o 30'15 UNIVERSIDAD NACIONAL AUTÓNOMA ' DE MEXICO POSGRADO EN CIENCIAS DE LA TIERRA INSTITUTO DE GEOLOGfA CARACTERIZACION GEOQUíMICA DE DEPOSITOS DE JALES DEL DISTRITO DE GUANAJUA TO T E S I S QUE PARA OBTENER EL GRADO DE DOCTOR EN CIENCIAS f GEOQUfMICAl PRE S ENTA YANN RENE RAMOS ARROYO TUTOR: DRA. CHRISTINA SIEBE GRABACH CIUDAD UNIVERSITARIA, MEXICO, D. F., 2004 UNAM – Dirección General de Bibliotecas Tesis Digitales Restricciones de uso DERECHOS RESERVADOS © PROHIBIDA SU REPRODUCCIÓN TOTAL O PARCIAL Todo el material contenido en esta tesis esta protegido por la Ley Federal del Derecho de Autor (LFDA) de los Estados Unidos Mexicanos (México). El uso de imágenes, fragmentos de videos, y demás material que sea objeto de protección de los derechos de autor, será exclusivamente para fines educativos e informativos y deberá citar la fuente donde la obtuvo mencionando el autor o autores. Cualquier uso distinto como el lucro, reproducción, edición o modificación, será perseguido y sancionado por el respectivo titular de los Derechos de Autor. AGRADECIMIENTOS Deseo agradecer infinitamente a todas las personas e Instituciones que apoyaron a que éste trabajo llegara a buen término: Al CONACYT por la beca otorgada en el período de 1995 a 2000. A la Dra. Christina Siebe, por haberme otorgado su confianza para desarrollar una idea que originalmente parecía no tener fin, pero gracias a las discusiones y sus observaciones logró aterrizar en un proyecto concreto; también quiero agradecer su apoyo y amistad durante todo este tiempo. A las Dras. Rosa María Prol, Dra. Anne Hansen, del Comité asesor, quienes fueron parte importante en la consolidación de esta idea. A los honorables miembros del jurado: Dra. Christina Siebe, Dra. Rosa María Prol, Dra. Arme Hansen, Dra. Silke Cram, Dra. Ma. Aurora Armienta, Dr. Serguey Sedov y Dr. Alejandro Ortega, quienes con sus valiosos comentarios ayudaron a mejorar muchísimo el contenido de este trabajo. A todas las personas que me apoyaron durante el trabajo en campo, de manera muy especial a don Héctor Arroyo y a Abrahan Arroyo-Procel. A todos los compañeros del laboratorio de Edafología Ambiental del Instituto de Geología de la UNAM, en especial a las maestras Andrea Herre y Kumiko Shimada por el apoyo en la realización de las técnicas analíticas. Al Dr. Bemhard Dold por las discusiones que ayudaron a definir el protocolo de extracción secuencial desarrollado. Al personal del Consejo de Recursos Minerales (COREMI), particularmente al grupo de Geología Ambiental y a la Ing. Flor de María Harp del Centro Experimental Oaxaca por el apoyo en el análisis de los extractos del protocolo de extracción secuencial y los cationes de las muestras de agua. Al Ing. Rodolfo del Arenal, de la coordinación de la vinculación del Instituto de Geología de la UNAM por sus gestiones para realizar estos análisis. Al personal de la Sociedad Cooperativa Minero-Metalúrgica Santa Fé de Guanajuato No. 1 S.C.L. (SCMMSFG) en especial a los Ingenieros J. Jesús Baltierra, Jorge Martínez, Armando Aguilar, Armando Cordero y Sergio Aguilar por permitir el acceso a las minas y depósitos de jales y por la información proporcionada respecto a la producción y zonas de los yacimientos explotadas. A la Dra. Elizabeth Ferry del Queens College N.Y. , por el apoyo en la revisión de archivos sobre aspectos históricos de la minería en Guanajuato en el Archivo General de la Nación (A.G.N.). Al personal del Centro de Investigaciones en Química Inorgánica de la Universidad de Guanajuato: Dra. Esthela Ramos, Q. Carmen Sandoval, M. C. Yolanda Gallaga, Sr. Gregorio y Sr. Ricardo por el apoyo en los análisis de elementos totales, de carbonatos y de mineralogía por DRX. A los químicos Rufino Lozano y Patricia Girón del Instituto de Geología de la UNAM, por el apoyo en el desarrollo de una técnica para cuantificar especies de azufre y por los análisis de elementos mayores totales y As por FRX. Al Ing. Alfredo Victoria de la Fac. de Ingeniería de la UNAM por el apoyo en la realización de las secciones pulidas y al Maestro Marco Rubio, por su desinteresada ayuda en las observaciones e interpretaciones mineralógicas. Al Dr. Gustavo Tolson, director del Instituto de Geología de la UNAM por la amistad y todo el apoyo. A todos los compañeros del Posgrado en Ciencias de la Tierra así como a todos mis amigos, por compartir el tiempo y el espacio y ayudarme a concluir este ciclo. A toda mi familia, muy especialmente a mis padres José y Raquel porque sin todo su apoyo sencillamente nunca habría logrado terminar este trabajo. . de la esencia divina, se difractan; rcibirlos en su estado nativo. Indice Caracterización geoquímica de depósitos de jales del Distrito de Guanajuato Resumen Abstract 1.- Planteamiento del problema 1.1 Introducción 1.2 Objetivo general 1.3 Objetivos específicos 1.3 Hipótesis de trabajo 1.4 Estructura de la tesis 1.5 Referencias bibliográficas INDICE Página 4 CAPITULO 1 7 10 10 11 11 14 CAPITUL02 2.- Marco geológico e historia de extracción del Distrito de Guanajuato, México. Posibles escenarios geoquímicos para los residuos mineros. 2.1 Resumen 2 .2 Introducción 2.3 Características fisiográficas del Distrito de Guanajuato 2.4 Geología 2.5 Yacimientos minerales 2.5.1 Sistema de vetas La Luz 2.5.2 Sistema de vetas de La Sierra 3.5.3 Veta Madre 2.6 Historia de producción en el distrito de Guanajuato y problemática de la generación de residuos 2.7 Posibles escenarios geoquímicos para los jales 16 17 20 20 24 26 27 28 28 2. 7.1 Oxidación y erosión preminería 2.7.2 Estimación de las cantidades de materiales removidas y volúmenes de residuos 2.7.3 Procesos de beneficio y tipos de residuos 3.7.3.1 Fundición 3.7.3.2 Amalgamación 3.7.3.3 Cianuración 3.7.3.4 Flotación bulk 2.8 Hipótesis sobre el potencial de generación de acidez en los jales 2.9 Conclusiones 2.1 O Referencias bibliográficas CAPITUL03 Indice 31 32 33 35 36 36 37 41 42 3.- Procesos geoquímicos que ocurren en los depósitos de jales: planteamiento de escenarios teóricos para jales del Distrito de Guanajuato. 3.1 Resumen 3 .2 Introducción 3 .3 Oxidación de sulfuros y su cinética 3.3. l Definición del potencial redox 3.3 .2 Oxidación de sulfuros y generación de acidez 3.3.3 Procesos de sulfato-reducción 3.3.4 Procesos de neutralización de acidez 3 .4 Métodos para estimar la capacidad de neutralización de acidez 3.5 Precipitación y adsorción como controles de la solubilidad 46 47 49 53 56 57 60 2.5.1 Precipitación 63 2.5.2 Adsorción 63 3.6 Condiciones de los sitios que controlan los procesos geoquímicos 66 3.7 Delimitación de los casos geoquímicos teóricos en jales de Guanajuato utilizando el código PHREEQC2.fór Windows 69 3.7. l Oxidación secuencial por oxígeno disuelto 72 11 3.7.2 Oxidación total en condiciones atmosféricas, neutralización con calcita y precipitación de fases secundarias 3.7.3 Oxidación total en condiciones atmosféricas, neutralización con calcita y adsorción sin permitir Ja precipitación de fases secundarias 3.7.4 Oxidación total en condiciones atmosféricas, neutralización con calcita y adsorción en ferrihidrita permitiendo la precipitación de fases secundarias 3.7.5 Oxidación total en condiciones atmosféricas y reacción con metano para favorecer sulfato-reducción 3.8 Conclusiones 3.9 Referencias bibliográficas CAPITULO 4 Indice 73 75 76 79 80 81 4.- Cartografía de jales en el Distrito Minero de Guanajuato, México y evidencias de campo de los procesos geoquímicos. 4.1 Resumen 4.2 Introducción 4.3 Métodos de gabinete, campo y de laboratorio 4.3 .1 Cartografía de los depósitos de residuos 4.3.2 Descripción de los perfiles representativos y muestreo 4.3 .3 Métodos de laboratorio 4.4 Resultados 4.4.1 Ubicación y características generales de los jales 4.4.2 Condiciones de los sitios y lectura de perfiles 4.4 .2.1 Jales del mineral de La Luz (LLIOO) 4.4.2.2 Monte de San Nicolás (LS60) 4.4.2.3 Pozuelos (VM70) 4.4.2.4 Valenciana-8 (VM16) 4.4.2.5 El Cedro (VMSO) 111 85 86 88 88 89 91 91 91 96 96 97 98 4.4.3 Mineralogía por DRX 4.4.4 Análisis de cobre, plomo y zinc totales 4.5 Discusión 4.5.1 Clasificación de los residuos 4.5 .2 Condiciones de acidificación en los jales estudiados 4.5.3 Variación de las propiedades 4.5.4 Estimación del riesgo ambiental de los jales 4.6 Conclusiones 4.8 Referencias bibliográficas CAPITULO 5 Indice 98 99 101 103 104 105 106 107 5.- Caracterización química y mineralógica de jales del Distrito de Guanajuato: estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez. 5.1 Resumen 110 5 .2 Introducción 111 5.3 Descripción de las muestras analizadas y metodología 5.3.1 Colecta de muestras de jales 112 5.3.2 Métodos de laboratorio 5.3.2.1 Humedad, densidades real y aparente 115 5 .3 .2.2 Mineralogía por Difracción de Rayos X 115 5.3.2 .3 Métodos microscópicos 115 5.3.2.4 Elementos mayores totales por Fluorescencia de Rayos X 116 5.3.2.5 Materia orgánica 116 5.3.2.6 Carbonatos por disgregación con HCI al 10 % 116 5.3.2.7 Azufre como sulfatos y como sulfuros por FRX 116 5.3.2.8 Extractos acuosos 1 :5 en agua deionizada 116 5.3.2.9 Capacidad de intercambio catiónico 117 5 .3 .2.1 O Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez 117 5.4 Resultados y discusión 5.4.1 Propiedades registradas en campo y fisicas de las muestras 118 5.4.2 Características mineralógicas y químicas de las muestras analizadas 119 IV Indice 5.4.3 Observaciones en secciones pulidas 121 5.4.4 Diferencias entre sistemas de vetas 124 5.4.5 Diferencias entre jales de la Veta Madre 126 5.4.6 Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez (CNNA) 128 5.4.7 Modelo de evolución de las fases minerales 131 5.5 Conclusiones 138 5.6 Referencias bibliográficas 139 CAPITULO 6 6.- Planteamiento de un modelo geoquímico de la movilización de elementos con potencial tóxico (EPT) en jales del Distrito Minero de Guanajuato. 6.1 Resumen 6.2 Introducción 6.3 Descripción de las muestras estudiadas y metodología. 6.3.1 Muestras de jales analizadas 6.3.2 Colecta de muestras de agua y de flóculos de óxidos de hierro 6.3.3 Elementos mayores totales en los flóculos y As por FRX 6.3.4 Metales totales (Cd, Cu, Mn, Ni, Pb y Zn) 6.3.5 Extracción secuencial 6.3 .6 Procesamiento de datos 6.4 Resultados 6.4.1 As, Cd, Cu, Ni, Pb y Zn totales 6.4.2 Extracción secuencial 6.4.2.1 Arsénico en jales antiguos 6.4.2.2 Cobre en jales antiguos 6.4.2.3 Plomo en jales antiguos 6. 4.2.4 Zinc en jales antiguos 6.4.2 .5 Arsénico en jales de la Veta Madre 6.4.2.6 Cobre en jales de la Veta Madre 6.4.2.7 Plomo en jales de la Veta Madre 6.4.2.8 Zinc en jales de la Veta Madre V 141 142 144 145 146 147 147 148 149 154 156 157 158 159 160 161 162 6.4.4 Análisis de muestras de agua 6.4.5 Flóculos de óxidos de hierro que migran en suspensión 6.5 Discusión: propuesta de modelo de movilización de EPT 6.5.1 Evolución de las fases en que se encuentran los metales 6.5 .1.1 Evolución del arsénico 6.5 .1.2 Evolución del cobre 6.5.1.3 Evolución del plomo 6.5.1.4 Evolución del zinc 6.6 Conclusiones 6.7 Referencias bibliográficas CAPITULO 7 7.- Conclusiones generales y perspectivas Indice 163 167 168 171 173 174 176 178 7.1 Conclusiones generales 181 7.2 Perspectivas 184 Anexo 1: Datos de precipitación anual en la zona del Distrito de Guanajuato 186 Anexo 2: Datos de producción anual de plata en el Distrito de Guanajuato 187 Anexo 3: Ejemplo de un archivo de entrada de las simulaciones geoquímicas con el programa PHREEQC2/or Windows 188 Anexo 4: Descripción completa de las condiciones de sitio y lectura de perfiles 192 Anexo 5: Resultados del capítulo 5 203 Anexo 6: Resultados del capítulo 6 211 INDICE DE CUADROS Y FIGURAS Figura 1.1. Esquema de interacciones en la superficie de los jales Figura 1.2. Estructura general de la tesis Figura 2.1. Esquema de la explotación de los yacimientos epitermales y la generación de residuos en el Distrito de Guanajuato VI Página 12 12 18 Figura 2.2. Ubicación de la zona del Distrito Minero de Guanajuato e hidrología Figura 2.3. Bosquejo geológico del Distrito Minero de Guanajuato Cuadro 2.1. Compilación de los principales cuerpos mineralizados en Guanajuato Figura 2.4. Producción de plata en el Distrito de Guanajuato. A) de 1550 a 1986 B) de 1900 a 1986 Cuadro 2.2 Características de los diferentes tipos de residuos según los procesos Indice 21 22 27 29 de beneficio utilizados en el Distrito de Guanajuato 34 Figura 2.5. Sección transversal de la zona central de la Veta Madre resaltando la distribución de calcita y pirita, exageración vertical 2X 39 Cuadro 2.3. Relación del tipo de alteración hidrotermal con características de las rocas 40 Cuadro 2.4. Cantidades de pirita y calcita según cada veta 41 Figura 3.1. Modelo de las interacciones entre las fases minerales en un depósito de jales 47 Figura 3.2. a) electrodo estándar de hidrógeno, b) celda electroquímica 50 Cuadro 3 .1. Procesos de oxidación de la materia orgánica 52 Figura 3.3. Tasas de oxidación de la pirita 54 Figura 3.4. Diagrama de distribución de las especies de carbonato en función del pH 57 Cuadro 3.2. Tiempo de disolución de minerales a pH 5 59 Figura 3.5. Campos de estabilidad para fases de hierro 60 Cuadro 3.3. Grupos minerales con capacidad de neutralización de acidez y sus índices de reactividad a pH 5 Figura 3.6. a) Formación de complejos de esfera externa e interna (adsorción específica) y diferencia con la precipitación. b) Puntos de carga cero para algunos óxidos metálicos Figura 3.7. Adsorción en hidróxido de hierro amorfo para aniones y cationes Figura 3.8. Modelo conceptual de flujos de agua y oxígeno en jales y relación 62 64 65 con los procesos geoquímicos 66 Figura 3. 9. Contraste entre zonas arenosas y arcillosas en jales y perfiles representativos 68 Cuadro 3.4. Cantidades de minerales considerados para realizar las simulaciones 69 Figura 3 .1 O. Tratamientos aplicados en las simulaciones 70 Cuadro 3.5. Reacciones utilizadas en las simulaciones 71 Figura 3.11. Oxidación secuencial teórica de la muestra por adición de Vll Indice oxígeno disuelto, mostrando la variación en el pH, metales y arsénico disueltos 72 Figura 3.12. Oxidación completa de la muestra por oxígeno en condiciones atmosféricas y variación del pH, del hierro y de EPT (As, Cu, Pb y Zn) que resultan al agregar calcita 73 Figura 3 .13. Formación de fases secundarias al incrementar el pH agregando calcita a la disolución formada por la suspensión de sulfuros Cuadro 3.6. Propiedades de la superficie de ferrihidrita Figura 3 .14. Variación de los porcentajes de elementos adsorbidos en ferrihidrita en función del pH Figura 3 .15. Variación de metales y As en solución al simular adsorción y precipitación competitiva Figura 3 .16. Variación de especies de cobre al agregar calcita y desarrollo simultáneo de reacciones de precipitación y adsorción Figura 3 .17. Variación de especies de plomo al agregar calcita y desarrollo simultáneo de reacciones de precipitación y adsorción Figura 3 .18. Variación de especies de zinc al agregar calcita y desarrollo simultáneo de reacciones de precipitación y adsorción Figura 3.19. Reacción con metano y precipitación de sulfuros secundarios Cuadro 4.1. Características generales de los jales para cada sitio estudiado Figura 4.1. Ubicación de los depósitos de jales de cianuración y flotación en el 74 75 76 77 77 78 79 79 89 Distrito Minero de Guanajuato 92 Cuadro 4.2. Cartografía de jales de cianuración y flotación del Distrito de Guanajuato 93 Cuadro 4.3 . Propiedades de los horizontes analizados 95 Figura 4.2. Intensidad de señales de minerales con importancia geoquímica de ocho 99 muestras de jales Figura 4.3. Variación de cobre, plomo y zinc en los perfiles Cuadro 4.4. Niveles de referencia para concentraciones de EPT en suelos y sedimentos según legislaciones de diferentes países Cuadro 5.1 Diseño de muestreo para realizar la caracterización química y mineralógica de los jales Figura 5.1 . Jales de Pozuelos (VM70) y ubicación de los sitios de muestreo Vlll 100 105 112 113 Figura 5.2. Jales de Valenciana-7 (VM4) y Valenciana-8 (VM16) y ubicación de los sitios de muestreo Figura 5.3. Correlación entre el sulfato cuantificado por FRX y el estimado en extractos acuosos Figura 5.4. Muestra VM0-22, 50X Figura 5.5. Muestra VM4P-35, 50 X Figura 5.6. Muestra VM16D-33 50X Figura 5.7. Muestra LS60-l l, 50X Figura 5.8. Muestra VM70P-18, 50X Figura 5.9. Comparación entre contenidos totales de Al, Fe, Mn y Ca así como Indice 114 120 121 122 123 123 124 calcita y sulfatos entre los tres sistemas de vetas del Distrito de Guanajuato 126 Figura 5.1 O. Comparación entre contenidos totales de Si, Al, Ti, Mn y Fe además de calcita, sulfuros y sulfatos entre los jales procedentes de la Veta Madre 127 Figura 5.11 . Variaciones en la CNNA, A) entre sistemas de vetas, B) entre jales de la Veta Madre 129 Figura 5 .12. Modelo conceptual de los flujos que ocurren en los jales 132 Cuadro 5.2 Indices de saturación de minerales que controlan solubilidad de Fe, Ca y Mn 133 Cuadro 5.3. Compilación de valores promedios de datos con relevancia en la generación de acidez Figura 5.13. Evolución de pirita y yeso procedentes de jales de cianuración y de zonas proximales de los jales de flotación Figura 5.14. Modelo conceptual de la evolución de pirita, calcita, yeso y ferrihidrita para los jales del Distrito de Guanajuato Cuadro 6.1 Muestras a las que se aplicó la extracción secuencial Figura 6.1. Esquema para ilustrar los sitios de colecta de las muestras de agua Cuadro 6.2. Esquema de extracción secuencial propuesto para conocer los mecanismos de movilidad de los metales pesados Figura 6.2. Comparación de las concentraciones totales de As, Cu, Pb y Zn y su variación para los tres sistemas de vetas del Distrito de Guanajuato Figura 6.3. Comparación de las concentraciones totales de As, Cu, Pb y Zn y su variación para los depósitos de jales procedentes de la Veta Madre lX 134 135 137 144 145 148 151 153 Figura 6.4. Variación de As en las diferentes fracciones según la vetas de origen Figura 6.5. Variación de Cu en las diferentes fracciones según la veta de origen Figura 6.6. Variación de Pb en las diferentes fracciones según la veta de origen Figura 6.7. Variación de Zn en las diferentes fracciones según la veta de origen Figura 6.8. Variación de As en las diferentes fracciones de los jales de la Veta Madre Figura 6.9. Variación de Cu en las diferentes fracciones en los jales de la Veta Madre Figura 6.1 O. Variación de Pb en las diferentes fracciones de jales de la Veta Madre Figura 6.11. Variación de Zn en las diferentes fracciones de jales de la Veta Madre Figura 6.12. Diagrama de estabilidad de fases de hierro y lecturas de pH y potencial redox de las muestras de agua Figura 6.13. Diagrama de Piper para mostrar las familias de aguas Cuadro 6.3. Indices de saturación de fases secundarias que pueden precipitar desde las muestras de agua Cuadro 6.4. Análisis de muestras de óxidos de hierro que migran en suspensión Figura 6.14. Variación de contenidos de elementos en los flóculos que migran en suspensión en las aguas que se infiltran en los jales de Valenciana Figura 6.15 . Evolución de los porcentajes de las especies de As Figura 6.16. Evolución de los porcentajes de las especies de Cu Figura 6.17. Evolución de los porcentajes de las especies de Pb Figura 6.18. Evolución de los porcentajes de las especies de Zn Anexo 1. Datos de lluvias de 1900 a 1999 Producción de plata en el Distrito de 1550 a 1986 Figura A4-1. Mapa de jales del mineral de La Luz Figura A4-2. Mapa de los jales del Monte de San Nicolás Figura A3-5 . Mapa de los jales de Pozuelos (VM75) Figura A3-6. Mapa de los jales de Valenciana-8 (VM16) Cuadro A5-1. Propiedades registradas en campo de las muestras estudiadas Cuadro A5-2. Análisis físicos y mineralogía Cuadro A5-3. Elementos mayores totales(% de óxidos) Cuadro A5-4. datos de extractos acuosos 1 :5 Cuadro A5-5. Promedio de duplicados de capacidad de intercambio catiónico X Indice 155 156 157 158 159 161 162 163 164 165 166 167 167 169 172 173 175 186 187 193 195 197 200 203 204 205 207 209 Cuadro A5-6. Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez Cuadro A6-1. Promedio de duplicados de metales totales y arsénico Cuadro A6-2. Concentraciones de As en las diferentes fracciones Cuadro A6-3 . Concentraciones de Cu en las diferentes fracciones Cuadro A6-4. Concentraciones de Pb en las diferentes fracciones Cuadro A6-5. Concentraciones de Zn en las diferentes fracciones Cuadro A6-6. Resultados de análisis de muestras de agua XI Indice 210 211 212 214 216 218 220 Resumen RESUMEN En este trabajo se realizó una caracterización geoquímica de los depósitos de jales provenientes de los procesos de cianuración y flotación en el Distrito minero de Guanajuato. El objetivo general fue analizar los riesgos por acidificación y liberación de elementos con potencial tóxico ó EPT (As, Cu, Pb y Zn), y plantear un modelo conceptual para describir la evolución natural de los procesos geoquímicos en el primer metro de profundidad de los jales. El Distrito minero de Guanajuato es de origen epitermal, presenta tres sistemas de vetas (La Luz, La Sierra y Veta Madre), la geología de los yacimientos es muy heterogénea. Ha sido explotado ininterrumpidamente desde 1550 y presenta una problemática muy compleja respecto a los residuos mineros. En este Distrito pueden encontrarse jales con diferentes tiempos de exposición a la atmósfera, que representan sistemas naturales en diferentes estados de evolución en la mineralogía. Esta situación permite utilizar una cronosecuencia de jales como una aproximación para conocer la evolución natural de los procesos geoquímicos. En el capítulo 2 se expone el marco geológico y se describe la historia de extracción en el Distrito para plantear hipótesis tanto de las cantidades de jales que pueden existir como de los porcentajes de calcita y pirita que hay en los residuos en función de su origen. Por las toneladas de oro producidas (200 t) y la ley promedio (2 g f 1 ) , habría 95 millones de toneladas de jales. En Guanajuato se han aplicado cuatro métodos de beneficio, cada uno ha generado residuos con propiedades específicas. De 1556 hasta 1905 se utilizó la amalgamación con mercurio, los residuos se vaciaron directamente al cauce del río ocasionando su azolve y numerosas inundaciones catastróficas; la presencia de mercurio en estos jales los hace potencialmente tóxicos. Estos residuos no se analizaron debido a que se encuentran muy retrabajados como sedimentos en el río. En el capítulo 3 se plantean los escenarios geoquímicos teóricos de los jales del Distrito minero de Guanajuato utilizando el código PHREEQC2for Windows. Se simuló la oxidación de una muestra con altos contenidos de sulfuros metálicos, variando las concentaciones de oxígeno disuelto hasta lograr la disolución total. Después de oxidar completamente la muestra, se agregó calcita secuencialmente para conocer su efecto en el control de la solubilidad de cada EPT. El arsénico estaría controlado por adsorción en ferrihidrita, el cobre por adsorción y precipitación. El plomo precipitaría como anglesita a pH ácido y como hidróxido a pH alcalino; el zinc precipitaría como hidróxido y en menor medida sería controlado por adsorción . En el capítulo 4 se presenta una cartografía de los jales de cianuración y flotación bulk que se encuentran dispersos en el territorio del Distrito. Se ubicaron 24 depósitos de jales, 1 1 de Resumen cianuración y 13 de flotación, que representan 39.5 millones de toneladas y ocupan un área de 82 has. Todos los jales tienen una gran variabilidad espacial en superficie, producida tanto por el mecanismo de construcción como por la erosión. Los jales de cianuración presentan erosión hídrica intensa debido a que no tienen obras de desviación del drenaje natural. Los jales de flotación presentan dos zonas con propiedades contrastantes: una proximal a la cortina del depósito, con texturas gruesas, bien aireada y con baja capacidad de retención de humedad y otra, distal a la cortina, con texturas arcillosas, baja capacidad de aireación y que retiene humedad. La última se inunda estacionalmente y se desarrollan procesos de disolución reductiva de los óxidos de hierro además de sulfato-reducción. Se describieron perfiles representativos en cinco depósitos de jales, a su vez representativos de los tres sistemas de vetas. Se colectaron 18 muestras en los horizontes de los perfiles para realizar análisis preliminares que permiteran conocer la influencia del origen geológico en las concentraciones totales de metales (Cu, Pb y Zn). De las observaciones en campo y los análisis preliminares, se adaptó una estrategia de muestreo para estudiar una cronosecuencia de jales y conocer la evolución natural de los procesos geoquímicos. Esta estrategia consideró a siete sitios representativos de los tres sistemas de vetas, con diferente tiempo de exposición a la atmósfera y que después de construirse no recibieron posteriores depósitos ó fueron regados. Se colectaron 45 muestras compuestas en la superficie de 6 depósitos de jales abandonados además de los lodos que son vertidos a un depósito reciente. Durante la colecta se consideraron tanto a la zona proximal como distal de cuatro jales de flotación bulk procedentes de la Veta Madre. En el capítulo 5 se analizaron las 45 muestras, se desarrolló un método para evaluar la capacidad de neutralización neta de acidez (CNNA) basado en la cuantificación de los moles de calcita y pirita y se realizaron observaciones en secciones pulidas para conocer las relaciones entre los granos de sulfuros con productos secundarios y minerales primarios con baja tasa de intemperismo. Se observó que globalmente los jales no tienen capacidad de liberar acidez, sin embargo la variabilidad espacial es muy alta y se encontraron dos muestras en jales procedentes de la Veta Madre con mayores cantidades de pirita respecto a calcita, se apreció que en las zonas bien aireadas y húmedas dentro de los jales puede generarse acidez. Las observaciones mineralógicas muestran que al oxidarse los granos de pirita se recubren con costras de yeso y oxi-hidróxidos de hierro que los estabilizan a posterior oxidación. En el capítulo 6 se plantea un modelo de la movilización de los EPT en los jales. Se cuantificaron las concentraciones totales de As, Cu, Pb y Zn en las 45 muestras y se aplicó un protocolo de extracción secuencial de cinco pasos dirigido a fases con reactividad específica a 30 2 Resumen de las 45 muestras. También se analizaron 20 muestras de agua que fueron colectadas de escurrimientos naturales, de los estancamientos en las zonas distales de los jales así como de aguas que se infiltraron en la estructura de los jales. Los contenidos promedio de cada EPT son menores a 600 mg kg-1 y resultan bajos comparados con otros Distritos mineros, sin embargo son de medios a altos según las Normas Internacionales para suelos y sedimentos. Las zonas distales tienen concentraciones de EPT superiores al doble respecto a las proximales, cuyo componente mayoritario es el cuarzo. Las tendencias en el tiempo de las concentraciones en las diferentes fases a que se encuentran enlazadas los EPT muestran que en los sitios recientes los porcentajes asociados a sulfuros son mayores que en los sitios con más años de exposición. También se observa que las concentraciones de EPT adsorbidas en los . óxidos de hierro incrementan en muestras con mayor tiempo. Los sulfuros liberan a los metales hasta que lo permiten las asociaciones minerales y los EPT precipitan como carbonatos ó son adsorbidos por los oxi-hidróxidos, incrementando con el tiempo. Las aguas que drenan de los jales están saturadas de yeso, con pH neutro a alcalino y llevan en suspensión flóculos de oxi-hidróxidos e hidroxi-sulfatos de hierro, que tienen altas concentraciones de As (527 mg kg- 1 , casi 1 O veces las que se encuentran en los jales, que tienen 55 mg kg- 1 ). Estas partículas pueden ocasionar efectos adversos al ambiente si llegan a un ambiente reductor ya que se liberaría el As al disolverse los oxi-hidróxidos. El principal problema de los jales del Distrito de Guanajuato es que, aún con bajos niveles de As (menos de 100 mg kg- 1 ) puede liberarse a · las aguas de escurrimiento, asociado principalmente a fases de oxi-hidróxidos que migran en suspensión; este aporte de As se intensifica en los jales de cianuración, que se erosionan fácilmente. La problemática puede controlarse si se estabilizan fisicamente los jales de cianuración y se adaptan obras de desviación del drenaje para evitar que s igan erosionándose; por otra parte deberían de filtrarse los flóculos en suspensión que migran en con las aguas que drenan desde los jales de flotación . 3 Abstract ABSTRACT This work includes a geochemical characterization of tailings produced by cyanidation and bulk tlotation in the Guan~juato mining district. The main aim was to analyze the risks related with acidification and metal release processes, especially when the metals have a toxic potential (TPE), for instance As, Cu, Pb and Zn. Also, an important objective was to elaborate a conceptual model that can describe the natural evolution of the chemical processes in the upper part (1 m) ofthe tailings. The ore deposits that have been exploited in the Guanajuato mining district are mainly epithermal. There are three vein systems (La Luz, La Sierra and Veta Madre) with distinct geological settings. The ore deposits have been exploited continuously since 1550, and this fact has generated a complex environmental problem for handling the mining tailings. Within the district there are tail ings that present different exposition times, which represent a natural evolution in mineralogy and geochemistry that is different in each site. These differences allow the use of a "chrono-sequence" as a tool to identify the natural evolution of geochemical processes. Chapter 2 includes the geological setting and the extraction history in the District. These data are used to propose a hypothesis about the tailings volume and the amount of calcite and pyrite according to its origin . Assuming that the vol u me of gold produced (200 t) and mean grade (2 g f 1 ), the tailings would be 95 million tons. There have been four extraction methods in Guanajuato, each one of them has produced waste with distinct properties. From 1556 to 1905, the method most widely used was Hg- amalgamation, ali residues were tossed to the river. This procedure caused the infilling of the rivers and frequent catastrophic tloods. Furthermore, the high mercury content of these tailings makes them a potential hazard. The waste was not analyzed because they have been intensely reworked as fluvial sediments. Chapter 3 presents the theoretical geochemical scenario in the Guanajuato district tailings, by using the software PHREEQC2 for Windows. The oxidation of a sample with high contents of metallic sulfides was modeled; the oxygen concentration was changed until the total dissolution was attained. After the sample was completely dissolved, calcite was added sequentially to find out its effect in controlling the solubility of each PTE. Arsenic was controlled by ferrihydrite adsorption, copper by adsorption and precipitation. Lead would precipitate as anglesite under acid pH and as a hydroxide in alkaline pH. Zinc precipitates as hydroxide and a lesser amount would be controlled by adsorption. 4 Abstract Chapter 4 presents cartography of cyanidation and bulk flotation tailings, which are dispersed within the Guanajuato district. There were 24 tailings mapped: 11 by cyanidation and 13 by flotation. Ali these tailings represent 39.5 mi Ilion tons of waste and occupy an area of 82 has. Ali the tailings present large variations in their surtace, dueto the construction procedure as well as to erosion. The cyanidation tailings present hydro-erosion, due to the lack of natural drainage deviation. The flotation tailings show two zones with distinct properties: one area near the deposit dam that has rough textures, well aerated and with low humidity retention capacity; the other area on the far side to the dam has clayey texture, low aeration capacity and retains humidity. This area becomes flooded seasonally and develops reductive dissolution processes on the iron oxides in addition to sulfate reduction. Representative profiles were constructed for five different tailings, which correspond to three vein systems. Additionally, 18 samples from the profiles strata were collected in order to perform preliminary analyses to identify the effect of the geologic characterization of the total metal concentrations (Cu, Pb y Zn). On the basis of field observations and preliminary analyses, a sampling strategy was adapted to study the tailings "chrono-sequence" and to define the natural evolution of the geochemical processes. This strategy included seven sites that characterize the three vein systems in the district. The tailings have different exposition times, and after being constructed no more waste was thrown in them and there was no irrigation. 45 samples were collected from the surface of 6 abandoned tailings, and also from recent mud in a developing tailings deposit. The sample collection included proximal and distal zones offlotation tailings from the Veta Madre. Chapter 5 includes the analyses of 45 samples. A new method was developed to evaluate the Neutralization Capacity that was based on the quantification of calcite and pyrite mole contents. Polished sections were observed to find out the textura! relations among pyrite grains and secondary minerals. lt was possible to deduce that the Guanajuato tailings do not have the capacity of releasing acidity; however, the spatial variations are large. Two samples from Veta Madre tailings presented larger amounts of pyrite with respect to calcite. Mineralogical observations show that after oxidation, the pyrite grains are covered with gypsum and iron oxi- hydroxides crusts that stabilized the oxidation process. In chapter 6, a model of the PTE mobilization in the tailings is proposed. The total concentrations of As, Cu, Pb and Zn were determined in the 45 samples, and a sequential extraction method with 5 steps was applied. This method focused on phases with specific reactivity on 30 from the 45 samples. Water samples (20) were also analyzed. These water 5 Abstrae! samples were collected from natural springs and also from ponds in the distal sections of the tailings, as well as infiltration water. The average contents of each PTE are less than 600 mg kg- 1 and very low compared with other mining districts. However, they are in the range from medium to high according with the lnternational Regulation for soils and sediments. The distal zones have PTE concentration twice as large as the proximal zones, whose main component is quartz. The trend with time of the concentrations of the different phases related with the PTE show that in the recent sites the sulfide percentage is larger than in the older sites. Additionally, the PTE concentrations adsorbed in the iron oxides increase in older samples and are the main species. Sulfides release metals as much as allowed by the mineral textures and the PTE precipitate as carbonate orare adsorbed by the oxi-hydroxides, increasingly with time. The waters that drain the tailings are saturated with gypsum, have a neutral to alkaline pH, and have iron oxi-hydroxides in suspension. The oxi-hydroxides have high As concentration (527 mg kg- 1 , almost 1 O times higher than the tailings). These particles can cause adverse effects to the environment if they reach a reducing medium because As may be released as the oxi- hydroxides are dissolved. The main problem with the Guanajuato district tailings is that, even with low As concentration (less than 100 mg kg- 1 ), it can be released in infiltration waters, associated mainly with oxi-hydroxides phases that travel in suspension. The amount of As is higher in cyanidation tailings that are easily eroded. The problem may be controlled if the tailings are physically stabilized and drainage deviation facilities are built to stop erosion. On the other hand, the oxi- hydroxide particles from the tlotation tailings can migrate. 6 Planteamiento del proyecto CAPITULO 1 1.- Planteamiento del proyecto 1.1 Introduccion Las actividades mineras remueven grandes volúmenes de rocas debido a que las concentraciones de elementos de importancia económica en los yacimientos son menores al 30 %, (Helgen y Moore, 1996). No sólo se mueven las rocas mineralizadas, sino también las que encajonan al yacimiento así como las del descapote y la perforación de túneles y tiros para llegar al cuerpo de interés económico. Los porcentajes de residuos que resultan del material procesado, así como su potencial toxicidad, dependen de las concentraciones del mineral económico, de las condiciones geológicas de los yacimientos y del sistema de beneficio empleado. Los residuos son destinados a rellenar los túneles en las minas ó depositados en estructuras conocidas como presas de jales. La disposición final de los residuos ocasiona muchos problemas ambientales, entre los que se encuentran: 1) Las áreas de depósito de los residuos son afectadas directamente ya que el suelo y la vegetación son cubiertos. Se genera una geoforma ajena al paisaje original, la cual induce un cambio en el equilibrio natural de los procesos que ocurren en la superficie tales como: erosión y deposición de arrastres, flujos de agua y el desarrollo del suelo y la vegetación (Moore y Luoma, 1990; Salomons, 1995). 2) Después de ser construidos, los depósitos no tienen cobertura vegetal y los granos no quedan consolidados, por lo que son estructuras susceptibles a la erosión hídrica y eólica. Al ser erosionados los materiales pueden azolvar los cuerpos de agua y contaminarlos en caso de que sus minerales contengan concentraciones elevadas de metales pesados. 3) En los procesos de beneficio se utilizan (o se utilizaron en el pasado) sustancias con potencial tóxico tales como mercurio, sulfato de cobre y ácido sulfúrico para el método de amalgamación (Fernández, 1879) y cianuros de sodio y potasio para la cianuración. La flotación utiliza xantatos (ditiocarbonatos de sodio y potasio, reactivos difíciles de biodegradar) y espumantes para romper la tensión superficial de las partículas de sulfuros y favorecer la formación de burbujas. 4) Al exponer a los minerales provenientes de yacimientos subterráneos, formados en 7 Planteamiento del proyecto condiciones reductoras e incrementar sus áreas superficiales activas por medio de la molienda, se favorecen los procesos de intemperismo. Los sulfuros metálicos se oxidan, generando acidez y liberando a los metales pesados a los medios acuosos (Moore y Luoma, 1990; Dudka y Adriano, 1997; Gray, 1997; Larocque y Rasmussen, 1998) y a nivel local puede degradarse la calidad del agua y del suelo. El Distrito minero de Guanajuato es uno de los más conocidos y complejos que existen en el Mundo y se han documentado las inundaciones que causaba el azolvamiento del cauce, a su vez ocasionado por el vertido de los residuos de la extracción desde las haciendas de beneficio. Sin embargo existen pocos trabajos que traten sobre los impactos al ambiente de las actividades mineras desarrolladas en el Distrito (Carrillo et al., 2003 ; Mendoza-Amézquita et al., 2003; Ramos-Arroyo et al., 1997). Un aspecto que también se ha estudiado es conocer el potencial económico de los minerales no metálicos que contienen los jales (Ramos, 1991 ). Se han hecho algunos estudios ambientales regionales en los afluentes del río Lerma que reflejan el aporte de metales del río Guanajuato, donde se ubica el Distrito minero de Guanajuato. Rydway et al., (1995), analizando muestras de sedimentos sobre bancos de inundación, observaron que en el río Guanajuato y El Cubo los niveles de metales pesados (Cu, Pb Zn), además de arsénico, son de 5 a 1 O veces mayores que en sedimentos del río Laja; donde las actividades mineras son mínimas en comparación con las otras dos subcuencas. Ramos et al., (1994), estudiando sedimentos de los afluentes del río Lerma con el fin de comparar los niveles de metales pesados, reportan para el río Guanajuato un enriquecimiento respecto a los niveles medios de la corteza en las concentraciones de plata, de 65 veces y para cobre de 139 veces. Estos datos sugieren que existe una movilización de fases con altos contenidos de metales desde la zona del Distrito. Posiblemente estos contenidos altos tengan relación con la erosión de los depósitos de jales ó de los arrastres del vertido de residuos de la amalgamación de las antiguas haciendas de beneficio. La problemática de los residuos de la extracción minera en un distrito histórico como Guanajuato es muy compleja, por la naturaleza de los yacimientos y los diferentes métodos de beneficio empleados. Las propiedades de los residuos se han ido modificando a lo largo del tiempo, ya sea porque nuevamente fueron procesados (como el caso del retrabajado por cianuración de 1905 a 1930 de sedimentos de jales de amalgamación) o por las reacciones que ocurren en los jales con el agua y el oxígeno atmosféricos. El manejo de los residuos mmeros utiliza aproximaciones para predecir los nesgos de 8 Planteamiento del proyecto contaminación y la evolución del comportamiento de los minerales. Las aproximaciones se basan en el planteamiento de modelos geoquímicos, que pueden ser teóricos, conceptuales ó numéricos, estos últimos son alimentados con constantes específicas para un sitio. Un modelo geoquímico describe el funcionamiento de un sistema natural y es una representación de los procesos que ocurren entre sus diferentes fases componentes (McKinney y Schoch, 1998). Los datos de entrada al sistema se enlazan a una serie de respuestas de salida por medio de los procesos físicos y químicos. Los procesos se identifican utilizando balances de masa para los componentes en las fases acuosa y sólida (Hauhs, 1990). A través del uso de modelos geoquímicos es posible conocer: • La totalidad de los contenidos de elementos con potencial tóxico (EPT) que podrían liberarse en solución desde los residuos, en diferentes escalas de tiempo (Bozkurt et al., 2000). • Las tasas de liberación de EPT en solución según las condiciones ambientales en un sitio determinado y las prácticas de manejo de los residuos (Wunderly et al., 1996). • Las distribuciones mineralógicas que tendrían los EPT en condiciones de equilibrio y considerando constantes cinéticas, el tiempo para que se alcance esta condición de equilibrio (Alpers y Nordstrom, 1999; Bozkurt et al. , 2000). Un modelo geoquímico numérico sólo es válido para predecir el comportamiento de sitios con condiciones similares en la geología y clima y cuando los residuos tienen una composición mineralógica similar. La construcción de un modelo numérico parte de uno teórico, que se sustenta en bases de datos termodinámicas y ayuda a conocer los casos extremos que pueden existir en la naturaleza. Generalmente utilizan aproximaciones de equilibrio en sistemas abiertos en estado estacionario (Fürrer et al., 1989). El paso intermedio entre un modelo teórico y uno numérico es un modelo conceptual. Para desarrollar un modelo conceptual es necesario conocer las propiedades de los depósitos, tanto físicas (estructura y dimensiones, textura, áreas superficiales, porosidad, balances hídricos) como químicas (mineralogía, composición elemental, especies en que se encuentran los EPT, características de las fases acuosas) y definir como es su variación espacial (Nea! el al. , 1992). Para lograr el planteamiento de un modelo geoquímico numérico es necesario estudiar las reacciones que controlan la movilidad de los metales en experimentos de laboratorio y observar la influencia de las condiciones físicas y químicas, las cuales pueden mantenerse fijas. Con ésto es posible proponer una estructura para el modelo considerando las constantes cinéticas de las 9 Planteamiento del proyecto reacciones más importantes (Stromberg y Banwart, 1994). Las tasas en los procesos que se observan en el laboratorio pueden ser hasta 4 órdenes de magnitud mayores que las que ocurren bajo condiciones en campo, por lo que no es válido realizar un escalamiento directo desde datos registrados en laboratorio (Malmstrom et al., 2000). Debido a la complejidad de realizar los cálculos de las ecuaciones de los procesos geoquímicos para un sistema multicomponente y multifásico como los jales, se han desarrollado códigos de computadora para agilizarlos. Los códigos resuelven una serie de ecuaciones que representan los cambios en las concentraciones de los componentes disueltos cuando las fases minerales se disuelven, precipitan o mezclan. Un modelo numérico requiere de una calibración para conocer los rangos de aplicabilidad y los porcentajes de error asociados en los cálculos (McKinney y Schoch, 1998). Sullivan ( 1997) propone que la única forma para definir los límites de aplicabilidad de un modelo es realizando tratamientos en el sitio de interés, manipulando las condiciones y comparando los valores de las propiedades registradas con las que predice el modelo. En este trabajo se plantea un modelo geoquímico conceptual sobre la capacidad de neutralización neta de acidez (CNNA) y el potencial de liberación de EPT (As, Cu, Pb y Zn) de los jales del Distrito de Guanajuato. Se estudiaron únicamente depósitos de jales que después de ser construidos y abandonados han evolucionado naturalmente. Sólo se analizó el primer metro de profundidad, considerando que en la superficie de los jales pueden presentarse condiciones contrastantes en la retención de humedad y la aireación, que controlan la oxidación de los sulfuros y los procesos de reducción. Se espera que el modelo ayude a predecir la liberación de metales desde los depósitos de jales en este Distrito. 