit Equilibrium Analysis of Surface Crown Pillar stability. Proc. Int. Conf. on Surface Crown Pi-llars Active & Abandoned Metal Mines Timmins, pp.3-13.

1 Mina Los Filos, EquinoxGold, Mezcala, Guerrero, México.

cynthia.dorantes@equinoxgold.com