1.2 Objetivo general Proponer un modelo conceptual que describa los procesos geoquímicos que ocurren en el primer metro de profundidad de los jales del Distrito minero de Guanajuato y definir las condiciones de generación de acidez y liberación de EPT (As, Cu, Pb y Zn). 1.3 Objetivos específicos 1. Definir el marco geológico y describir la historia de extracción del Distrito de Guanajuato para plantear hipótesis respecto a los escenarios que pueden existir en los jales. 2. Definir los casos teóricos extremos de la capacidad de generación de acidez y liberación de 10 Planteamiento del proyecto EPT en los jales de Guanajuato utilizando el programa PHREEQC2for Windows. 3. Ubicar, describir y cuantificar a los depósitos de jales que existen en el Distrito de Guanajuato y plantear una estrategia de muestreo considerando los sitios representativos del origen geológico, la variación espacial en la superficie y la edad de abandono. 4. Realizar una caracterización a 45 muestras de jales que permita estimar la CNNA. 5. Plantear un modelo de la evolución de las fases minerales que contienen a los EPT (As, Cu, Pb y Zn) a través del estudio de una cronosecuencia de jales basado en un protocolo de extracciones secuenciales y el análisis de muestras de aguas que drenan desde los jales. 1.3 Hipótesis de trabajo Las condiciones geológicas de los yacimientos controlan las concentraciones de calcita, pirita y EPT que existen en los depósitos de jales. La variación espacial en las condiciones de aireación y humedad dentro de los sitios (relacionadas con el tamaño de partícula) controlan la intensidad de los procesos geoquímicos. Los minerales depositados originalmente reaccionan con el tiempo y es posible evaluar la evolución de los procesos geoquímicos a través del uso de una cronosecuencia. 1.4 Estructura de la tesis En la figura 1.1 se resume la problemática que desea estudiarse. En la superficie de los jales pueden encontrarse condiciones extremas de oxidación, tanto oxidantes en zonas con textura gruesa, (los jales de cianuración y las zonas proximales de los jales de flotación) como reductoras en zonas con textura fina (zonas distales de los jales de flotación). Los niveles de agua y oxígeno presentes en el espacio poroso de los jales son los reactivos limitantes para que se desarrollen las reacciones de oxidación de los sulfuros pirita (FeS2), calcopirita (CuFeS2) , arsenopirita (FeAsS), galena (PbS) y esfalerita (ZnS). La calcita (CaC03) presente es muy importante para neutralizar la acidez generada por la oxidación y también ayuda a controlar la solubilidad de los EPT . Para conocer los productos de las reacciones de oxidación de sulfuros y neutralización por calcita, así como los factores que controlan su intensidad en los jales del Distrito de Guanajuato, se plantea el desarrollo de 6 capítulos (figura 1.2). 11 Planteamiento del proyecto Superficie de los jales 1 1 1 1 1 1 Arenas, zona proximal T T Bien aireadas s Bien drenadas H20 Ambiente oxidante 1 1 1 1 1 !:\ ~ reacciones Arcillas, zona distal Mal aireadas Mal drenadas Ambiente reductor, estacional Figura 1.1 . Esquema de las interacciones entre las fases minerales, el agua y e l oxígeno en la superficie de los ja les. ¡ CAPITULO 2 CAPITULO 1 Planteamiento del problema CAPITULO 3 Marco teórico: procesos geoqu ímicos que Posibles escenarios geoquímicos en jales desde compilación ocurren en depósitos de jales de la mineralogía y la historia de extracción 1 CAPITULO 4 Cartografía de jales del Distrito de Guanajuato Estimación de 1.0lúmenes. asignación de edad y origen Variac ión espacial en las propiedades ¡ CAPITULO 6 CAPITULO 5 Modelo geoquímico de e1.0lución natural de Caracterización química y mineralógica especies químicas de EPT (As. Cu. Pb y Zn) para estimar la capacidad de basado en extracciones secuenciales y química neutralización neta de acidez (CNNA) de aguas 1 1 , .. CAPITULO 7 Conclusiones generales ,------- ' ' ' ---------- -- --------- --- -~ ' ' ' ; Colecta y análisis de 18 muestras de ' ' perfil ' es de 5 depósitos de jales ' ' ' ' ' --- ---------------- ------· r-- -- --- ' -- - ----- --- -- ------ -- --- ----~ ' 1 ' ' ' de 45 muestras compuestas de la: ;colecta ' su 1 perficie de 7 depósitos de jales. : ' ' ' En el c 1 ' 1 1 ' ' ' apítulo 6, ext racción secuencial a 30 de las 45 muestras ' ' .. _______ ------- -- --------- --------- -' Figura 1.2 Estructura genera l de la tesis 12 Planteamiento del proyecto En el primero se hace un planteamiento de la problemática. En el segundo se describe el marco geológico y la historia de extracción en el Distrito de Guanajuato. Con esta información se plantean hipótesis sobre las concentraciones de pirita y calcita que podría haber en los jales en función de su origen geológico. En el capítulo 3 se tratan los conceptos básicos de la geoquímica de residuos de minas y se plantean los casos teóricos extremos de la capacidad de la CNNA y el potencial de liberación de EPT para jales del Distrito de Guanajuato. Para lo anterior se utilizó el programa PHREEQC2 for Windo ws (Parkhurst et al. , 1999) usando los datos de una muestra de mina con altas concentraciones de metales. Se simuló la oxidación por oxígeno disuelto , la neutralización variando las concentraciones de calcita y se comparan los procesos que controlan las concentraciones de EPT en disolución: precipitación y adsorción. El capítulo 4 es un informe de una cartografía de los jales de Guanajuato. No se conocía cuántos jales hay, por lo que fue necesario partir desde la ubicación de los residuos: estimar áreas y volúmenes, definir las minas de procedencia y su geología, describir su estructura y afectación por erosión e investigar la edad de abandono, el tratamiento de extracción a que fueron sometidos y el método de construcción. Se colectaron y analizaron por Cu, Pb y Zn totales 18 muestras de perfiles de 5 depósitos de jales. De las observaciones en la superficie de los jales y los análisis realizados se adaptó una estrategia de muestreo en los sitios que han tenido una evolución natural, es decir, los jales que después de construirse no recibieron posteriores depósitos, fueron regados o recibieron otro tipo de residuos sólidos y/o líquidos. Esta estrategia de muestreo consideró a 7 sitios con diferente tiempo de estar expuestos a la atmósfera. Se colectaron 45 muestras en 6 depósitos de jales y de lodos de un depósito reciente, los sitios son representativos de los tres sistemas de vetas (La Luz, Veta Madre y La Sierra) y de las zonas proximal y distal en cuatro jales procedentes de la Veta Madre. En el capítulo 5 se realizó una caracterización química y mineralógica de las 45 muestras . Se cuantificaron los elementos mayores totales por FRX (Si, Al, Mn, Ti, Fe, Ca, Mg, Na, K y P) y se determinó su mineralogía por DRX. Se estimó la calcita cuantificando Ca en solución después de una disgregación con HCl y se cuantificó la pirita para calcular la CNNA. También se observaron secciones pulidas para conocer las asociaciones entre granos de sulfuros y otras fases. Se plantea un modelo conceptual de la evolución de las fases yeso, calcita, pirita y ferrihidrita. En el capítulo 6 se muestran los resultados del análisis de EPT totales: As, Cd, Cu, Ni , Pb, Zn 13 Planteamiento del proyecto en las 45 muestras. Se aplicó un protocolo de extracciones secuenciales de 5 pasos dirigido a fases con reactividad específica en 30 de las 45 muestras y en cada fracción se analizó As, Cu, Pb y Zn. Se colectaron y analizaron 20 muestras de aguas tanto de escurrimientos naturales como de drenaje de los jales y 3 muestras de flóculos de óxidos de hierro que migran en suspensión de dos depósitos de jales. Se plantean ecuaciones que describen el comportamiento de los porcentajes de EPT en cada fracción como una aproximación a un modelo de movilización. En el capítulo 7 se plantean las conclusiones generales así como recomendaciones para investigaciones futuras . 1.5 Referencias bibliográficas Alpers, C.N ., Nordstrom, D.K., 1999. Geochemical modeling of water-rock interactions in m111111g environments. The Environmental Geochemistry of Mineral Deposits, Plumlee (ed.), Reviews in Economic Geology, Society of Economic Geologist, Inc., Colorado, 6A, 289-323. Bozkurt, S., Moreno, L., Neretnieks, l., 2000. Long-term processes in waste deposits . The Science of The Total Environment, 250, 1O1-121 . Carrillo-Chávez A., Morton-Bermea O., González-Partida E., Rivas-Solórzano H., Oesler G. , García-Meza V., Hernández E., Morales P., Cienfuegos E., 2003. Environmental geochemistry of the Guanajuato Mining District, Mexico. Ore Geology Reviews, 23 , 277-297. Dudka, S., Adriano D.C., 1997. Environmental impacts of metal ore mining and processing: A Review. Journal of Environmental Quality, 26, 590-602. Fernández, V. , 1879. Práctica del beneficio de minerales de plata auríferos usado en el Distrito de Guanajuato llamado de patio: La Naturaleza, 4, 1877-1889. Fi.irrer, G. Westall, J; Sollins, P., 1989. The study of soil chemistry through quasi steady-state models: l. Mathematical definition of model. Geochimica et Cosmochimica Acta, 53, 595-601. Gray, N.F., 1997. Environmental impact and remediation of acid mine drainage: a management problem. Environmental Geology, 30, 62-71. Hauhs, M., 1990. Ecosystem modelling: science or technology?. Journal of Hydrology, 116, 25-33. Helgen, S., Moore J., 1996. Natural background determination and impact quantification in trace metal - contaminated river sediments. Environment Science and Technology, 30, 129-135. Larocque, A.L., Rasmusen P.E., 1998. An overview of trace metals in the environment, from mobilization to remediation. Environmental Geology, 33, 85-91. Malmstrom, M., Destouni , G., Banwart, S., Stromberg, H., 2000. Resolving the scale-dependance of mineral 14 Planteamiento del proyecto wathering rates. Environmental Science and Technology, 34, 1375-1378. McKinney, M., Schoch, R.M., 1998. Environmental Science, systems and solutions; web enhanced edition. Jones and Bartlett Pub! ishers, 639 p. Mendoza-Amézquita E., Armienta M.A., Ramos R.E., 2003. Estudio Geoquímico de selenio, plomo y arsénico en la sub-cuenca de San Nicolás-Presa de Mata del Distrito Minero de Guanajuato (evaluación preliminar). GEOMIMET, 45 , 29-34 . Moore, J.N ., Luoma, S.N. , 1990. Hazardous wastes from large-scale metal extraction. Environment Science and Technology, 24, 1278- 1284. Nea!, C., Robson, A., Reynolds, Jenkins, B.J., 1992. Prediction of future short-tenn stream chemistry- a modelling approach. Journal of Hidrology, 130, 87-103. Parkhust, D.L., Appelo, C.A.J. 1999. User's guide to PHREEQC (version 2) a computer program for speciation, batch-reaction, one-dimensional transport, and inverse geochemical calculations. U.S. Department of the Interior, U.S. Geological Survey, 326 p. Ramos-Arroyo, Y.R. , Siebe C. , Marín L., 1997. Aportaciones de componentes solubles por desechos mineros en el municipio de Guanajuato. Actas INAGEQ, 3, 135-144. Ramos-Posada M. E., Hansen, A., Ortega, L. V., 1994. Enriquecimiento de metales en sedimentos de la Cuenca Lerma - Chapala . Memorias 40 Congreso Nacional de Geoquímica, editado por Instituto Mexicano de Tecnología del Agua, Jiutepec, México, 151-156. Ramos, R.E., 1991 . Reconstrucción mineralógica de los jales de Guanajuato y el estudio sobre el seguimiento de las especies químicas contenidas en sus componentes no metálicos. Tesis, Maestro en Ciencias, Química Inorgánica; Universidad de Guanajuato, México, 135 p. Ridgway, J., Flight, M.A., Martiny, B., Gómez-Caballero, A., Macías-Romo, C., Greally, K., 1995. Overbank sediments from central México: an evaluation of their use in regional geochemical mapping and studies of contamination from modern and historical mining. Applied Geochemistry, 1 O, 97-109. Salomons, W., 1995. Environmental impact of metals derived from mining activities: Processes, predictions, prevention , Journal of Geochemical Exploration, 52, 5-23. Strómberg, B., Banwart S., 1994 . Kinetic modelling of geochemical processes at the Aitik mining waste rock site in northern Sweden. Applied Geochemistry, 9, 583- 595. Su 11 ivan , T. J., 1997. Ecosystem manipulation experimentation as a means of testing a biogeochem ical model. Environmental Management, 21, 15-21. Wunderly, M.O.; Blowes, D.W., Frind, E.O., Ptacek, C.J ., 1996. Sulfide mineral oxidation and subsequent reactive transport of oxidation products in mine tailings impoundments: A numerical model. Water Resources Research, 32, 3173-3187. 15 Marco geológico e historia de extracción del Distrito de Guanajuato CAPITULO 2 2.- Marco geológico e historia de extracción del Distrito de Guanajuato, México. Posibles escenarios geoquímicos para los residuos mineros*. 2.1 - Resumen Se describen los aspectos geológicos y los métodos de beneficio aplicados históricamente en el Distrito Minero de Guanajuato para plantear hipótesis respecto a las condiciones geoquímicas que pueden encontrarse en los residuos de la extracción. Se compiló información geográfica y geológica del Distrito, los tipos de mena en los yacimientos, la historia de producción, los procesos de beneficio y las toneladas de oro y plata producidas. Con estos datos, se estiman las cantidades de residuos que puede haber dispersos y se proponen las cantidades de calcita y pirita en los jales en función de su ubicación en los yacimientos. Según la historia de producción, en Guanajuato se han extraído aproximadamente 95 millones de toneladas de rocas mineralizadas que se han beneficiado por diferentes métodos: fundición y amalgamación de 1548 a 1905, cianuración de 1905 a la actualidad y flotación "bulk" de 1946 a la actualidad. Los elementos que pueden ocasionar problemas por toxicidad son: arsénico, cadmio, cobre, plomo, selenio y zinc además del mercurio y el cianuro, que fueron agregados durante el proceso de beneficio. Los contenidos de pirita y otros sulfuros en los jales tienen una variabilidad muy alta debido a que los yacimientos son muy heterogéneos. Las concentraciones de sulfuros en los yacimientos son mayores cuando la mena se encuentra como filones y como brechas que como stockwork La Sierra ;::::: La Luz > Veta Madre Sur (stockwork) > Veta Madre Centro somero (zona oxidada). La cantidad de calcita y por lo tanto su capacidad para neutralizar la acidez que liberaría la oxidación de la pirita, depende de la composición de la mineralogía de ganga en cada sección del yacimiento; la cual es controlada por la roca encajonante y el tipo de alteración hidrotermal predominante. *Publicado en la Revista Mexicana de Ciencias Geológicas, V .21, Núm . 2, 2004:268-284. 16 Marco geológico e historia de extracción del Distrito de Guanajuato El único tipo de alteración hidrotermal que favorece a la capacidad de neutralización de acidez es la propilítica, que se encuentra muy extendida en las rocas, por más de 1 O km desde el centro de la veta. Se observa que los jales varían en sus contenidos de calcita según el yacimiento de procedencia: La Luz> La Sierra :::::Veta Madre Sur> Veta Madre Centro. Algunos jales del Distrito de Guanajuato pueden tener capacidad de generación de acidez, específicamente los que tienen como origen los yacimientos más profundos porque en estas zonas es donde hay mayores concentraciones de sulfuros. 2.2 Introducción La disposición final de los residuos de la explotación minera ocasiona muchos problemas ambientales, entre los que se encuentran la pérdida de cobertura vegetal, la creación de estructuras poco consolidadas susceptibles a la erosión hídrica y eólica, (Moore y Luoma, 1990; Salomons, 1995), la introducción al ambiente de sustancias tóxicas durante los procesos de beneficio y la generación de acidez y liberación de metales pesados al exponer a los minerales de los yacimientos a un ambiente oxidante (Moore y Luoma, 1990; Dudka y Domy, 1997; Gray, 1997; Larocque y Rasmussen, 1998). La generación de acidez es controlada por la oxidación de pirita, que es el sulfuro que se encuentra en mayores concentraciones en las vetas (Plumlee, 1999). La oxidación es un proceso muy complejo e intervienen factores mineralógicos y microbiológicos, ya que según las condiciones puede ser abiótica o biótica; el agente oxidante de la oxidación abiótica es el oxígeno (ecuación 2.1) y el de la biótica el ión férrico disuelto (ecuación 2.2), esta última se efectúa a pH menor a 4 (Baker y Banfield, 2003). En el capítulo 3 se describirán con más detalle los procesos de generación de acidez por oxidación de sulfuros así como la neutralización. FeS2(sl + 15/4 Ü2(g) + 712 H20 -+ Fe(OH)J(s) + 2SO/-(aq) + 4H+(aq) (2.1) 3+ o FeS2(s) + 14 Fe (aq) + 8 H2 2+ 2- 6 + -+ 15 Fe (aq) + 2S04 (aq) + 1 H (aq) (2.2) En la figura 2.1 se esquematiza la problemática de generación de residuos para los yacimientos epitermales del Distrito de Guanajuato. La permeabilidad de las rocas encajonantes condiciona la infiltración natural de agua y oxígeno a los yacimientos y se produce una oxidación natural que se extiende a profundidad. En las zonas de oxidación de los yacimientos epitermales parte de los sulfuros se han oxidado y pueden encontrarse óxidos y sulfatos. Algunas de las fases secundarias formadas en esta zona pueden hidrolizarse cuando se disuelven por la lluvia y liberan acidez al medio; por ejemplo, para el caso de jarosita (Dold, 1999): 17 > 3FeO(OH)s) + K' (ag) +2804% 97 + 3H ta) (2.3) Sin embargo, aunque algunos minerales de la zona de oxidación pueden liberar acidez y elementos con potencial tóxico (EPT) al interaccionar con agua, las menas de sulfuros sin oxidar tienen mayor potencial de producir drenajes ácidos (Plumlee, 1999). Concentrado metalica del 1 015% del material procesado Malerial de baja Planta de Mateñal residual 95 al 99 % ley o *terreros” beneficio confinado en presasde jales _ < Árcillas dE de h E ; Maienal fino, A Yacimiento epitermal ZoNe gradiente textural o alojado en fisuras okidación a Zona de reducción Figura 2.1. Esquema de la explotación de los yacimientos epitermales y la generación de residuos en el Distrito de Guanajuato. Los métodos actuales de recuperación de oro y plata en México de yacimientos epitermales según la mineralogía de la mena son: (1) por la fundición de concentrados de la flotación bulk, recuperando oro y plata como principales, (11) fundiendo concentrados o menas de alta ley recuperando oro y plata como subproductos, (111) por lixiviación con cianuro o tiosulfato de concentrados o menas de baja ley. Actualmente en el Distrito de Guanajuato se aplica principalmente la flotación bulk y en menor grado la cianuración, en ambos se recupera un concentrado metálico menor al 5 % del volumen total procesado, el resto del material es depositado 18 Marco geológico e historia de extracción del Distrito de Guanajuato KFe3(S04)2(0H)6(s) ~ Feü( H)cs> + q) 2S04 2-(aq) 3H+ (2.3) in bargo, que nos inerales e l na e i ación eden liberar acidez y entos n tencial ico T) l i nar n ua, l s enas e s lf ros sin oxidar n ayor tencial e r ducir r najes i os l l e, 9). aterial e ojo " r r s" /' "?\{·· Yacimiento epitermal / / l j o n is s / Planta de beneficio na de xi ción oncentr do etólico el al % el aterial r c s do aterial r i ual l nfi o n r de j l s Arc illas-- aterial fino, r di nte t ra! na e Talud, c lostos g ruesos i ura . 1. s ue a e lotación e s ci ientos i ales eración e os l istrito e uanajuato. os étodos t ales e eración e r l ta éxico e ci ientos it ales ún ineralogía e ena n: i) r dici n e centrados e i n lk, er ndo ro l ta o ri cipales, ii) i do centrados enas e lt er ndo ro l ta o productos, iii) r i n n uro lfato e centrados enas e aja . ctual ente l istrito e uanajuato lica l ente i n hulk enor o ración, bos pera n centrado etálico enor l el l en tal cesado, l st el aterial s osit do Marco geológico e historia de extracción del Distrito de Guanajuato en presas de jales (SCMMSFG, 2002). Los métodos de construcción de jales que se han aplicado en México son: (i) el depósito de materiales sólidos en aguas profundas aisladas de la presencia de oxígeno, para zonas costeras y (ii) el método de depósito de lodos subaéreo, donde se drena el agua y se retienen los materiales sólidos; este último tiene las variantes de descarga por adelgazamiento central, de aguas abajo y aguas arriba (CNA, 2000). El método de lodos subaéreo consiste en la construcción de una cortina de retención de sólidos con clastos gruesos para que el agua drene libremente, los clastos en ocasiones son material de baja ley con alteración argílica y pueden contener cantidades altas de pirita. Los lodos residuales de la extracción, que tienen de 30 a 35 % de sólidos en suspensión (Robertson, 1994) son vaciados en las presas de jales. En zonas con topografía abrupta como Guanajuato se utiliza el método aguas arriba con el fin de optimizar la relación de volumen de residuos depositados con el área de la cuenca de captación (AIMMGM, 1993). En el método aguas abajo, los taludes se van construyendo gradiente abajo del primer depósito realizado. El método de descarga por adelgazamiento central se utiliza en zonas planas, se construye una barrera perimetral de materiales gruesos y al centro se descargan los lodos. El principal factor que controla la problemática ambiental que existe en las áreas mineralizadas tanto antes de las actividades mineras como durante la extracción y el procesamiento es la mineralogía del yacimiento (Plumlee y Nash, 1995). Otros factores importantes son los métodos de minado, el beneficio y el clima. Los yacimientos de un tipo determinado con características geológicas similares producen impactos al ambiente similares (Plumlee et al. 1995). Estos impactos pueden ser establecidos y cuantificados compilando las características geológicas y la mineralogía de los yacimientos y sobre todo generando información de los procesos que controlan la liberación de acidez y EPT en los sitios de interés. Específicamente los impactos ambientales de los yacimientos epitermales en México se derivan de los tamaños tan grandes [mayores a 50 millones de toneladas (Mt) tanto en Zacatecas; Guanajuato, (Gross, 1975) y Pachuca (Plumlee et al. 1995)]. La intensa explotación de estos yacimientos ha alterado la superficie, cubriendo el suelo y la vegetación con residuos en áreas extensas de estos Distritos. Debido a que los depósitos de residuos no presentan una cubierta en su superficie pueden ser susceptibles a la erosión hídrica y eólica; por ejemplo, Castro-Larragoitia et al. ( 1997) reportan que debido a la falta de cobertura vegetal en un depósito de jales en Santa María 19 Marco geológico e historia de extracción del Distrito de Guanajuato de La Paz, San Luis Potosí, México, los residuos se han dispersado y han contaminado los suelos y los cuerpos de agua en una zona de 100 km2 . En el Distrito de Guanajuato se han realizado muchos esfuerzos para describir la geología y mineralogía de los yacimientos y la historia de extracción está bien documentada. En esta revisión se estiman los volúmenes de residuos desde los datos de producción y se plantean los posibles escenarios de las concentraciones de pirita y calcita según el origen geológico que tienen los depósitos de jales de Guanajuato. 2.3 Características fisiográficas del distrito de Guanajuato El Distrito Minero de Guanajuato se localiza a 360 km hacia el Noroeste de la ciudad de México entre los 21 °05 ' y 21°00 ' de latitud Norte y 101°20 ' y 101°10' de longitud Oeste. La mayor parte de las minas del Distrito se localizan dentro de la cuenca del río Guanajuato, que tiene una extensión de 103,255 has y pertenece al río Lerma (Figura 2.2). La región tiene una topografía muy abrupta y varía en altura desde 2,800 m snm en la sierra de Guanajuato hasta 1, 900 m snm, 15 km hacia el SW en el valle donde comienza el Bajío, y se encuentra el acuífero local. El clima presenta un zonamiento acorde con la topografía, de tal manera que las zonas más altas reciben mayor precipitación, además tienen mayor densidad de vegetación y funcionan como centros de condensación y concentración de humedad. La temperatura media anual es del orden de 18. 7º C, oscilando entre los extremos de 5 y 35º C con un promedio de 77 días con lluvia al año. Datos referentes a las lluvias de los últimos 100 años muestran un promedio de 670.7 mm con una desviación estándar de 173.25; la precipitación mínima fue en 1961 de 280.3 mm y la máxima se observó en 1971 de 1253 mm (Anexo 1). La evaporación anual promedio es de 2000 mm. La humedad relativa promedio es del 66 %. La velocidad media de los vientos es de 2. 9 m por segundo con una dirección dominante de Suroeste y Oeste (Datos del archivo meteorológico local). 2.4 Geología El Distrito forma parte del cinturón de mineralización plata-plomo-zinc que corre paralelo al flanco Este de la Sierra Madre Occidental (Clark et al. , 1982). En la figura 2.3 se distinguen las unidades litológicas que afloran en la superficie así como las fallas y las principales minas. Tonalita Cerro Pelón (Ktcp). Conjunto de rocas masivas cristalinas claras, cortado por numerosos diques doleríticos. Es una unidad que cabalgó por tectónica y se le ha asignado una edad entre el Jurásico Tardío y el Cretácico (Martínez-Reyes, 1992). 20 Marco geológico e historia de extracción del Distrito de Guanajuato Diorita La Palma (Kdlp ). Consiste de diversas facies cristalinas de rocas de composición principalmente diorítica, granítica y gabroica, está cortada por numerosos diques granofidicos, doleríticos y basálticos. Es una unidad sobrepuesta tectónicamente del Cretácico Temprano (Martínez-Reyes, 1992). Area resaltada en la figura 2.3 -- - _____ ________ .,_-::-_, _____ -- - I / / ' \ / / / ; ' : \ . \ -· ,. - : 1 : \' Guanajuato ' ~ ' - ·- L/-:.;- ,.' - - -/- ~ Río Guanajuoto Salamanca \ ' 1 ' \ I I 111111 o 10 Km N Area resaltada Guanajuato 21 º 00 ' 20" 45 · 15 20 1 o)'' 00 ' Figura 2.2 . Ubicación de la zona del Distrito Minero de Guanajuato e hidrología. Complejo volcánico-sediementario Sierra de Guanajuato, CVSG (Kcsg). Este complejo del Cretácico Temprano agrupa diversas facies sedimentarias y volcánicas marinas de aproximadamente 600 m de grosor. Compuesta de pizarras negras además de rocas calcáreas interestratificadas con areniscas, caliza y flujos de lava andesítica a basáltica; todos débilmente 21 Marco geológico e historia de extracción del Distrito de Guanajuato metamorfizados a filitas y mármol y alterados por hidrotermalismo. Con el nombre de formación Esperanza se conoce a un miembro de este complejo que constituye la única unidad compuesta por calizas en la zona. Conglomerado Guanajuato (Tcgu). Formación de origen continental, del Eoceno Medio al Oligoceno Temprano; descansa disconforme al CVSG con un grosor mínimo de 1,500 m (Gross, 1975). Consiste de un conglomerado mal clasificado de clastos con arenisca formando lechos rojos de estratificación delgada a gruesa, en la base hay arenitas volcánicas y lavas andesíticas. Cerca de las fisuras presenta alteración propilítica y color verde por la presencia de clorita (Mango, 1992). ,·_/' ./ ""' //'_¡'/ Falla // '/. X \lína /_,.,· · N t "' \j' ~)' () ¡ 2 Figura 2.3. Bosq uejo geo lógico del Distrito Minero de Guanajuato. Las m111as principales están encerradas en un óvalo: LL-La Luz, V- Valenciana, Ca- Cata, R - Rayas, Si - Sirena, L T- Las Torres, SN- San Nicolás, Ecu- El Cubo. Secuencia volcánica del Terciario medio, dentro y adyacente a una caldera. En la figura 3 se agrupa esta secuencia como Tv, ó volcánicos del Terciario: 22 Marco geológico e historia de extracción del Distrito de Guanajuato Formación Loseros (To/). Arenita volcánica verde cuando está cloritizada ó morado si se encuentra oxidada; de 10 a 52 m de grueso (promedio 30 m), formado en condiciones lacustres (Randall-Roberts et al., 1994). Riolita La Bufa (Trbu). Flujo de cenizas tobáceas de 360 m de espesor y una edad de 37 +/- 3 Ma por K-Ar (Gross, 1975). Debido a que esta roca es muy quebradiza, durante el fallamiento y posterior paso de fluídos mineralizantes se formaron yacimientos tipo stockwork sobre todo en la estructura de Ja Veta Madre (Mango, 1992). Arenisca Calderones (Taca). Con 200 a 250 m de grosor, disconforme a La Bufa, unidad volcaniclástica verdosa debido a cloritización, incluye depósitos de lahar y una megabrecha compuesta de rocas de hasta 1 O m de diámetro de fragmentos de las formaciones Esperanza y Guanajuato (Randall-Roberts el al., 1994). Andesita Cedros (Tace). Con 250 a 640 m de grosor, son flujos de lava andesíticos con lechos rojos intercapa y tobas de dacíticas a andesíticas (Randall-Roberts et al., 1994). Riolita Chichbularo (Trch). Con una edad estimada por K- Ar de 32 +/- 1 Ma (Gross, 1975). Secuencia de domos y flujos ele lava interestratificados con brechas y tobas volcánicas pobremente clasificadas, se aprecian texturas porfiríticas fluidales. En algunas zonas a esta unidad se le conoce como el intrusivo Peregrina (Tmp en figura 2.5), inclusive existe en las zonas bajas de las minas de Rayas y Sirena un pórfido de monzonita el cual puede ser Ja base de este depósito (Mango, 1992). Basalto El Cubilete (Qbcu). Son las últimas manifestaciones volcánicas en la región, de basaltos de olivino y andesita de augita con textura traquítica; se aprecia en los cerros El Gigante, el más alto de la región con 2,960 m snm y en el El Cubilete (Randall-Roberts et al., 1994). Grava El Capulín (Qgca). Se localiza al Sur del Di strito, en las partes bajas, material coluvial de arena tobácea y conglomerado (Martínez-Reyes, 1992). Aluvión del Cuaternario (Qal). Esta unidad junto con Ja anterior conforman estructuras donde se encuentra el acuífero local. La estructura en el Distrito es muy compleja y se encuentran fallas normales Cenozoicas, compresiones de metamorfismo regional y una caldera relacionada con el volcanismo del Terciario y la mineralización epitermal (Randall-Roberts et al. , 1994). Las principales fallas tienen tendencia NW con longitudes de 1 a más de 30 km de longitud, como la Veta Madre y se extienden a profundidad más de l 000 m (Gross, 1975), en estas estructuras están alojados los yacimientos epitermales. Otro sistema de fa llas NE son las principales estructuras que contienen oro, ocurren 23 Marco geológico e historia de extracción del Distrito de Guanajuato predominantemente en la parte E del Distrito. Existen también estructuras circulares que varían de 1 a 8 km de diámetro (Vassallo el al., 1996). 2.5 Yacimientos minerales En la zona que abarca al Distrito de Guanajuato existieron tres épocas metalogenéticas : en el Cretácico, el Paleoceno y el Oligoceno (Randall et al., 1994). Durante el Cretácico se formaron cuerpos tabulares de sulfuros masivos hospedados en rocas marinas Mesozoicas del CVSG (Randall-Roberts el al. , 1994). En la zona Norte del Distrito se han localizado dos cuerpos de sulfuros masivos que representan 1 Mt, con leyes de 80 % de FeS2, 3 ppm de Ag, 0.2 ppm de Au, 16 ppm de Sn y 0.2 % de Zn (Miranda-Gasea, 2000). En el Paleoceno se emplazó un batolito granítico hacia el Oeste del Distrito y tanto en el intrusivo como en el halo de alteración se formaron yacimientos de tungsteno, selenio, bismuto, cobre, plata, plomo y zinc e incluso se detectaron trazas de minerales radioactivos en algunos cuerpos pegmatíticos (Martínez-Reyes et al., 1995). La época mineralizante más importante fue la del Oligoceno asociado al vulcanismo del Terciario. La mayoría de los yacimientos minerales que se encuentran en la Sierra Madre Occidental se emplazaron en vetas epitermales rellenando fisuras y se atribuyen a procesos de subducción (Clark et al., 1982). El Distrito Minero de Guanajuato se considera un sistema epitermal clásico de baja sulfuración (Heald et al., 1987). Las minas están alojadas en tres sistemas de vetas con tendencia NW: La Luz, Veta Madre y La Sierra. La totalidad de los materiales alojados en las vetas tiene una ley promedio de 0.1 g f 1 de Au y 1 O g f 1 de Ag (Gross, 1975) y menos del 20 % del volumen de los minerales puede encontrarse en concentraciones económicas, es decir con más de 1 g f 1 de Au y más de 100 g f 1 de Ag en estructuras de clavos o bolsas de mineral (Mango, 1992). Los tres sistemas de vetas presentan un zonamiento vertical en la mineralogía, el cual fue clasificado desde 1975 por Gross en función de la altura en que se encuentran y llamó a los yacimientos, superior (de 2,250 a 2,550 m snm), bajo (de 1,800 a 2,350 m snm) y profundo (de 1,650 a 1,800 m snm), en los tres sistemas existen los mismos minerales de mena y ganga pero en proporciones diferentes (Petruk y Owens, 1974). La mena se presenta como filones rellenando fisuras en zonas de bonanza, como brechas y como stockworks (Wandke y Martínez, 1928; Randall et al., 1994). Los filones y los stockworks pueden considerarse extremos de una misma serie (Mango, 1992). 24 Marco geológico e historia de extracción del Distrito de Guanajuato Los filones son los rellenos de fisuras tabulares con contactos agudos y poco reemplazamiento de las rocas encajonantes, presentan texturas de intercrecimiento y bandeamiento (Randall-Roberts et al., 1994). La mena se encuentra en el contacto entre las rocas encajonantes como capas delgadas entre material de ganga; en la Veta Madre pueden encontrarse tres zonas de capas de mineralogía de mena o bonanzas separadas por capas estériles de cuarzo y calcita (Antúnez, 1964). En las brechas la mineralización ocurre como vetas bandeadas rodeando a los clastos de las rocas brechadas y alteradas. Estas se encuentran principalmente en los yacimientos bajo y profundo de 2,250 a 1,650 m snm (Mango, 1992). Los stockworks se formaron en rocas que por sus propiedades físicas se quebraron durante el fallamiento (riolita La Bufa, arenisca volcaniclástica Calderones y andesita El Cedro). Se limitan a la zona baja de los yacimientos entre 2,350 y 1,800 m snm y tienen leyes menores que las vetas tabulares (Mango, 1992; Randall-Roberts et al., 1994 ). La mineralogía de ganga se compone de cuarzo, feldespatos, pirita, calcita y arcillas como caolinita, esmectita y clorita, principalmente (Petruk y Owens, 1974). Los minerales de mena no sobrepasan el 5% del volumen total de las vetas (salvo en el yacimiento profundo, en la mina de Rayas donde en zonas localizadas puede encontrarse 20 % del total entre pirita, calcopirita, galena y esfalerita (SCMMSFG, 2002). La mena son sulfuros y sulfosales que se presentan como bandeamientos en contacto con las rocas encajonantes ó granos diseminados en la ganga, tales como polibasita [(Ag,Sb,Cu,Se,As)S2] con un tamaño de 1 O a 100 µm; plata nativa, una solución sólida de acantita- aguilarita - naumannita (AgS2 - SeAgS2- SeS2 ), y electrum, todos con un tamaño aproximado de 25 µm (Vassallo, 1988). La pirita (FeS2) presenta una distribución desigual en todas las vetas, siempre en concentraciones del 1 al 1 O % (Mango, 1992); como cristales euhedrales cuyo tamaño varía de 1 O a 1000 µm (Vassallo, 1988) y una tendencia a aumentar con la profundidad (Buchanan, 1979). La galena (PbS), la calcopirita (CuFeS2) y la esfalerita ZnS se encuentran siempre juntas en todo el Distrito. En la esfalerita hay cadmio del 3 al 5 %, aumentando con la profundidad (Vassallo, 1988). En las partes superiores, estos sulfuros se encuentran en bajas concentraciones con tamaño de grano menor a 100 ~Lm y aumentan con la profundidad. En la mina de Rayas en la Veta Madre, de 1800 a 1650 msnm hay concentraciones hasta del 15 % de calcopirita, galena y esfalerita de grano muy grueso, de 2 a 1 O mm (SCMMSFG, 2002). Otros minerales metálicos que se encuentran en bajas cantidades son: guanajuatita (Se2SBh) pirrotita (Fe 1.xS), marcasita (FeS2), tetrahedrita [(Cu,Fe) 12Sb4S 13] y arsenopirita (FeAsS) (Mango, 1992). 25 Marco geológico e historia de extracción del Distrito de Guanajuato Mango ( 1992) propone que los fluídos que dieron lugar a la mineralización en el Distrito fueron de naturaleza ácida, esto lo deduce por la presencia de alteración argílica (ensamble mineralógico de esmectita, caolinita, haloysita, pirita y cuarzo) asociada espacialmente con la mineralogía de mena y muy localizada en los primeros centímetros cercanos a las estructuras. Sin embargo, los fluídos mineralizantes que en un inicio fueron acídicos al interaccionar con las rocas encajonantes se fueron neutralizando y formaron un halo de alteración propilítica (ensamble de clorita, montmorilonita, esmectita, cuarzo, calcita, epidota y trazas de pirita) muy extendida, hasta 1 O km desde la traza de la veta. La alteración potásica (adularia, sericita, cuarzo) es la segunda en extensión y es favorecida por rocas volcánicas altas en potasio, se asocia con la mineralización de stockworks en las minas Sirena y Las Torres (Mango, 1992). La alteración fílica en el Distrito se limita al intrusivo Peregrina y envuelve a la argílica (Randall-Roberts et al., 1994 ). La alteración más tardía es la silícica que envuelve a las otras alteraciones. Se presenta muy localizada (máximo 20 m desde las grietas que canalizaron a los fluídos), deposita principalmente sílice y endurece a la roca favoreciendo la preservación de la mineralización dándole resistencia a la erosión (Randall-Roberts et al., 1994). En el cuadro 2.1 se resumen las características de los principales cuerpos mineralizados que se encuentran en el Distrito y se describen brevemente las características de cada sistema de vetas. 2.5.1 Sistema de vetas La Luz Las vetas del sistema La Luz son fallas pequeñas con tendencia NW 70º a 80º y otras fallas cruzadas. Las minas en este sistema son: La Luz, Bolañitos, Sirio, Golondrinos, San José y San Pedro Xilmonene. Se encuentran en un rango de profundidad de 2,300 a 1,700 m snm en rocas sedimentarias de la formación Esperanza y en intrusivas graníticas (Randall-Roberts et al., 1994). Los yacimientos son filones y brechas (Antúnez, 1964) con leyes en la mina Bolañitos de 220 g f 1 de Ag y 2 g f 1 de Au (Mango, 1992), la mineralogía de ganga dominante es calcita y cuarzo, siendo la calcita en este sistema de vetas mucho más abundante que en las vetas de La Sierra y la Veta Madre (Antúnez, 1964). El tipo de alteración que presentan las encajonantes es propilítica extendida así como argílica y silícica muy localizada en la estructura de la veta (Mango, 1992). 26 Marco geológico e historia de extracción del Distrito de Guanajuato Cuadro 2.1. Compilación de los principales cuerpos mineralizados en el Distrito de Guanajuato (Gross, 1975; COREMI, 1992; Mango, 1992; Randall-Roberts, 1990; Randall-Roberts et al., 1994). Mina/ sistema de Vetas La Luz La Luz La Valenciana Veta Madre Cata Veta Madre Rayas Veta Madre Sirena Veta Madre Torres - Cedro Veta Madre Monte de San Nicolás La Sierra Veta Asunción Estructura de las vetas Dimensiones del cuerpo mineralizado Dirección 70° NW, bascula a 40º SW. 500 m de largo, 2 a 5 m de espesor, alturas de 2,300 a 1,950 m snm Dirección NW 50º, bascula a 60° al SW 1,000 m largo, 2 a 30 m de espesor, alturas de 2,300 a 1, 700 m snm Dirección NW 50º, bascula a 60º al SW 600 m de largo, 2 a 30 m de espesor, alturas 2,250 a 1,800 m snm Dirección NW 50º, bascula a 60º al SW 1,400 m de largo, 2 a 30 m de espesor, alturas de 2,250 a 1,650 m snm Dirección 55° SW, bascula a 45° al SW 600 m de largo, 2 a 30 m de espesor, alturas de 2,300 a 1,800 m snm Dirección 60º NW, bascula a 40° SW; 2,375, 000 m' de materiales mineralizados. Stockwork al alto en Bufa (2, 100 a 1,700 m snm) 2 a 40 m de espesor. Dirección 45° NW, 2,350-2 ,100 m snm 2 a 5 m de espesor 2.5.2 Sistema de vetas de La Sierra Tipo de mineralización, roca encajonante y alteraciones hidrotermales Filones y brechas de calcita y cuarzo emplazados en volcánicas Jurásicas (Kdlp) y formación Esperanza en CVSG. Alteración silícica en vetas y propilítica extendida Filones y brechas llenando fisuras, CVSG al bajo, conglomerado Guanajuato (Tcgu) al alto Alteración silícica en vetas cubierta por argílica, propilítica extendida. Filones y brechas. CVSG al bajo, conglomerado (Tcgu) al alto Alteración silícica en vetas cubierta por argílica, propilítica extendida Filones y brechas. CVSG al bajo, conglomerado (Tcgu) al alto, intrusivo de diorita en la veta (Tmp) Metales base de 1,800 a 1,650 m snm con Cu + Pb + Zn > 1 O % Alteración silícica en vetas cubierta por argílica, propilítica extendida Stockwork en andesita El Cedro (Tace) al alto. brechas y filones de cuarzo y calcita en Conglomerado (Tcgu) al bajo. Alteración silícica en vetas cubierta por argílica, potásica y propilítica extendida Stockwork y brechas. Conglomerado (Tcgu) en piso Riloita la Bufa (Trbu) al alto. Alteraciones potásica y propilítica Stockwork al alto en andesita El Cedro (Tace) Alteración silícica localizada en la veta, fílica y propilítica Las principales minas son: Asunción, Monte de San Nicolás, Pasadena, Albertina, Peregrina y El Cubo, entre los 2,300 y 1,800 m snm. Transversal a estas vetas se encuentra un yacimiento 27 Marco geológico e historia de extracción del Distrito de Guanajuato superior entre los 2,550 y 2,250 m srim con dirección NE y altos niveles de oro asociado localmente con domos riolíticos (Randall-Roberts, 1990). En la veta Asunción existe un stockwork que se compone de vetillas de cuarzo y calcita que varían desde pocos milímetros a 30 centímetros, el grosor de la veta es de 2 a 5 m (Randall-Roberts et al. , 1994). 2.5.3 Veta Madre Es una falla normal que tiene más de 30 km de largo y un desplazamiento vertical de al menos 1000 m (Gross, 1975). Ha sido la más importante en cuanto a volúmenes de extracción y su estructura contiene a las minas (de Noroeste a Sureste): Copenhaguen, Cebada, San Elías, Guanajuatito, Valenciana, Tepeyac, Cata, Rayas, Mellado, Garrapata, Aparecida, Sirena, Las Torres, Cedro, Purísima, Santo Niño y El Nayal. Los filones en la veta Madre se encontraban principalmente en zonas de bonanza en las partes altas, emplazados en la formación Guanajuato al alto de la veta y en el CVSG al bajo (Antúnez, 1964). Las brechas se encuentran muy comúnmente en la zona central de la Veta Madre en los yacimientos bajo y profundo y se relacionan con la cercanía a la fuente de calor (Mango, 1992). En la mina de Rayas se explota el llamado yacimiento profundo (1,650 - 1,800 m snm) donde se encuentran leyes hasta de 6 a 20 g f 1 de Au y 2,000 g f 1 de Ag (SCMMSFG, 2002). Los principales yacimientos de stockwork se ubican en la mina La Sirena donde la roca del piso es el Conglomerado Guanajuato y está encajonada por la arenisca volcaniclástica Calderones y en la mina Las Torres dentro de la formación La Bufa donde la anchura de la veta varía desde pocos centímetros hasta 40 m (Randall-Robets et al., 1994). 2.6. Historia de producción en el distrito de Guanajuato y problemática de la generación de residuos No está documentada la cantidad exacta de materiales que han sido removidos de las vetas ni las condiciones geológicas de los yacimientos explotados ya que esta información ha sido de poco interés para las compañías mineras que sólo llevan registro de las leyes y volúmenes de oro y plata extraídos y en ocasiones de cobre. En la figura 2.4 se muestra la producción anual de plata en el Distrito de Guanajuato de 1550 a 1986 (datos compilados de Antúnez, 1964, Humbold, 1822; Galindo-Montiel-, 1993; Jáuregui de Cervantes, 1998 y de SCMMSFG, 2002). Aunque se sugiere que hubo minería prehispánica (Antúnez, 1964), no se han encontrado evidencias en campo de la extracción en tales épocas. En 1548 comenzó la explotación por los 28 A 47 - ” sr A de las vetas (Antúnez, 1964). A) Producción de Ag de 1550 a 1986 250 | Las Torres Bonanza El Cubo 200 Bonanzas en Veta Madre 150 | == Reprocesamiento de = Dinamita (1726) z | « 100 . 176 años de explotación con madera l E 2 50 ] Reducción precio Hg (1770) Amalgamación (1556) cianuración (1905) | flotación (1946) 0 $ a T Y T Y T T T A 1 1500 1550 1600 1650 1700 1750 1800 1850 1900 1950 2000 Año B) Producción de Ag de 1900 a 1986 Inundación de minas y agotamiento de vetas, reprocesamiento de 230 . azolves, terreros y rellenos de las minas y residuos (1905-1930) > Minas Las Torres y E 200 Cubo | Depósito final de residuos Desviación del drenaje en presas (1934) en los jales (1960) 150 | e 5h - 100 Cianuración 50 , | (1905) Flotación o] a E A, 1900 1910 1920 1930 1940 1950 1960 1970 1980 1990 2000 Año Figura 2.4 Producción de plata en el Distrito de Guanajuato. A) de 1550 a 1986, B) de 1900 a 1986. No se cuenta con datos de producción antes de 1750, se estiman tendencias desde Humboldt (1822), Mango (1992) y SCMMSFG (2002). 29 Marco geológico e historia de extracción del Distrito de Guanajuato españoles utilizando fundición (Antúnez, 1964). Los minerales de oro y plata se encontraban en la superficie y la extracción se limitó a las zonas de bonanza dentro del~ etas ntúnez, 64). ..-.. -'-' t)ll ~ 0 0 0 100 50 ) r du ción e g e 50 86 i amita 26) 6 os e plotaci n n adera 1 .?-----------"'>· a lgamación ( 6) onanzas eta adre Bonal12ll La Luz raci n 05) s o res l ubo 946) O +- ~~-r~ ~~~~~~~~~~~~~~~~~ ~~~~~~~~~~~ 00 50 200 0 0 50 00 50 00 50 00 0 0 50 ño ) r du ción e g e 00 86 mmdación inas t iento tas, iento e lves, t r s ll s l inas t i uración ( 05) ll os - 930) epósito i l e esviación el r naje los j les ( 960) inas as o res ubo 00 0 -+--~ ~~~~~--~~~~~~~- ( _ IW _ 6 _ ) ~~~- - ~~~~~~ ~~~~~ 00 10 20 30 40 0 60 70 80 90 00 ño i ura . r u ción e l ta l istrito e uanajuato. ) e 50 86, ) e 0 86. o enta n t s e u ción tes e 50, an encias sde umboldt 2), ango 92) MSFG 02). Marco geológico e historia de extracción del Distrito de Guanajuato En 1556 se instauró el sistema de extracción de patio por amalgamación con mercurio en frío que descubrió Bartolomé de Medina en Pachuca en 1554 (Humboldt, 1822). Para la amalgamación se utilizaron materiales con buenas leyes y algunos millones de toneladas de minerales se segregaron físicamente y se depositaron como material de baja ley en terreros. Debido a que Ja amalgamación sólo recuperaba las partículas de oro y plata, casi Ja totalidad del material procesado era arrojado como lodos residuales a las corrientes naturales justo debajo de las plantas de beneficio (Fernández, 1879). En la ciudad de Guanajuato existieron aproximadamente 45 haciendas de beneficio por amalgamación, las cuales se encontraban en el margen del río Guanajuato (Jáuregui de Cervantes, 1998). Hasta 1726 se introdujo el uso de la dinamita y durante 176 años se utilizó el método de " lumbradas". Se calentaban las rocas con leña y se enfriaban súbitamente para que se resquebrajaran. De 1548 a 1726 se movieron principalmente menas en zonas de bonanza someras donde parte de los sulfuros se encontraban oxidados (Antúnez, 1964 ). El uso de dinamita permitió la explotación de cuerpos profundos. A partir de 1 726 y hasta 1800 las minas de Ja parte central de la Veta Madre: La Valenciana, Cata y Rayas se encontraron en bonanza y se trabajó a más de 400 m de profundidad (Jáuregui de Cervantes, 1998). Con la guerra de independencia en 181 O todas las minas del Distrito excepto Rayas fueron destruídas y se inundaron. La inundación de los niveles de explotación en las minas ha sido siempre un problema que limita la extracción. El agua de las minas fue desalojada completamente después de que se introdujo capital inglés en 1824 y se desplazó el malacate de sangre (la fuerza motriz eran caballos) por el malacate de vapor, tanto para sacar el agua como las cargas de mineral en los tiros (Antúnez, 1964). Tanto Humboldt (1822) como Butzer y Butzer (1997, en una compilación sobre el cambio de las condiciones en el paisaje del Bajío Mexicano en los s. XVII y XVIII) hacen mención de inundaciones desastrosas y numerosas muertes producidas en 1760 y de 1770 a 1804 provocadas por el vaciado indiscriminado de los residuos a los cauces del río. En 1828 el río se azolvó y fue limpiado y nuevamente se azolvó en 1830, lanzándose un decreto que prohibía el vaciado de los residuos en el río. Sin embargo nuevamente en 1867, 1873 y 1883 hubo otras inundaciones catastróficas ocasionadas por el azolvamiento del río (Antúnez, 1964). De 1840 a 1860 hubo una bonanza en La Luz, en esta zona es donde primero se implantó la cianuración aproximadamente en 1904. Este método de beneficio permitió la utilización de materiales de menor ley y la producción se incrementó notablemente. A partir de 1905 todas las haciendas de beneficio utilizaron cianuración (Antúnez, 1964 ). 30 Marco geológico e historia de extracción del Distrito de Guanajuato En 1905 se creía que ya se habían agotado las vetas en el Distrito y de 1905 a 1930 toda la producción se sostuvo por el aprovechamiento de sedimentos en el río, de terreros y de materiales que anteriormente se usaron como retaques en las minas. A estos minerales considerados de "baja ley" se les dieron por lo menos tres tratamientos por cianuración debido a sus leyes tan altas, mayores a 2 g f 1 de oro (Archivo General de la Nación, 1934). Por ejemplo, en la Veta Madre de 1925 a 1928 se trabajaron en ese período tres millones de toneladas de retaques que tenían leyes de 170 a 200 g f 1 de Ag y 1.5 a 3 g f 1 de Au. Anteriormente sólo se extraía material de zonas de bonanza con valores mayores a varios kilos de Ag por tonelada y donde el oro era apreciado fácilmente por la vista (Wandke y Martínez, 1928). Los residuos de la cianuración también fueron vaciados a las corrientes naturales sin ninguna precaución y en 1934 el río Guanajuato nuevamente se azolvó casi completamente ocasionando problemas en el desagüe de la ciudad (Antúnez, 1964). Con el fin de disminuir riesgos de inundaciones, en 1934 se construyeron las primeras estructuras conocidas como "presas de jales". Tan sólo entre 1934 y 1944 fueron depositados más de dos millones de toneladas de jales en la zona de Pozuelos al Sur de la Ciudad (Guiza et al., 1949). En 1946 se implementó el método de flotación bulk que es el que se utiliza a la fecha (Archivo General de la Nación, 1947). Esté método consiste en la recuperación de todas las fases de sulfuros utilizando reactivos que rompen la tensión superficial de los granos (xantatos) de tal manera que los sulfuros flotan al estar en contacto con burbujas de aire. Los mecanismos de construcción de las presas de jales han cambiado con el tiempo, en los jales de cianuración no se realizaron obras para desviar el drenaje de la cuenca de depósito y las estructuras pueden ser erosionadas por las lluvias. Desde 1946 las presas de jales se construyen por el método de aguas arriba aprovechando las fuertes pendientes y se realizan obras para desviar el drenaje de la cuenca de depósito. De acuerdo a la producción en el Distrito en 1994, en ese tiempo se depositaban más de 3,000 t al día por tres compañías mineras (Randall-Roberts et al. , 1994). Actualmente sólo operan dos compañías mineras y el depósito de residuos ha disminuido a menos de 2,000 t al día. 2.7 Posibles escenarios geoquímicos para los jales 2.7.1 Oxidación y erosión preminería Después que se formaron los yacimientos epitermales, hace aproximadamente 28 Ma (Mango, 1992), tanto los cuerpos mineralizados como las rocas encajonantes se erosionaron de 31 Marco geológico e historia de extracción del Distrito de Guanajuato manera diferencial. Las rocas que presentaron alteración silícica se endurecieron y tuvieron gran resistencia a la erosión. El sistema de vetas de la Sierra se encuentra a mayor altura comparado con las vetas de La Luz y de la Veta Madre debido a la alteración silícica tan extendida que tiene (Randall-Roberts el al. , 1994). Las rocas en el Distrito de Guanajuato así como los yacimientos se han erosionado por lo menos 200 m (Randall-Roberts el al. , 1994) y el material arrastrado fue el de zonas de bonanza si se considera que a niveles topográficos altos hay leyes mayores (Buchanan, 1979). Vale la pena al menos como idea de exploración geoquímica, considerar que estos minerales económicos deben encontrarse gradiente abajo en los rellenos aluviales del Bajío y que los pies de monte posiblemente contengan clastos con buenas leyes de oro y plata. La extracción de minerales económicos alojados en las fisuras ha producido oquedades que pueden almacenar miles de metros cúbicos de agua, los flujos subterráneos son controlados por la estructura de las obras mineras. El hecho de que la evaporación (2,000 mm) sea mucho mayor que la precipitación (671 mm) y considerando que la topografia no permite niveles freáticos someros, es de esperar que la zona de oxidación haya sido profunda. 2. 7.2 Estimación de-las cantidades de materiales removidas y volúmenes de residuos Con el fin de plantear cantidades máximas y mínimas de los materiales que se han removido de las vetas, se desarrollan cálculos basados en volúmenes de la producción de oro en el Distrito y las leyes promedio de los yacimientos. Los datos más confiables de la producción total de oro los proporciona Mango ( 1992): desde 1560 hasta 1990 se recuperaron 34,850 t de plata y 175 t de oro. En el año de 1976 entró en operación la Compañía Minera Las Torres, explotando un yacimiento de slockwork (cerrando sus operaciones en Septiembre del 2003), se elevó notablemente la producción del Distrito; de 1976 a 1990, en el Distrito se producían 2 t anuales de oro (Galindo-Montiel, 1993). Si se considera que esta tendencia anual (2 t de oro) se ha mantenido, entonces de 1991 a 2003 se recuperaron 24 t de oro que aunadas a las 175 que se extrajeron desde 1560 a 1990 dan un total de 199 t de oro. Esta cifra puede cerrarse a 200 t de oro para simplificar los cálculos. Para proponer un volumen máximo de residuos se toma como ley mínima de Au en los yacimientos 1 g f 1 y para un volumen mínimo se considera la ley promedio de las zonas de bonanza de 20 g f 1 (Querol et al., 1988). Asumiendo conservadoramente que los residuos representan 95% del material procesado, puede estimarse que a lo largo de la historia de extracción se han generado un mínimo de 6.33 millones de toneladas (Mt) de residuos y un máximo de 190 Mt. La cifra mínima 32 Marco geológico e historia de extracción del Distrito de Guanajuato es muy baja y lejana de la realidad debido a que las zonas de bonanza son muy localizadas. Si se considera una ley promedio en las vetas del material que se ha movido a lo largo de la historia de 2 g f 1 , entonces se han generado aproximadamente 95 Mt de residuos. Dispersos en el área del Distrito existen más de 40 depósitos de residuos entre jales y terreros además de sedimentos de jales de amalgamación en el lecho del río Guanajuato. Los terreros que anteriormente se consideraron material de baja ley han sido y son aprovechados debido a que la "baja ley" fue consecuencia de la baja recuperación del oro que obtenían cuando se aplicó la amalgamación. En el valle de Santa Teresa existen aproximadamente 20 Mt de sedimentos de jales que se están considerando como un yacimiento potencial de oro (contiene leyes de 0.3 g f 1 de oro) y que en algún momento pueden ser reprocesados (COREMI, 1992). Considerando un promedio de 95 Mt de residuos y los 20 Mt que al menos existen como sedimentos en el río Guanajuato, en el área del Distrito de Guanajuato hay aproximadamente 75 Mt de residuos como jales y material considerado de baja ley. Esta cifra tal vez resulte alta si se toma en cuenta el reprocesamiento de algunos jales y terreros, sin embargo se han propuesto cifras aún más altas, por ejemplo Carrillo et al. , (2003) proponen que en un área de 100 km2 alrededor de la ciudad de Guanajuato existen 150 Mt de residuos entre jales y terreros. Para dar cifras más confiables de los volúmenes de residuos, de tal forma que sea posible contrastarlos con los datos que sugiere la historia de producción, se debe desarrollar una cartografia de los residuos, tanto de los depósitos de jales, los terreros con baja ley y de los sedimentos gradiente abajo de las haciendas de beneficio por amalgamación. 2.7.3 Procesos de beneficio y tipos de residuos Las propiedades de los residuos mineros son un reflejo de la mineralogía del yacimiento y son modificados por los tratamientos de extracción a que fueron sometidos los minerales. En el cuadro 2.2 se resumen las características de los residuos según los sistemas de beneficio utilizados. 2.7.3.1 Fundición La fundición se utilizó en menas de zonas de bonanza donde los minerales podían separarse fácilmente. Se utilizaba óxido de plomo (litargirio) para recuperar al oro y la plata. De 1548 a 1905, la fundición aportó aproximadamente la cuarta parte de la plata recuperada en Guanajuato (Antúnez, 1964). Este método se sigue utilizando con algunas variantes si existen buenas leyes 33 Marco geológico e historia de extracción del Distrito de Guanajuato dentro de los yacimientos. Los residuos son esconas vitrificadas con muy bajo potencial de toxicidad donde el plomo se encuentra en formas insolubles como anglesita (PbS04). Cuadro 2.2 Características de los diferentes tipos de residuos según los procesos de beneficio utilizados en el Distrito de Guanajuato (compilación de Antúnez, 1964, Fernández, 1879, SCMMSFG, 2002). Atributo Fundición Amalgamación Cianuración Flotación " bulk" Antiguamente sólo Depende de la ley de corte, Au > 1 g f 1 Leyes Muy altas, sólo en se trataban generalmente > 0.3 Ag > 100gf1 requeridas zonas de bonanza materiales con > 1 g f 1 de Au FeS2 > 1 % kg r 1 de Ag Reactivos e Madera Azogue NaCN 1.5 a 2.7 g r 1 Amil-xantato de Na implementos Litargirio (PbO) 1 lb Hg por lb Ag CaO 4 a 6 kg r' Glicoles, pH 7.6 CuS04, 2.51 kgf 1 pH 10 Volumen de los Del 50 al 90 % del Más del 99 % del Más del 99 % del Del 95 al 99 % del residuos original original original original, según los contenidos de FeS2 Vertidos Depositados en Depositados en Extensión y directamente al río, presas a las que no presas donde se Escorias muy se desvió el drenaje desvió el drenaje movilidad de los localizadas arrastrados y natural, fuertemente natural, erosión residuos espacialmente depositados en erosionados y hídrica controlada y zonas de baja arrastrados por más eólica intensa si no energía. de 5 km se recubren Potencial de Durante el beneficio Durante el beneficio Depende de la pirita muy alto generación de bajo, escorias muy alto Actualmente residual y de la acidez y Actualmente calcita en la ganga, liberación de vitrificadas depende de depende de generalmente es concentraciones de EPT concentraciones de sulfuros residuales bajo sulfuros residuales Normalmente 80 % a - 100 mallas. Depende de las Grano grueso, 50 % Dos escenarios Condiciones de Materiales extremos: humedad y encapsulados no condiciones en que > 0.2 mm Proximal, bien aireación permeables se encuentran los Fáciles de drenar y aireado y baja sedimentos bien aireados capacidad de retención de humedad (CRH) Distal , mal aireado y alta CRH 34 Marco geológico e historia de extracción del Distrito de Guanajuato 2.7.3.2 Amalgamación El método de patio ó amalgamación con mercurio se aplicó durante 348 años, de 1556 a 1905. Los minerales de oro y plata se disuelven por la acción complejante del ión cloruro, si existe el ion cúprico, la disolución se favorece. Una vez disueltos el oro y la plata forman una amalgama al entrar en contacto con mercurio (Johnson y Whittle, 1999). Los minerales se molían en húmedo por varios días, se agregaba una mezcla de sal común y magistral (calcopirita "reverberada" u oxidada que formaba sulfatos de hierro y cobre) y se dejaban en contacto con una capa de mercurio que previamente se había extendido en un piso circular. Antúnez ( 1964) propone que se usaban 2.51 kg de sulfato de cobre por tonelada de minerales tratados. Cuando la amalgama se saturaba de oro y plata, se removía y el mercurio se recuperaba por destilación. El oro se separaba del concentrado disolviendo la plata en ácido sulfúrico, esta operación se realizaba en la casa de moneda (Fernández, 1879). Aunque no existen evidencias documentadas de que la amalgamación liberó acidez durante el tratamiento, el proceso llamado de reverberación se refiere a la oxidación de la calcopirita para producir el magistral (sulfato de hierro y cobre), necesario para la formación de la amalgama. En las condiciones que existían por la presencia de calcita en las vetas, la calcopirita inicialmente debió oxidarse a través de la reacción con oxígeno (Plumlee, 1999): 2+ 2+ 2- CuFeS2 (s) + 4 02 (g) - Cu (aq) +Fe (aq) + 2 S04 (aq) (2.4) En medio ácido (posiblemente de manera local se oxidaron también granos de pirita y en ausencia de calcita) el agente oxidante es el ion férrico, que produce protones: CuFeS2(sl + 16 Fe3+(aq¡ + 8 H20 - Cu2+ + 17 Fe2\aq) + 2 SO/-(aq) + 16 H+(aq) (2.5) Sin embargo si hubo generación de acidez cuando se "reverberaba" la calcopirita, esta fue neutralizada por los carbonatos que también eran molidos. La eficiencia de la amalgamación era muy baja principalmente por la molienda que dejaba granos muy grandes, el 50 % de las partículas tenía tamaños mayores a 250 µm (Fernández, 1879). Debido a que las eficiencias en la recuperación eran notablemente mayores cuando el oro se encontraba en estado libre (75 %) que asociado con sulfuros (menos del 40 %), parte de las menas también eran oxidadas ó "reverberadas" para liberar al oro de lo sulfuros (Antúnez, 1964). La amalgamación produjo 26,408 t de plata y durante el proceso se fue con los residuos al menos una cantidad equivalente de mercurio (Antúnez, 1964). Una cifra preliminar del mercurio liberado en el Distrito de Guanajuato es de 30 a 20 mil toneladas, el que posiblemente se encuentre en los sedimentos, gradiente abajo de las haciendas de beneficio. Johnson y Whittle (1999) estiman 35 Marco geológico e historia de extracción del Distrito de Guanajuato que en el territorio Mexicano se liberaron más de 100,000 t de mercurio cuando se aplicó el método de patio. Considerando que todo el mercurio extraído en Almadén, España fue utilizado en las minas de México de 1570 a 1820, Camargo (2002) propone que fueron 117,000 t; por otra parte Nriagu (1994) sugiere que fueron 126,000 t. Debido a que los residuos fueron vaciados sm ningún control, todos los jales de amalgamación en el Distrito se encuentran como sedimentos en el río, a menos de que hayan sido removidos y explotados por cianuración como ocurrió de 1905 a 1930. 2.7.3.3 Cianuración La cianuración se aplicó en todo el Distrito de 1905 a 1946. La molienda no cambió mucho y los granos quedaban con más del 50 % a un tamaño mayor a 200 µm (Antúnez, 1964). Los jales que resultaron de la cianuración fueron vaciados al cauce del río hasta 1934, posteriormente se depositaron en presas de jales. Todos los jales de cianuración fueron construidos sin considerar obras de desviación del drenaje de la cuenca de depósito y han sufrido erosión. El tamaño de grano favorece la difusión de oxígeno y percolación de humedad y los sulfuros posiblemente se encuentran oxidados. Al igual que el mercurio con el proceso de amalgamación no existen evidencias de las posibles afectaciones al ambiente por el cianuro liberado. Actualmente menos del 20 % de los minerales extraídos en el Distrito se procesan por cianuración. 2.7.3.4 Flotación bulk La flotación bulk se implantó en el Distrito desde 1946 (Archivo General de la Nación, 1947) y recupera a las fases de sulfuros, principalmente la pirita. Los residuos de flotación en el Distrito de Guanajuato se encuentran empobrecidos en sulfuros respecto a la mena de origen, sin embargo se encuentran varios millones de toneladas de estos jales que pueden representar un riesgo al ambiente porque aún tienen cantidades de sulfuros mayores al 1 % (Ramos-Ramírez, 1991). La SCMMSFG utiliza actualmente en su planta de beneficio de 25 a 50 g por tonelada del espumante polipropilenglicol así como de 35 a 50 g f 1 del colector amil-xantato de potasio, el pH del proceso es entre 7.5 y 8. Ocasionalmente se agrega meta silicato de sodio ( 1 O g f 1 ) para deprimir a la sílice (Archivos de producción SCMMSFG, 2002). La flotación tiene una eficiencia promedio de recuperación de 85 % de pirita, 87.5 % de oro, 88.6 % de plata y 47.4 % de cobre; el material que no flota (más del 95 % del original) se manda al depósito de jales (SCMMSFG, 2002). 36 Marco geológico e historia de extracción del Distrito de Guanajuato La molienda es un factor muy importante, por ejemplo, la SCMMSFG muele el material dejando el 80 % a < 100 mallas (250 micras) y en los molinos, se tiene un desgaste de las bolas de 2.6 kilos de hierro-bola por tonelada de material molido; este material termina en los depósitos de jales (SCMMSFG, 2002). La Compañía minera Las Torres explotaba un yacimiento de stockwork donde el tamaño de los granos de sulfuros es pequeño y molía a un tamaño del 80% a < 200 mallas (125 micras). Los jales de flotación presentan alta variabilidad espacial en sus propiedades, el principal factor que la controla es el origen geológico, ya que las compañías mineras establecidas en el Distrito explotan más de una mina con diferentes condiciones de oxidación. Otra fuente de variación es el método de "aguas arriba" por el que se han construido los jales rellenando las cañadas. Durante la formación del depósito se desarrolla una clasificación gravimétrica: las partículas gruesas sedimentan cerca de la cortina de retención, donde se vacían los lodos y las arcillas migran en suspensión hacia los extremos distales. Los reactivos dispersantes utilizados en la flotación producen la formación de estratos finos, alternándose capas de 5 a menos de 1 cm de grosor con texturas arenosas y arcillosas en cada etapa de depósito. Los estratos arenosos y las zonas proximales tienen alta permeabilidad y se encuentran bien aireados favoreciendo condiciones oxidantes, en las zonas distales se estanca el agua en la superficie y esto favorece condiciones reductoras (Ramos-Arroyo y Siebe-Grabach, 1998). Algunas presas de jales pueden considerarse yacimientos de baja ley de oro y plata, en el Distrito de Guanajuato contienen de 0.15 a 0.54 g f 1 de Au y de 14 a 42 g f 1 de Ag (Ramos-Ramírez, 1991); si el precio del oro y de la plata subiera ó se desarrollara un método metalúrgico relativamente barato, estos depósitos representarían un potencial económico. 2.8 Hipótesis sobre la generación de acidez en jales y rocas Puede estimarse la capacidad de neutralización neta de acidez (CNNA) en los jales cuantificando los moles de minerales generadores de acidez (sulfuros haciendo una especiación de azufre) y los moles de minerales con capacidad de neutralización ó los carbonatos (White et al., 1999). Se asume que la pirita se encuentra en contacto con la calcita y que la oxidación y neutralización ocurren simultáneamente, como se representa (Plumlee, 1999): 4FeS2(sl + 8CaC03(sl + l 502(gl + 6H20 ~ 4Fe(OH)J brechas > stockwork (Mango, 1992). Además son muy importantes las relaciones texturales entre sulfuros y minerales con baja tasa de intemperismo como cuarzo y feldespatos. NW 2500 111 2 km SE Las Torres CaCO, en las vetas Figura 2.5. Sección transversal de la zona central de la Veta Madre mostrando la distribución de calcita y pirita, exageración vertical 2X. Tmp: intrusivo Peregrina. b) Condiciones de oxidación naturales. En las menas oxidadas parte de los sulfuros se han transformado y la capacidad de generación de acidez depende de la presencia de minerales secundarios que al disolverse liberan protones (Dold, 1999). c) Proceso de beneficio. El tamaño de grano de la molienda determina la exposición de los sulfuros a los agentes atmosféricos y controla los aportes de agua y oxígeno. Los procesos de amalgamación y cianuración molían a grano grueso y sólo la fracción de los sulfuros que resultaron expuestos se ha oxidado. La flotación requiere que los sulfuros se encuentren libres para el contacto con los reactivos, la molienda se ajusta a los tamaños de los granos que contienen oro y plata para liberarlos de las matrices de cuarzo y feldespato en que pueden encontrarse encapsulados. La calcita en los jales es función de su concentración en la ganga y se relaciona con la alteración hidrotermal de las rocas encajonantes. En el cuadro 2.3 se resumen las alteraciones que se presentan en el Distrito de Guanajuato y su influencia tanto en la generación como en la neutralización de acidez. El único tipo de alteración hidrotermal que favorece a la capacidad de neutralización de acidez es la propilítica, que se encuentra muy extendida, por más de 1 O km desde el centro de la veta. Es más fuerte en rocas de composición máfica como el CVSG y en intrusivos Mesozoicos (Mango, 1992). La calcita varía desde concentraciones bajas en las minas del Norte (Cebada, Valenciana, Cata y Rayas) hasta ser el mineral de ganga dominante en la mina Las Torres, localizada al Sur (Randall-Roberts et al., 1994). 39 Marco geológico e historia de extracción del Distrito de Guanajuato Cuadro 2.3 . Relación del tipo de alteración hidrotermal con características de las rocas . CGA- capacidad de generación de acidez, CNA: capacidad de neutralización de acidez (adaptada de Plumlee, 1999). Alteración Productos Efectos químicos Efectos físicos Ubicación en la zona Argílica Caolinita, ilita, Disminuye CNA Disminuye la En el primer metro montmorilonita, Aumenta CGA permeabi 1 id ad en las en las vetas pirita, clorita fracturas por arcil las Fílica Cuarzo, sericita, Di sminuye la Principalmente en pirita Aumenta CGA permeabilidad en rocas intrusivo Peregrina y fracturas Grano grueso del Potásica Feldespato potásico, feldespato Disminuye Principalmente en biotita disminuye permeabilidad riolita La Bufa reactividad Calcita, clorita, Disminuye Muy extendida > 10 AumentaCNA km desde el centro pirita epidota permeabi 1 id ad de las vetas Propilítica Disminuye Localizada en las Silícica Cuarzo Disminuye CNA permeabilidad y vetas, en veta La aumenta la dureza Sierra extendida Las rocas que afloran en el Distrito tienen concentraciones bajas de calcita y pirita, salvo la formación Esperanza en el CVSG. Tanto el conglomerado Guanajuato como las rocas volcánicas por naturaleza no contienen carbonatos, a menos que presenten alteración propilítica. La formación Esperanza tiene variaciones fuertes en su estratigrafía respecto a los contenidos de calcita y pirita: en esta unidad se encuentran tanto facies de esquistos negros y dos yacimientos de sulfuros masivos (con altas concentraciones de pirita y metales base) que localmente tienen alta capacidad de generación de acidez así como facies de caliza. No se ha desarrollado aún una cartografía de esta unidad considerando sus diferentes facies y el potencial de generación y neutralización de acidez. En el cuadro 2.4 se proponen los porcentajes de pirita y calcita en los tres sistemas de vetas y en las zonas dentro de la Veta Madre: en el centro en las minas de La Valenciana Cata y Rayas (VMC profundo), en la zona somera de la parte central en la mina San Vicente (VMC somero) y en la mina Las Torres, al Sur (VM Sur). Se propone que según su origen, los jales resultantes tendrán el orden relativo de cantidades de pirita: VMC profundo (1 a 10 %) > La Sierra (1 a 5 %) ::::: La Luz (1 a 5 %) > VM Sur (la 5 % en un stockwork) > VMC somero (0-5 %, según Ja oxidación de la mena). Para los contenidos de calcita: La Luz (más del 25 %) > VM Sur (10 a 20 % ) > La Sierra (5 a l O%)::::: VMC somero (5 a 1 O%) ::::: VMC profundo (5 a 1 O%). 40 Marco geológico e historia de extracción del Distrito de Guanajuato Cuadro 2.4. Cantidades de pirita y calcita según cada veta y zonas dentro de la Veta Madre (VM). Veta Tipo de mena y % FeS2 % CaCOJ encajonante La Luz Filón en calizas y 1 - 5 > 25 volcánicas Brechas y La Sierra stockwork en 1 - 5 5 - 1 o andesitas VM centro Filón en Somero conglomerado y o - 5 5 - 10 oxidación f. Esperanza Brechas en VM centro conglomerado y 1- 10 5 - 10 profundo f. Esperanza Stockwork en VM Sur 1 - 5 10 - 20 riolita Puede plantearse también un orden relativo de la CNNA que tendría cada yacimiento: La Luz > VM Sur > VMC somero ;:.::: La Sierra ;:.::: VMC profundo. Los jales que provienen de las zonas bajas de los yacimientos pueden tener capacidad de generación de acidez debido a los altos contenidos de sulfuros en la mena, la cantidad de calcita presente en la ganga (dependiente del tipo de alteración hidrotermal en cada sección del yacimiento) es el factor que controlará la generación de acidez. 2.9 Conclusiones La compilación de la historia de extracción en un Distrito minero es muy útil para plantear hipótesis sobre los escenarios ambientales que pueden presentarse. En el Distrito de Guanajuato se han generado aproximadamente 95 Mt de residuos provenientes de vetas epitermales, algunos jales pueden tener capacidad de generar acidez y liberar los EPT que contienen (As, Cd, Cu, Pb, Se y Zn de las vetas) además de Hg por la amalgamación y cianuro. El vertido de los jales de amalgamación al río Guanajuato ha ocasionado vanas inundaciones de consecuencias catastróficas además pueden provocar impactos adicionales al ambiente por la presencia de EPT y mercurio residual. 41 Marco geológico e historia de extracción del Distrito de Guanajuato Los residuos de cianuración fueron vaciados al río de 1895 a 1934, hasta que se construyeron los primeros depósitos de jales, sin embargo de 1934 a 1946 no se contemplaron obras de desviación del drenaje natural y estas estructuras pueden estar fuertemente erosionadas. Comparativamente, los jales de flotación construidos desde 1946 si consideraron la desviación del drenaje en las cuencas de depósito. Trabajos preliminares muestran que los jales no han presentado en la actualidad liberación de acidez debido a la mayor cantidad de calcita respecto a pirita. La presencia de pirita y calcita en las rocas depende del tipo de alteración hidrotermal. La alteración argílica, que se encuentra muy localizada en las vetas, aporta pirita; y la propilítica, que se encuentra muy extendida en el distrito, es el único tipo de alteración que aporta calcita y favorece a la capacidad de neutralización de acidez. La pirita varía en cada veta, se ha observado que los contenidos en las vetas siguen el orden relativo: VMC profundo > La Sierra::::: La Luz > VM Sur > VMC somero. Las rocas en el Distrito no contienen calcita, salvo las propilitizadas y las facies de caliza de la formación Esperanza en el CVSG. La calcita varía desde concentraciones bajas en las minas del Norte (Cebada, Valenciana, Cata y Rayas) hasta ser el mineral de ganga dominante en la mina Las Torres, localizada al Sur. Según el yacimiento de origen existe un orden relativo del potencial de neutralización de acidez: La Luz > VM Sur > VM centro somero ::::: La Sierra ::::: VM centro profundo. Los jales que tienen como origen las partes bajas de los yacimientos son los que tienen mayor potencial de aportar acidez y EPT al ambiente en el Distrito minero de Guanajuato. 2.10 Referencias bibliográficas Antúnez E.F., 1964. Monografía Histórica y Minera del Distrito Minero de Guanajuato, México, Consejo Nacional de Recursos Naturales no Renovables, publicación 17-E, 589 p. Archivo General de la Nación (AGN), Dirección del Archivo Histórico Central, 1934. Expediente 434.1/211, Se declara el agotamiento de la veta en la mina " La Valenciana", 30 p. Archivo General de la Nación (AGN), Dirección del Archivo Histórico Central, 1947. Expediente 606.1/33, Informe del Gerente General Relativo a las Operaciones de la Sociedad Cooperativa Minero- Metalúrgica "Santa Fé de Guanajuato" No. 1, S.C.L., Noviembre de 1947. Se realizan pruebas metalúrgicas para probar la factibilidad del método de flotación en minerales del Distrito Minero de Guanajuato, 42 p. Asociación de Ingenieros de Minas, Metalurgistas y Geólogos de México, A.C. (AIMMGM), 1993. Manual de Presas y Depósitos de Jales, CIGB ICOLD, Boletín 45, 80 p. 42 Marco geológico e historia de extracción del Distrito de Guanajuato Baker, B.J., Banfíeld J.F., 2003. Microbial communities in acid mine drainage, FEMS Microbiology Ecology, 44, 139-152. Buchanan L.J., 1979. The Las Torres mine, Guanajuato, México. Ore controls of a fossil geothermal system, Colorado, Colorado School of Mines, tesis doctoral , 138 p. Butzer K., Butzer E., 1997. The "natural" vegetation of the Mexican Bajío: archiva! documentation of the 16th Century savanna environment, Quaternary lnternational, 43/44, 161-172. Camargo, J.A., 2002. Contribution of Spanish - American silver mines (1570 - 1820) to the present high mercury concentrations in the global environment: a review. Chemosphere, 48, 51-57. Carrillo-Chávez A., Morton-Bermea O., González-Partida E., Rivas-Solórzano H., Oesler G. , García-Meza V., Hernández E., Morales P., Cienfuegos E., 2003 . Environmental geochemistry of the Guanajuato Mining District, Mexico. Ore Geology Reviews, 23, 277-297. Castro-Larragoitia, J., Kramar U., Puchelt H., 1997. 200 years of mining activities at La Paz/ San Luis Potosí/ México. Consequences for environment and geochemical exploration, Journal of Geochemical Exploration, 58, 81-91. Clark K.F., Foster C.T., Damon P.E., 1982. Cenozoic mineral deposits and subduction - related magmatic ares in Mexico, Geological Society of America Bulletin, 93, 533-544. Comisión Nacional del Agua (CNA), 2000. Manual de Presas de Jales, México, Subdirección General Técnica, Gerencia de Ingeniería Básica y Normas Técnicas, 120 p. Consejo de Recursos Minerales (COREMI), 1992. Monografía Geológico - Minera del Estado de Guanajuato, México D.F. , Subsecretaría de Minas e Industria básica de la Secretaría de Energía, Minas e Industria Paraestatal, México, primera Edición, 136 p. Dold, B., 1999. Mineralogical and geochemical changes of copper flotation tailings 111 relation to their original composition and climatic setting-implications for acid mine drainage and element mobility: Département de minéralogie, Université de Geneve, tesis doctoral, xiii + 230 p. Dudka S., Domy C.A., 1997. Environmental impacts of metal ore mining and processing: A Review, Journal of Environmental Quality, 26, 590-602. Fernández, V., 1879, Práctica del beneficio de minerales de plata auríferos usado en el Distrito de Guanajuato llamado de patio, La Naturaleza, 4, 1877-1879. Galindo-Montiel, J.Y., 1993. La Producción en el Distrito Minero de Guanajuato Desde el S. XVII Hasta la Epoca Actual. Universidad de Guanajuato, Facultad de Minas, Metalurgia y Geología, tesis de maestría, 357 p. Gray N.F., 1997. Environmental impact and remediation of acid mine drainage: a management problem, Environmental Geology, 30, 62-71. Gross W.H., 1975. New ore discovery and source of silver - gold veins, Guanajuato, México, Economic Geology, 70, 1 175-1 189. 43 Marco geológico e historia de extracción del Distrito de Guanajuato Guiza R., Rendón F., Baltierra J.J., 1949. Estudio Geológico del Distrito Minero de Guanajuato, Gto. (zona de la veta Madre), México, Instituto Nacional para la Investigación de Recursos Minerales, Boletín 22, 75 p. Heald P., Foley N .K. , Hayba D.O., 1987. Comparative anatomy of volcanic - hosted epithermal deposits: acid - sulfate and adularia - sericite types, Economic Geology, 82, 1-26. Humboldt A., 1822. Ensayo Político Sobre el Reino de la Nueva España, México, Editorial Porrüa, S.A. Quinta Edición 1991, 698 p. Jáuregui de Cervantes A., 1998. Relato histórico de Guanajuato, Guanajuato, Gto., Ediciones La Rana, Instituto de Cultura del Estado de Guanajuato, 189 p. Johnson, D.A., Whittle K., 1999. The chemistry of the Hispanic - American amalgamation process, Journal Chemical Society Dalton Translations, 4238-4239. Larocque A.L., Rasmusen P.E., 1998. An overview of trace metals in the environment, from mobilization to remediation, Environmental Geology, 33, 85-91 . Mango, H.N., 1992. Origin of epithermal Ag - Au - Cu - Pb - Zn mineralization on the Veta Madre, Guanajuato, México, Dartmouth College, Hanover, New Hampshire, tesis de doctorado, 13 8 p. Martínez-Reyes J., 1992. Mapa geológico de la Sierra de Guanajuato: Universidad Nacional Autonóma de Mexico, Instituto de Geología. Escala 1: 100,000. Martínez-Reyes, J., Vassallo L.F., Franco F.J., 1995 ., Geología y potencial minero de la porción central - poniente del Estado de Guanajuato, folleto de divulgación Estación regional del Centro, Instituto de Geología de la UNAM y Dirección de promoción minera de la Secretaria de Desarrollo Económico, Gobierno del Estado de Guanajuato, 70 p. Miranda-Gasea M.A., 2000. The metallic ore-deposits of the Guerrero Terrane, western Mexico: an overview, Journal of South American Earth Sciences, 13, 403-413. Moore J.N. , Luoma S.N., 1990. Hazardous wastes from large - scale metal extraction, Environment Science and Technology, 24, 1278- 1284. Nriagu, J .O., 1994. Mercury pollution from the past mining of gold and silver in the Americas, The Science of the Total Environment, 149, 167-181. Petruk W., Owens D.R., 1974. Sorne mineralogical characteristics of the silver deposits in the Guanajuato mining district, Mexico, Economic Geology, 69, 1078-1085. Plum lee G.S., 1999. The environmental geology of mineral deposits in The Environmental Geochemistry of Mineral Deposits, Plumlee (ed .), Part a: Processes, Techniques, and Health, Colorado, Reviews in Economic Geology, Society of Economic Geologist, lnc., Colorado, 6A, 71-116. Plumlee G.S., Nash J.T., 1995 . Geoenvironmental models of mineral deposits - fundamentals and applications In du Bray E.A. (ed.), Preliminary descriptive geoenvironmental models of mineral deposits: U.S . Geological Survey Open-File Report, 1-9. 44 Marco geológico e historia de extracción del Distrito de Guanajuato Plumlee G.S., Smith K.S., Berger B.R., Foley-Ayso N ., Klein, O.P., 1995. Creede, Comstock and Sado epithermal vein deposits In du Bray E.A. (ed .), Preliminary descriptive geoenvironmental models of mineral deposits: U.S . Geological Survey Open-File Report, 152-156. Querol F.S., Lowther G.K., Navarro E., 1988. Yacimientos Minerales del Distrito de Guanajuato, Gto., en Salas G. P. (ed .), Geología Económica de México: México, Fondo de Cultura Económica, 515-528. Ramos-Arroyo Y.R., Siebe-Grabach C.D., 1998. Variabilidad espacial de condiciones geoquímicas en presas de jales: Actas INAG EQ, 4, 51-63 . Ramos-Ramírez E., 1991. Reconstrucción mineralógica de los jales de Guanajuato y el estudio sobre el seguimiento de las especies químicas contenidas en sus componentes no metálicos, Facultad de Ciencias Químicas, Universidad de Guanajuato, México, tesis maestro en ciencias, 135 p. Randall-Roberts J ., 1990. Geology of El Cubo mine and area, Guanajuato, México in Clark, K. F. (Editor) Mexican Silver Deposits Guidebook, Society of Economic Geologists Field Conference: SEG Guidebooks Series, 6, 213-227. Randall-Roberts J .A., Saldaña E., Clark K.F., 1994, Exploration in a Volcano-Plutonic Center at Guanajuato, México, Economic Geology, 89, 1722-1751. Robertson W.D., 1994, The physical hydrology of mill-tailings impoundments in J .L. Jambor and D.W. Blowes (eds.), Short Course Handbook on Environmental Geochemistry of Sulfide Mine - Wastes, Mineralogical Association of Canada, 1-18. Sociedad Cooperativa Minero Metalúrgica Santa Fé de Guanajuato S.A. de C.L. (SCMMSFG), 2002. Archivos de producción de 1977 a 2001: Guanajuato, México, 1460 p. Salomons W., 1995. Environmental impact of metals derived from mining activities: Processes, predictions, prevention, Journal of Geochemical Exploration, 52, 5-23 . Yassallo L.F., Martínez-Reyes J., París, J.P, 1996. Estructuras circulares y lineales en el Distrito Minero de Guanajuato, México y su significado en la prospección minera, Revista Mexicana de Ciencias Geológicas, 13 , 252 - 257. Vasallo L.F. , 1988. Características de Ja composición mineralógica de las menas de la Veta Madre de Guanajuato, Revista del Instituto de Geología, UNAM, 7: 232-243. Wandke A., Martínez J., 1928. The Guanajuato Mining District, Guanajuato México: Economic Geology, XXIII, 1, 1-44. White 111 W.W., Lapakko K. A., Cox R. L., 1999, Static test methods most commonly used to predict acid- mine drainage : practica! guidelines for use and interpretation: in The Environmental Geochemistry of Mineral Deposits, Plumlee (ed.), , Part a: Processes, Techniques, and Health: Colorado, Reviews in Economic Geology, Society of Economic Geologist, lnc. , 6A, 325-338. 45 Procesos geoquímicos en depósitos de jales CAPITUL03 3.- Procesos geoquímicos que ocurren en los depósitos de jales: planteamiento de escenarios teóricos para jales del Distrito de Guanajuato. 3.1 Resumen En este capítulo se describen los procesos geoquímicos que controlan la movilidad de elementos con potencial tóxico (EPT: As, Cu, Pb y Zn) en los depósitos de jales. Se propone el uso del programa PHREEQC2 far Windows como una aproximación para conocer el potencial de acidificación y liberación de elementos con potencial tóxico de muestras de jales. Para el desarrollo de las simulaciones se utilizó como archivo de entrada la composición en moles kg- 1 de los sulfuros pirita (FeS2), arsenopirita (FeAsS), calcopirita (CuFeS2), galena (PbS) y esfalerita (ZnS) de una muestra con concentraciones altas de metales . La muestra proviene de un yacimento profundo en la parte Central de la Veta Madre (mina de Rayas). Se considera la oxidación total de los sulfuros contenidos en 1 kg de la muestra en 1 L de agua agregando oxígeno disuelto para conocer el caso extremo de acidificación y de concentraciones de EPT disueltos. A la disolución resultante de la oxidación total se agregó calcita para observar el papel que tiene la variación del pH en el control de la solubilidad de los EPT, ya sea por precipitación de fases secundarias (carbonatos y sulfatos) ó por adsorción en la superficie de ferrihidrita formada in situ. También se simuló la precipitación de sulfuros secundarios al agregar metano para favorecer el proceso de sulfato-reducción. La solubilidad de As es controlada por adsorción en el rango de pH de ácido a neutro y se libera a pH alcalino. El Cu es controlado por adsorción en ferrihidrita y por precipitación como brocantita [C~(OH)6S0 4 ] y malaquita [Cu2(0H)2C03]. El Pb precipita como anglesita (PbS04) a pH ácido y de pH neutro a alcalino se adsorbe en ferrihidrita y también puede precipitar como hidróxido [Pb(OH)2]. El Zn casi no se adsorbe debido a su baja afinidad por los sitios de adsorción en ferrihidrita al competir con otros metales y sólo precipita como Zn(OH)2 a pH superior a 6.5. Al simular la sulfato-reducción precipitan los sulfuros pirita, calcopirita, galena y esfalerita, no se apreció precipitación de arsenopirita y bajo éstas condiciones el As permanece en solución. 46 Procesos geoquímicos en depósitos de jales 3.2 Introducción En los yacimientos minerales los EPT se encuentran pincipalmente como sulfuros metálicos y en menor medida como óxidos y carbonatos en las zonas someras que se han oxidado. Los minerales extraídos luego de ser molidos y sometidos a un proceso de beneficio, son confinados en depósitos de jales, donde tienen un tamaño menor a 500 µm y pueden oxidarse por los agentes atmosféricos, generando acidez y liberando los EPT a las fases acuosas. La figura 3 .1 es un modelo de las interacciones entre las fases que coexisten en un depósito de jales. Las fases sólidas pueden clasificarse según su origen y reactividad en: sulfuros que generan acidez al oxidarse (FeS2, CuFeS2 y FeAsS), sulfuros que no generan acidez al oxidarse (PbS y ZnS), fases que neutralizan acidez (calcita y algunos aluminosilicatos), fases poco reactivas (feldespatos, cuarzo) y fases sólidas secundarias (carbonatos oxi-hidróxidos y sulfatos). Infiltración de agua y difusión de 0 2 desde la atmósfera :' (_-' Granos minerales ,r - ' -- , primarios en una matriz _, porosa As5+ + Zn+2 t As3+ ------------ -........ _ Pb2>', ' \ 1 1 ..... 1 Ca2+ Q Agua • Oxigeno atmosférico Q Sulfuros que generan acidez al oxidarse ,,.. ... -- .... , ',, __ , / Sulfuros que no generan acidez al oxidarse CaC03 y otras fases que aportan alcalinidad Fases poco reactivas: feldespatos, cuarzo o Fases sólidas secundarias ..---- • Procesos redox en solución ........ 1---1 .. ._ Procesos que controlan la solubilidad de EPT Figura 3. 1. Modelo de las interacciones entre las fases minerales que existen en un depósito de jales. 47 Procesos geoquímicos en depósitos de jales Los procesos que se discutirán se indican por números entre paréntesis, Jos cuales son: • Oxidación de sulfuros. Libera acidez, altas concentraciones ·de sulfatos y EPT a la fase acuosa (encerrados en un óvalo de línea punteada). La oxidación puede ser de naturaleza abiótica, por oxígeno disuelto a valores de pH mayores a 4 (proceso 1 ); o por el ión férrico, que es utilizado por algunas comunidades bacterianas como aceptor final de electrones, a pH menor a 4 (proceso 2). La oxidación conlleva la hidrólisis del ión férrico que produce ferrihidrita (proceso 3). • Sulfato-reducción (proceso 4), controla la solubilidad de los EPT al precipitarlos como sulfuros secundarios, genera alcalinidad. • Neutralización de la acidez por calcita (proceso 5). El equilibrio entre protones y los aniones carbonato y bicarbonato regula los valores de pH y tiene influencia directa en las reacciones de precipitación y adsorción. • Precipitación de los EPT como sulfatos ó carbonatos (proceso 6), favorecida a pH alcalino; puede ser reversible si vuelve a presentarse acidificación en el medio. • Adsorción de EPT en la superficie de ferrihidrita y otros oxi-hidróxidos formados in situ (proceso 7). Si hay condiciones reductoras esta reacción se vuelve reversible ya que se disuelve la ferrihidrita liberando a los EPT. En fase acuosa se presentan reacciones entre los EPT y los aniones mayores (Cr, HC03-, co/-, so/-) y las especies de EPT disueltas se distribuyen entre libres ó complejadas. Los EPT en disolución precipitan o son adsorbidos según la especie acuosa en que se encuentran. Otras reacciones que también llegan a presentarse en los jales y que no son tratadas en este capítulo son la complejación de Jos EPT con sustancias orgánicas disueltas y el intercambio catiónico. E d. l . ' . d . l . (A 3+ A S+ F 2+ F 3+ s2- S6+) El n 1so uc10n existen pares e especies e ectroactivas s - s , e - e , - . comportamiento de las especies de As esta bien documentado (Smedley y Kinniburgh, 2002 ; y el número 19 de 2004 de la revista Applied Geochemistry trata del comportamiento geoquímico del As). El hierro y el azufre al presentarse en fases sólidas tienen papeles predominantes en Ja . solubilidad de los EPT. El azufre se encuentra principalmente como sulfuros en los yacimientos, al oxidarse se libera en disolución como sulfato, el cual a su vez es utilizado por comunidades de bacterias sulfato-reductoras que lo transforman en sulfuros (Baker y Banfield, 2003). El ión ferroso se encuentra principalmente como sulfuros, además de formar carbonatos; el ión férrico se encuentra principalmente en los oxi-hidróxidos. En condiciones oxidantes, los oxi-hidróxidos adsorben a los EPT en su superficie; sin embargo en ausencia de oxígeno, estos compuestos son 48 Procesos geoquímicos en depósitos de jales utilizados por poblaciones microbianas para oxidar a la materia orgánica (Froehlich et al. , 1979) y los EPT anteriormente retenidos son liberados. En condiciones reductoras y presencia de sulfuro, los EPT precipitan como sulfuros secundarios. Se proponen los controles de solubilidad para los EPT que pueden presentarse en los jales del Distrito de Guanajuato en función de las condiciones redox utilizando el programa PHREEQC2 for Windows (Parkhurst y Appelo, 1999). Se considera la disolución total de una muestra con altos contenidos de sulfuros metálicos (colectada en un yacimiento profundo en la Veta Madre) por oxígeno disuelto. A la disolución resultante se agregó secuencialmente calcita para contrastar los procesos que controlan la solubilidad de los EPT: precipitación de fases secundarias y la adsorción en ferrihidrita. También se simuló el proceso de sulfato-reducción agregando metano para observar el control por precipitación de sulfuros secundarios. 3.3 Oxidación de sulfuros y su cinética 3.3.1 Definición del potencial redox El potencial redox (pe ó Eh) es una expresión de la transferencia de electrones que ocurre en la naturaleza (Langmuir, 1997). Los mecanismos bioquímicos y las reacciones inorgánicas que se producen en el ambiente consumen y generan energía que se manifiesta como flujos de electrones hacia sustancias que tienen en sus átomos orbitales libres y disponibles para su ocupación (especies electroactivas). Las especies electroactivas son de elementos que en las condiciones de la superficie terrestre presentan diferentes estados de oxidación, como por ejemplo el azufre con los iones sulfuro (S2º) y sulfato (Sol·) y el hierro con los iones ferroso (Fe2+) y férrico (Fe3+). En un sistema natural existen varios pares de especies electroactivas. Cada par define un pe (Eh) con una magnitud numérica característica. El Eh de una fase acuosa podría medirse por potenciometría directa entre un electrodo de referencia y uno inerte (generalmente de Pt), sólo si la reacción es rápida y reversible y si el electrodo es selectivo hacia un par redox sencillo. Por lo general, los electrones que producen el potencial que genera Ja lectura en el electrodo provienen de un proceso que involucra a más de un par de especies electroactivas y que no se encuentran en equilibrio mutuo de transferencia de electones (Nordstrom, 1986). Las ecuaciones donde intervienen especies electroactivas no necesariamente representan reacciones químicas que ocurran en la realidad: el concepto de electrón libre en solución acuosa es sólo un modelo para expresar este proceso y siempre se produce una reacción complementaria para abastecer o consumir los electrones (Stumm y Morgan, 1981 ). 49 Procesos geoquímicos en depósitos de jales Para cuantificar el potencial redox, se utiliza por convención el electrodo estándar de hidrógeno (SHE, por sus siglas en inglés), que consiste de un electrodo de platino en contacto con una solución de protones de actividad ( aH+) igual a 1, a una presión de l atmósfera y a una temperatura de 25°C (figura 3.2 a). En la figura 3.2 b) se muestra una celda electroquímica, compuesta por dos medias celdas, A y B, conectadas por un puente salino que funciona como conductor de electrones. En la media celda A, el electrodo de platino idealmente se comporta como un medio inerte de transferencia de electrones hacia ó desde la disolución. Considerando al par Fe3+/Fe2+, la reacción del electrodo se representa por la ecuación: a) PI metálico impregnado con Pt de grano fino \+ Fe· (aq) + e (aq) ~ gas H2 a 1 atm de presión Solución de H • a= 1 alambre de A 2+ Fe (aq) R s puente salino ( 3.1 ) H 2 (g)(1 atm) aH• = 1 B Figura 3.2. a) Electrodo estándar de hidrógeno y b) celda electroquímica para cuantificar cambios de potencial redox, adaptadas de Stumm y Morgan ( 1981 ). Si la reacción 3.1 procede hacia la derecha, el electrodo de Pt remueve electrones desde A, si procede hacia la izquierda, el electrodo abastece de electrones a la solución. Sólo se produce reacción si el electrodo se encuentra conectado con una fuente o un sumidero de electrones, (fuerza electromotriz o Eh), de tal manera que el potencial eléctrico que adquiere el electrodo refleja la tendencia de los electrones a "escapar" hacia la disolución. Por convención la tendencia se representa como una "actividad de electrones" ae", por analogía con el pH se asume: pe = -loglüae· (3.2) La constante de equilibrio para la reacción (3 . l) es: Keq = aFe2+ /(aFe3+ae·) ( 3.3) o en términos de ae·: 50 Procesos geoquímicos en depósitos de jales ( 3.4) Considerando ahora la media celda B, la constante de equilibrio para este caso es: KsHE = PH2112/(aH+ae·) ( 3.5) Si se promueve intercambio de e·s en las dos medias celdas, se produce la reacción global: 3+ F 2+ H+ Fe (aq) + Y2 H2(g) ~ e (aq) + (aq¡ ( 3.6) La dirección de la reacción sigue una tendencia a moverse desde la media celda que tiene mayor actividad de electrones hacia la de menor actividad. Con un voltímetro (V) se puede registrar la diferencia de potencial (Eh) entre los dos electrodos, debido a que por convención el potencial del SHE es cero; Eh representa el potencial de electrodo para la media celda A. La cantidad de electrones en una solución (su nivel redox ó Eh), se expresa en unidades de volts (V) o en unidades de actividad de electrones (ae· o pe). Eh y pe se relacionan por la ecuación: pe= Eh (F)/2.303 RT ( 3.7) Donde Fes la constante de Faraday (9.648 X 104 e mor1) R la constante universal de los gases (8.314 J ºK- 1 mor') T la temperatura absoluta (ºK), se considera la temperatura estándar 25°C ó 298º K. 2.303 aparece de la conversión de logaritmos naturales a loglO . Sustituyendo las constantes: pe= 16.9 Eh ( 3.8) La energía libre de Gibbs puede relacionarse con el voltaje desarrollado por una reacción en una celda electroquímica, considerando a la ecuación ( 3.6 ): o l [ F 2+ + /[ 3+ H 112] '1G reacción= '1G + RT n (a e )(aH )] (aFe )P 2 ( 3.9) Y dado que, por convención, aH+ = PH2 = 1; '1G = '1G0 + RT In aFe2+/aFe3+ (3.10) Puede considerarse a la energía electroquímica como una expresión de la energía libre: '1G = -nFEh, ó en estado estándar: t1Gº = -nFEhº Donde n es el número de electrones transferidos Dividiendo la ecuación (3.1 O) por -nF: -'1G = - t1G0 - RT nF nF nF Substituyendo la ec. (3.11 ): In aFe2+ aFe3+ Eh= Eº - RT/nF In aFe2+/aFe3+ ( 3.11 ) ( 3.12) ( 3.13) Eº es el potencial de electrodo estándar para el par Fe3+/Fe2+. Los potenciales de electrodo estándar pueden calcularse desde las energías libres estándar de formación (Stumm y Morgan, 51 Procesos geoquímicos en depósitos de jales 1981 ). La reacción general, que se conoce como la ecuación de Nernst, a 25ºC y substi tuyendo constantes da: Eh= Eº+ 0.059 log (producto de actividades de especies oxidadas) (3. 14) n (producto de act. esp. reducidas) El factor 0.059 aparece de sustituir los valores numéricos de la T a 25º C, F la constante de Faraday y R la constante Universal de los gases. El potencial redox de un sistema natural puede conocerse por lectura directa con un electrodo, otra aproximación es el uso de la ecuación de Nernst y los datos de concentraciones de especies electroactivas en solución. Los sistemas expuestos a la atmósfera están en contacto directo con oxígeno, a profundidad su concentración va disminuyendo. El flujo de oxígeno en sedimentos y suelos es controlado por el tamaño de partícula y por el grado de saturación de agua en los poros. Otro factor que limita las concentraciones de oxígeno se debe a su utilización por el metabolismo de poblaciones microbianas. En el cuadro 3 .1 se muestra la secuencia de consumo de agentes oxidantes por el metabolismo microbiano. El cambio en las condiciones de aporte de oxígeno y/o materia orgánica vuelve a transformar las condiciones redox y esta secuencia puede revertirse. Cuadro 3.1 Procesos de oxidación de la materia orgánica, modificada de Walton-Day ( 1999) y de Froelich et al. ( 1979). No. i1Gº* (Kj mo r' de Proceso Reacción reacción g lucosa) Reducción de C H20 +02 ~ C02+ H10 (3 .15) -3 190 oxígeno (3. 16) -3090 Birnessita Reducción de C H20 + 2M n0 2 + 4H+ ~ 2Mn2+ + 3 H10 + C0 2 -3050 Nstutita manganeso -2920 Piro lusita Reducción de l 2CH20 + N03. + 2H+ ~ NH4+ + H10 + 2C02 (3 .17) -2750 nitrato Red ucción de l (3. 18) -1 4 1 O hematita hierro CH20 + 4FeOOH + 8H+ ~ 4Fe2 + + 7 H10 + C02 - 1330 FeOOH Su lfato CH20 + S04 2· + H+ HS- + 2H20 + 2C02 (3. 19) reducción ~ -380 Fermentación CH20 ~ CH4 + C02 (3 .20) -350 de metano * .-1Gº : energías 1 ibres de formación 52 Procesos geoquímicos en depósitos de jales 3.3.2 Oxidación de sulfuros y generación de acidez La generación de acidez en depósitos de jales es controlada por la oxidación de pirita, la cual puede ser abiótica por oxígeno disuelto y biótica por el ión férrico. La tasa de oxidación biótica es de 1 a 5 órdenes de magnitud mayor que la abiótica (Singer y Stumm, 1970). La oxidación abiótica de la pirita, que ocurre a pH mayor a 4 se favorece con un balance adecuado de agua y oxígeno: (Plumlee, 1999): FeS2(sl + 15/4 02 (g) + 7/2 H10 -+ Fe(OH)3(sl + 2SO/-(aq) + 4H+ (aq) (3.21) Se han identificado dos pasos para este proceso, primero hay oxidación del sulfuro por el oxígeno (Singer y Stumm, 1970): F 2+ so 2- + e (aq¡ + 2 4 (aq) + 2H (aql (3.22) Posteriormente ocurre la oxidación de Fe2+ a Fe3+, también por oxígeno: La concentración del oxidante férrico disuelto es limitada por la formación de ferrihidrita a pH cercanos a la neutralidad: Fe(OH) JCs> + 3H\aq) (3.24) Al bajar el pH a menos de 4.0 la bacteria Acidiothiobacillus ferrooxidans utiliza el ión ferroso para sus actividades metabólicas y lo oxida al estado férrico, el pH ácido favorece que permanezca en solución (Baker y Banfield, 2003). El ion férrico es un oxidante más agresivo que el oxígeno y genera cuatro veces más moles de protones (Plumlee, 1999): FeS2 (s) + 14 FeJ+(aq) + 8 H10 -+ 15 Fe2+(aq) + 2S04 2-(aq) + l 6H+(aq) (3.25) Se han estudiado con mucho detalle las cinéticas de oxidación de pirita a diferentes valores de pH (Nicholson et al, 1988; Moses y Herman, 1991 , Nicholson et al., 1990). En la figura 3.3 se muestra la relación de la tasa de oxidación de pirita entre: A) el tamaño de grano y B) la concentración de 0 2 disuelto. En A) se aprecia que la tasa de oxidación incrementa al disminuir el tamaño de grano, a mayor área superficial es más rápida la oxidación. En B) se observa que a bajos niveles de 0 2 disuelto, la tasa de oxidación es más intensa que cuando hay altas concentraciones de oxígeno, disminuyendo la tasa de oxidación hasta llegar a un valor constante. Esto sugiere que la pirita tiene en su superficie un número limitado de sitios que interaccionan con el oxígeno, los cuales llegan a saturarse. La reactividad de la pirita también depende de la textura y del grado de cristalinidad. La pirita de origen sedimentario tiene mayores áreas superficiales disponibles al oxígeno que la de origen hidrotermal, debido a texturas framboidales y microcristalinidad (Nicholson et al., 1988). 53 '7 en '7 ..e o g + 13 02(gJ + 6 H10 ~ 4 Fe2+(aqJ + 4SO/-(aqJ + 4H2As04-(aqJ +4H\aqJ (3 .28) Que también considera la hidrólisis por el ión ferroso: FeAsS + 7/2 02(g) + 6 H10 ~ Fe(OH)3(sJ + SO/-(aqJ + H2As04-(aqJ + 3H+(aq) (3.29) La tasa de oxidación depende del agente oxidante, si éste es el ión férrico, la oxidación de arsenopirita es l O veces superior a Ja de la pirita (Rimstidt et al. , 1994) y si es oxígeno es menor (Mok y Wai, 1994). La esfalerita se oxida según la ecuación (Plumlee, 1999): ZnS(s) + 202(g) Z 2+ so 2- ~ n (aq) + 4 (aq) (3.30) La oxidación de ZnS puede liberar Cd que normalmente sustituye al Zn debido a que tiene la misma carga y radio iónico similar, la oxidación de la esfalerita ferrosa produce acidez. La galena se oxida según la ecuación (Plumlee, 1999): bs O b2+ 2 P (s) + 2 2(g) ~ P (aq) + S04 -(aq) (3.31) La oxidación de galena produce el sulfato de plomo (anglesita) casi instantáneamente, ya que tiene un producto de solubilidad muy bajo y se forman costras de precipitados secundarios que protegen a la galena de posterior oxidación (Plumlee, 1999). Una muestra que contiene sulfuros metálicos, aluminosilicatos y calcita presenta resistencia al intemperismo, la textura de los granos de sulfuros es fundamental. Las texturas framboidal y coloforme se oxidan más rápido que las euhedrales con mayor orden cristalino, además los elementos traza en las estructuras cristalinas desestabilizan a los sulfuros (Plumlee, 1999). Si los granos de sulfuros son muy pequeños (menores a 20 ~tm) y se encuentran inmersos en una matriz de 55 Procesos geoquímicos en depósitos de jales cuarzo ó feldespato , los sulfuros difícilmente se oxidarán a menos que sean expuestos por un molido muy fino (Plumlee, 1999). Las asociaciones entre sulfuros determinan su potencial de reactividad, por ejemplo Cruz et al. (2001 a y 2001 b) demostraron a través de estudios electroquímicos que el contacto de sulfuros con diferente potencial de oxidación controlan la reactividad de la pirita, promoviendo la oxidación o inhibiéndola. Minerales con bajo potencial de electrodo estándar (ZnS con -0. 76 V y PbS con -0.13 V) se oxidan preferentemente cuando están en contacto electroquímico con sulfuros de mayor potencial estándar de electrodo como Ag2S (0.8 V). La hidrólisis de algunas sales férricas también es una fuente de acidez, tanto en zonas de intemperismo natural de yacimientos minerales como en depósitos de jales que ya se oxidaron. Los hidroxisulfatos de hierro jarosita [KFe3(S04)2(0H)6] y schwertmannita [Fe 160 16(0H) 10(S04)3] que se forman en ambientes ácidos y con altas concentraciones de sulfatos, almacenan acidez que puede liberarse en un evento de lluvia (Dold, 1999). La reacción de disolución de jarosita es (Plumlee, 1999): KFe3(S04)2(0H)6 ---+ 3FeO(OH) + K+(aq> + 2SO/-(aqJ + 3H+(aq) (3.32) Para la disolución de schwertmannita Dold ( 1999) propone: Fe16016(0H)1o(S04)3 + 6 H20 ---+ 16 FeO(OH) + 3 SO/-(aq) + 6 H+(aq) (3 .33) 3.3 .3 Procesos de sulfato-reducción En los depósitos de jales, en condiciones de ausencia de oxígeno (en zonas inundadas ó a profundidad), puede revertirse el proceso de oxidación y producirse sulfato-reducción; ésta se favorece por la presencia de altas concentraciones de sulfato en sedimentos y por la rápida acumulación de materia orgánica (Rowell, 1981 ). En condiciones reductoras, la bacteria Desulfovibrio desu(furicans ti ene un papel muy importante en la sulfato-reducción (Fortin et al. , 1996): SO/- + H2S(g) ---+ FeS + 2H20 Posteriormente se produce una reacción con S0 para formar pirita: So - FeS + + e (aq) 56 (3 .3 5) (3.36) o o y > FeSa(5) + 15C0O2(g) + 25 H20 (3.37) Puede apreciarse que éste proceso consume acidez, con una relación de 2 moles de sulfato por mol de protones neutralizados. En éstas condiciones los EPT disueltos pueden precipitarse como sulfuros secundarios debido a los valores de productos de solubilidad tan bajos: CuS de 4 x 10%, FeS de 1 x 107”, PbS de 1 x 10% y ZnS de 4.5 x 10%: sin embargo las altas concentraciones de metales en solución pueden inhibir el desarrollo de comunidades bacterianas sulfato-reductoras (Brierley, 1990). 3.3.4 Procesos de neutralización de acidez En muchos depósitos minerales, los sulfuros ocurren intercrecidos o en proximidad a minerales de carbonatos o aluminosilicatos, que tienen capacidad de neutralizar la acidez. Para simplicidad de cálculos estequiométricos se considera que sólo la pirita genera acidez y sólo la calcita la neutraliza, ésto se expresa por la reacción (Plumlee, 1999): 4FeS(s) + 8CaCOz(5) + 1502(g) + 6H0 > 4Fe(OH)3(s) + 8804 (ag) + 8Ca”* (ag) + 8C 0218) (3.38) El CO, se reparte entre ácido carbónico (H2C0Oy) y los iones bicarbonato (HCOy) y carbonato (COz?) según el pH (figura 3.4). Puede formarse yeso si hay saturación de CaSO4 en solución y la ferrihidrita puede transformarse en un óxido con mayor orden cristalino. El intemperismo de calcita puede plantearse a través de las siguientes reacciones, según el pH: CaCOys, +2 H'ao — Cata + COx() +H20 pH<6 (3.39) CaCOxs) + Hay — Ca” + HCOy (ac) 6 + 16 H+(aq) ~ 2 0 ¡ 5 20 . 7) ede reciarse e ste ceso e i ez, n a i n e oles e lfato or ol e r t nes utrali ados. n tas diciones s T i eltos eden r cipitarse o lf ros ndarios bido s l res e uctos e l bili ad jos: uS e -38, S e - 19, S e -29 nS e . -24; i bargo s lt s centraciones e etales l ci n eden ibir l esa ro lo e unidades cteri nas l uctoras rierley, 90). . .4 r cesos e utrali ción e i ez n uchos pósitos inerales, s l ros u ren i os i idad inerales e natos inosilicatos, e n acidad e utralizar i ez. ara plici ad e l ulos i étricos nsidera e lo irita nera i ez lo lcita utraliza, st presa or ci n l l e, 9): 2 aC03(s) l 2(g) 20 ~ e( H)3(s) SO/-(aq) 2\aq) (g) . 8) l 02 arte tre i o r ónico 2C03) s es i nato 03-) nato ol-) ún l ra . ). ede arse so i y r ci n e aS04 l ción i rita ede ra arse n ido n ayor r en ri t li o. l n e eri o e lcita ede l tearse és e s i ntes ciones, ún l : a 03(S) 2 +(aq) - 2\ q) 02 aq) H20 :S 6 . 9) :S :S 9 . 0) . - - - - - - -- C/l 0.8 .~ u o. .6 C/l -o . ·~ .... e: .2 -¡ uo o.. O.O o 2 4 6 8 10 12 14 pH i ura . . i r a e i i n e s ecies e r onato ci n el . Procesos geoquímicos en depósitos de jales Según la reacción 3.38. serían necesarios dos moles de calcita para neutralizar el ácido que genera un mol de pirita, sin embargo, Dold (1999) sugiere que el rango de pH al que neutraliza la calcita es de 6 a 9, donde la especie dominante es HC03-, por lo que en realidad se requerirían 4 moles de calcita para neutrali zar la acidez que produce un mol de pirita. El intemperismo de feldespatos y plagioclasas también consume acidez según las reacciones para feldespato potásico (reacción 3.41) y para la anortita (reacción 3.42): KAlSi30x(s) + H+(aq) ~ K+ + 3H4Si04(aq) + Al(OH)3(sl (3 .41) CaAhSi206 + 2H+(aq) + H20 ~ Ca2+(aql + AhSi20s(OH)4O, puede precipitar la fase mineral desde la fase acuosa ya que se encuentra sobresaturado Los equilibrios de solubilidad sólo proporcionan los límites superiores de las concentraciones de sustancias en solución y consideran la formación de pares iónicos en solución. Existen en la literatura numerosas bases de datos sobre productos de solubilidad. Los códigos de especiación geoquímica tienen compilaciones de esas bases de datos y proporcionan la opción de mostrar las cantidades de fases secundarias que podrían precipitar. Los valores de las constantes de equilibrio se ajustan según la temperatura del sistema. 3.5.2 Adsorción La adsorción es la acumulación neta de materia en la interfase entre una fase sólida y una fase acuosa; difiere de la precipitación en que no se desarrolla una estructura molecular tridimensional (Stumm y Morgan, 1981 ). La adsorción ocurre cuando unión ó molécula disueltos son fijados en un sustrato sólido. La coprecipitación se da cuando una especie disuelta se incorpora como un componente menor al precipitar una fase sólida (Spósito, 1989). Los procesos de adsorción son debidos en gran parte a las propiedades fisicoquímicas de las superficies de oxi-hidróxidos de hierro y manganeso. Los óxidos hidratados de hierro y de manganeso son comunes en suelos y sedimentos, donde las condiciones no son fuertemente 63 Procesos geoquímicos en depósitos de jales reductoras, se presentan como costras y agregados alrededor de los granos de alumino-silicatos y como granos de óxidos con áreas superficiales del orden de 200 m2 g-1 a 600 m2 g-1 (Drever, 1988). Los óxidos tienen en la superficie grupos funcionales hidroxilo que interaccionan con la fase acuosa, las cargas en superficie son originadas por protonación o desprotonación de estos grupos. Los complejos formados entre los grupos funcionales en superficies y las especies en fase acuosa se clasifican de una manera análoga a los que existen en solución acuosa: complejos de esfera externa y de esfera interna (Hering, 1995). Las superficies de los óxidos y arcillas desarrollan carga eléctrica por dos vías principales: por sustituciones isomórficas de iones con valencia diferente o desde reacciones de los grupos funcionales de la superficie con iones en la solución con la que están en contacto. Todas las superficies de los óxidos minerales presentan una variación de la carga en función del pH, estas variaciones se producen por la protonación o desprotonación de los grupos funcionales; cuando una superficie tiene igual porcentaje de grupos funcionales tanto protonados como desprotonados, no hay carga. El pH al que se produce esta ausencia de carga y en el que cambian de carga las superficies se le conoce como punto de carga cero. En la figura 3.6 a) se ilustra la diferencia entre adsorción y precipitación, en la figura 3.6 b) se muestran las variaciones de carga en la superficie para algunos óxidos metálicos. a) ºº Molécula de agua • Componente de la superfic ie • Catión rnetólico (~ ) b) Oi o o ~ l Q) E ~l "" 8_ 8 o º' 8 4 : 0 1---r-' ~ \ ~-.,...~~-,---',-~ .......... ~--r Comple jo de esfera Comple10 de esfera exle rno interno Precipitado en superficie o o ~ 4 - Q) s 8 - ¡; B al' 1 e o º' l -o u 2 2 \ " 4 6 '\ \_~ '-, .. . S. ili ~~~~I \ \ \ \ Birnessito \ \ \ \ Figura 3.6 a) Formación de complejos de esfera externa e interna y diferencia con la precipitación (inodificado de Dold, 1999). b) Variaciones de carga en superficie en función del pH (Langmuir, 1997). 64 10 pH IUO o NO u :o o (,Q u o o Qi 40. E QJ u ;;e :-o- •l 4.!:. Procesos geoquímicos en depósitos de jales En 3.6 a) se aprecia la formación de complejos de esfera externa, donde no hay un contacto directo entre el catión adsorbido y la superficie debido a que se encuentra hidratado así como la formación de complejos de esfera interna (también llamada adsorción específica) donde hay formación de enlaces entre el catión y la superficie. La concentración de metales y oxianiones de As y Se disueltos puede ser controlada por procesos de adsorción, en función del pH del medio y de la disponibilidad de sitios para la adsorción, debido a que los cationes mayores pueden estar ocupándolos. Si los óxidos se disuelven debido al cambio de condiciones redox, los metales adsorbidos pueden ser liberados. Los cambios en el pH también pueden favorecer la liberación a la fase acuosa. En la figura 3.7 se muestran las tendencias teóricas de adsorción tanto para a) cationes como para b) oxianiones. Los cationes a pH ácido no presentan adsorción debido a que las superficies se encuentran protonadas y por lo tanto con carga positiva; a pH alcalinos, la carga en la superficie es negativa y se presentan atracciones electrostáticas con los cationes, por lo que pueden adsorberse. El comportamiento de los oxianiones es inverso, debido al desarrollo de cargas positivas en la superficie a pH ácido. a) o :§ o u o e 'º ·¡: o "5( o QJ u ;;e ---- 5.0 7'1 7.5 8.(1 8.5 9.0 9.5 pH b) 100 eo r 1 i 60 -- ! 40 ;- 1 20 ~ 1 o '· ----'-- 4.5 5.0 Sc.(VI) 5.5 As{V) Se{IV) Cr{VI) ~- ~ -~-- L------1.._______!___ ~ _L-1 6.0 A-' 7.0 7.5 8.0 8.5 9.0 9.5 pH Figura 3,7 Tendencias de adsorción en superficie de ferrihidrita para a) cationes y b) oxianiones, concentraciones en solución de [5 x 10-5 ] M (adaptado de Smith, 1999). Existen muchos modelos de adsorción que toman en cuenta las interacciones electrostáticas entre la fase acuosa, la interfase y la superficie además de todos los iones en solución tanto como iones libres, complejados e hidratados. Dzombak y Morel, (1990) publicaron una compilación de las constantes de adsorción en ferrihidrita [Fe(OH)3] y prueban los diferentes modelos de adsorción que se han propuesto: de la doble capa eléctrica, de la capa difusa y de la triple capa (Langmuir, 1997). 65 Procesos geoquímicos en depósitos de jales 3.6 Condiciones de los sitios que influyen en los procesos geoquímicos La oxidación es el factor limitante para la transformación de los metales pesados y el As a especies más móviles, la evolución de las especies químicas depende de las condiciones del sitio. En la figura 3.8 se muestra un modelo conceptual sobre los flujos de agua y oxígeno en un depósito de jales y su relación con los procesos geoquímicos. A) H,O + O, por odvección f\/ivel freótico Jales sin reaccionar B) Arc illas Gradiente textura! Ac umulación de aguo estoc ionolevoporoc ión: eflorescencia de soles. disolución Oxidación- reducción 42 - - - - - -Niv• )I rreótico: varío Desviación del drenaje natural paro asegurar estabilidad seg u ~ presericio--de ••• copos cementados l Escurrimiento de \ aguo de llwio ~ grano grueso: alto permeabilidad Figura 3.8. Modelo conceptual de flujos de agua y oxígeno en jales y relación con los procesos geoquímicos; A) corte transversal frontal, B) coite transversal longitudinal, modificada de Nordstrom y Alpers ( 1999). Un depósito de jales se forma por la acumulación de minerales molidos. Primero se construye una cortina con clastos gruesos que permiten un fácil drenado del agua que transporta a los residuos en suspensión. Esta agua puede encontrarse saturada respecto a algunos minerales secundarios, como yeso y tener altas concentraciones de solutos derivados de los reactivos del beneficio. Según la distribución de tamaños de partícula en la superficie, hay un flujo preferencial de oxígeno atmosférico hacia el cuerpo del depósito. Este flujo genera un frente de avance donde se oxidan los sulfuros y se liberan altas concentraciones de sulfato y otros iones a las aguas que se 66 Procesos geoquímicos en depósitos de jales infiltran. Se distinguen tres zonas a profundidad en este frente de avance de oxígeno: 1) zona oxidada cercana a la superficie y a los bordes del depósito (relleno de círculos en la figura 3.8); 2) debajo de esta zona oxidada donde los poros no están saturados existe una zona intermedia con granos que aún no se oxidan y 3) una zona baja, donde los poros se encuentran saturados (abajo del nivel freático en la figura 3.8), donde los sulfuros permanecen sin oxidar (Blowes y Jambor 1990). El transporte de oxígeno puede ser por tres mecanismos: por advección de disuelto en aguas de infiltración (máximo de 10 g L- 1 a 25º C, según APHA-AWWA-WPCF, 1980), por difusión de los gases de poro (cerca de la superficie se tienen los mismos niveles que el atmosférico, es decir 21 % en el gas de poro) y por convección (Ritchie, 1994 ). Los aportes por 0 2 disuelto por advección son insignificantes respecto a la difusión (Walton-Day, 1999). Los valores de permeabilidad del depósito al aire definen los umbrales donde el transporte es por difusión o por convección. La permeabilidad de los jales al aire depende de los tamaños de partícula y varía desde 10·12 m·2 a 10-9 m·2. Sobre un valor umbral de la permeabilidad al aire de los sustratos de 10·9 m ·2 la convección es el proceso que controla los flujos de oxígeno y abajo de éste, es por difusión (Ritchie, 1994). Las texturas gruesas favorecen más los procesos de convección y en tamaños de grano fino es más favorable la difusión (Lefebvre et al., 2001). La infiltración de agua de lluvia, aparte de favorecer un medio reactivo, arrastra sustancias en solución, que pueden saturarse respecto a fases que precipitan y forman minerales secundarios, principalmente yeso (CaS04.2H20), ferrihidrita [Fe(OH)3], jarosita [FesOs(OH)<,S04] y schwertmannita [KFe3(0H)6(S04)2]; pueden formarse capas cementadas impermeables impidiendo la difusión de oxígeno (McSweeney y Madison, 1988; Blowes et al., 1991). Las formación de estas capas cementadas es favorecida por estratos ricos en calcita ya que favorecen la hidrólisis del ión férrico en solución (Dold y Fontboté, 2001 ). Los flujos subterráneos de agua dentro de la estructura de los jales están influenciados por la presencia de estas capas, las cuales funcionan como fases que retienen a los EPT por adsorción. Dold y Fontboté (2002) observaron en unos jales en Chile que estos estratos se enriquecen en metales (cobre en este caso) al grado de tener leyes económicas como para volver a procesar los jales. Estos mismos autores resaltan la importancia que tiene el mecanismo de construcción del depósito, ya que cuando se construye un depósito sobre otro abandonado, hay flujos de agua que arrastran elementos hacia el depósito localizado abajo que favorecen la acumulación de fases secundarias y la cementación. 67 Procesos geoquímicos en depósitos de jales En la superficie de los jales se encuentran dos zonas con condiciones redox contrastantes (figura 3.9). En la zona proximal a la cortina del depósito la textura es arenosa, con buena permeabilidad (K= 10-4 m2 s-1 ) y los poros no saturados; las concentraciones de oxígeno en el gas de poro disminuyen desde los niveles atmosféricos (21 % ) hasta agotarse al oxidar los sulfuros. La extensión del frente de oxidación depende del tiempo que llevan los residuos expuestos a la atmósfera y puede variar desde pocos metros hasta decenas de metros, según la profundidad a la que se forman capas cementadas que no permiten el flujo de oxígeno ni la infiltración de agua. la zona distal a la cortina tiene textura arcillosa con permeabilidad muy baja (K= 10- 12 m2 s- 1 ) y presenta inundación estacional. Inicialmente las aguas estancadas están oxigenadas por el mezclado con el aire ó por el crecimiento de algas que liberan oxígeno, sin embargo si hay acumulación de materia orgánica pueden presentarse condiciones reductoras. Se muestra un perfil teórico del potencial redox para esta zona, donde pueden encontrarse procesos de reducción a profundidades de pocos cm por el consumo de oxígeno, la reducción de los oxihidróxidos de hierro y la sulfato reducción que puede dar lugar a la formación de sulfuros secundarios. Arenas Arcillas % de 0 2 en gas de poro o 10 20 /,\ / ~ / I Poros saturados ,./ K=10-4 m 2 s-1 E I ¡Poros no saturados o I E I [02) disminuye por (.) ro I l!) 1 consumo al oxidar 1 ro 1 1 sulfuros 1 E 1 1 1 1 1 1 1 ' 1 1 1 1 1 'Jj Capas cementadas que v -1 .0 - .5 o 0.5 1.0 limitan el flujo de agua y Eh (Volts) oxígeno Figura 3.9. Contraste entre las zonas arenosas y arcillosas en los jales y perfiles repesentativos de oxígeno para zonas arenosas y del potencial redox en zonas arcillosas,adaptada de Waltron-Day ( 1999). La disponibilidad de agua y oxígeno y por consiguiente el potencial redox, se relacionan con la estructura del complejo poroso. Tanto la porosidad total como la distribución del tamaño de poros no son propiedades estáticas. Existe un rango muy grande de tamaños de poro, que incluye a los 68 Procesos geoquímicos en depósitos de jales muy finos o residuales, interlaminares e intercristalinos (menores a un diámetro de 500 nm), poros entre 500 nm y 50 micras, dentro de agregados (poros de almacenamiento), que retienen agua de drenaje y poros mayores a 50 micras, ubicados entre fisuras y agregados, que no retienen agua y que pueden drenar y llenarse con aire (Brady y Weil, 1996). Las propiedades de carga superficial de las arcillas minerales y la presencia de sustancias con grupos funcionales orgánicos favorecen el agrupamiento entre las partículas. La formación de agregados (peds) favorece la presencia de poros interped y Ja circulación de fluídos . El rango de tamaños de poro, su continuidad y tortuosidad determinan la movilidad de gases y el agua de poro en suelos y sedimentos. Debido a que las tasas de aporte de oxígeno dependen principalmente del arrastre de aire por el drenado de agua en los macroporos, el potencial redox puede asociarse a los patrones de drenaje (Brady y Weil, 1996). 3.7 Delimitación de los casos geoquímicos teóricos en jales de Guanajuato utilizando el código PHREEQC2 f or Windows . Como archivo de entrada para el programa PHREEQC2 for Windows (Parkhurst y Appelo, 1999) se utilizaron las concentraciones en moles kg- 1 de sulfuros de una muestra que tiene muy altas concentraciones de metales y As colectada en un yacimiento profundo de la parte central de la Veta Madre (cuadro 3.4). No se consideraron otras fases (cuarzo ó aluminosilicatos) para no causar interferencias por otros elementos al probar el efecto del oxígeno disuelto en la oxidación y en la posterior reacción de la disolución resultante con calcita y metano. No se consideraron efectos cinéticos como el recubrimiento con fases secundarias, de tal manera que los sulfuros se disuelven completamente. Cuadro 3.4 Cantidades de minerales consideradas para realizar las simulaciones Mineral Pirita (FeS2) Calcopirita (CuFeS2) Galena (PbS) Esfalerita (ZnS) Arsenopirita (FeAsS) Se realizaron cinco tipos de simulaciones: Moles de mineral kg- 0.95 0.74 0.099 0.593 0.002 1. Poner en suspensión las cantidades de cada sulfuro del cuadro 3.4 en 1 L de agua y agregar secuencialmente oxígeno disuelto (reacción batch) hasta lograr la disolución total (disolución 69 Procesos geoquímicos en depósitos de jales A). Se agregó un total de 1 O moles de 0 2 disuelto, la concentración máxima que puede encontrase en aguas bien aireadas es aproximadamente de 1 O g L- 1 a 25º C, el equivalente a 0.3125 moles L- 1 de 0 2 (APHA-AWWA-WPCF, 1980). Esto implica que teóricamente se agregaba 0 2 que llegaba a su nivel de saturación y se consumía, volvía a agregarse 0 2 hasta completar los 1 O moles (es decir se agregó 32 veces oxígeno para saturar la disolución y cada vez que se agregó fue consumido hasta que se oxidó la totalidad de los sulfuros). 2. Oxidación total de la muestra en condiciones atmosféricas y neutralización secuencial con calcita, permitiendo la precipitación de fases secundarias sin adsorción. Los sulfuros suspendidos en un litro de agua se expusieron a un aporte infinito de oxígeno atmosférico, asumiendo que la disolución permaneció saturada de 0 2. A la disolución resultante (equivalente a disolución A) se agregó calcita secuencialmente para realizar reacciones batch hasta un máximo de 5 moles para observar su efecto en la regulación del pH y la precipitación de fases secundarias. 3. Oxidación total en condiciones atmosféricas (disolución A), neutralización secuencial con calcita (reacción batch) y adsorción en ferrihidrita formada in situ sin permitir la precipitación de fases secundarias. 4. Agregar calcita secuencialmente a la disolución A y observar el efecto competitivo de la precipitación y la adsorción en ferrihidrita. 5. Hacer reaccionar la disolución A con metano (reacción batch) para favorecer el proceso de sulfato-reducción y la precipitación de sulfuros secundarios. En la figura 3.1 O se muestra un esquema de los tratamientos aplicados para evaluar los controles de la solubilidad de los EPT. En el cuadro 3.5 se listan las reacciones que se consideraron en la modelación y sus valores del logaritmo de la constante de equilibrio a 25°C. Suspensión de sulfuros en 1 L de agua 1 Reacción batch Solución A Bajo pH Altas [EPT) disueltas 5 Precipitación de sulfuros secundarios por sulfato- Reacción batch reducción con 0i disuelto con metano Productos secundarios en cada paso de reacción 2 3 4 Adsorción de EPT en Adsorción y precipitación ferrihidrita formada en competitiva en cada paso cada paso de reacción de reacción Figura 3. 1 O. Tratamientos aplicados durante la simulación, los números se describen en el texto. 70 Procesos geoquímicos en depósitos de jales Cuadro 3.5 Reacciones utilizadas en las simulaciones, constantes tomadas de Eary, ( 1999), las constantes para FeAsS se calcularon con datos de Pokroski et al. (2002). Hfo _ wOHº se refiere a la superficie de ferrihidrita. Mineral Ox. pirita por 0 2 Ox. pirita por FeH Ox. esfalerita Ox. calcopirita Ox. Galena PbS Ox. FeAsS Anglesita Brocantita CaC03 pH<6 CaC03 6-9 Cd(OH)2 Cerussita Ferrihidrita Goethita Yeso Jarosita - K Malaquita Otavita Smithsonita Zn(OH)i pirita esfalerita calcopirita Galena FeAsS Ads As04 3- Ads HAs04 2- Ads H2As04- Ads Cu - d Ads Cu - f Ads Pb-d Ads Pb-f Ads Zn -d Ads Zn - f Reacción FeS2(s) + H20 + 7/2 0 2(aq) Fe-T + 2S04-- + 2H 14 Fe3+ + FeS2(s) + 8H20 2SO/ + 15Fe2+ + 16H+ ZnS + 202(aq) Zn2+ + O/- (covelita) CuFeS2 pH - --0-\ ~ \ ~ As 6 \ 60 V> ---tr- \ Q. 0 c;;· ---+--- Fe ' = ('!> Cu - --e--4 \ 40 o ....... - V> Pb 'G..__ _ - --©- / ~ __.,_. , -G--6;) " ----- Zn 2 20 t; ~ o 0.01 0.1 1 10 Oxígeno consumido [moles) Figura 3 . 11. Oxidación teórica de la muestra por adición de oxígeno disuelto mostrando las variaciones en el pH y las concentraciones de metales y As liberados en disolución . El pH inicial, con una concentración de oxígeno disuelto de 0.001 moles es de 9.6. Se observa un primer descenso en el pH desde 9.6 a 3.56, cuando reaccionan 0.1 moles de 02. Este descenso se debe a la oxidación de arsenopirita, que genera 4 moles de protones por mol de arsenopirita que se oxida (según ecuación 3.31). Con éste descenso en el pH se libera el total de As: 0.002 M que equivalen a 0.74 mg L-1 • 72 Procesos geoquímicos en depósitos de jales Cuando hay 0.3125 moles de oxígeno disuelto, la máxima concentración posible en aguas naturales bien aireadas, el pH es de 2.96. Después de agregar 2.5 moles de oxígeno se presenta un segundo descenso. El hierro va incrementando hasta llegar a 1. 7 moles, que equivale a la suma del hierro en pirita (0.95 moles) y calcopirita (0.74 moles). Los metales llegan a su máximo estequiométrico según la cantidad original de los sulfuros. 3. 7 .2 Oxidación total en condiciones atmosféricas, neutralización con calcita y precipitación de fases secundarias. Se simuló la oxidación completa de la muestra considerando un aporte infinito de oxígeno. A la disolución resultante se agregó calcita (O, 1, 1.5, 2, 2.5, 2.75, 3, 3.25, 3.5, 4, 4.5 y 5 moles) para observar su efecto en la regulación del pH. En la figura 3.12 se muestra la variación en el pH al agregar calcita y las variaciones en las concentraciones de EPT disueltos. ~ l .OOE+OO eJ> !. "' _g ~ .¡a l.OOE-02 "O l.OOE-04 l.OOE-06 ~--- -·--·--• -- k~ 1 .,,,,...,""' e o ,,. ,,. ' ,... _e .,G- - -O - -o.::r - 2 .... ,!ll--110 1\ ,' -9 1 1 1 1 1 1 - 8 1 ~ ,....--· '~ 1 ). , 7 ., 6 ,. 5 4 3 2 - 1 ----- º 3 4 5 Moles de calcita consumidos --er- As -8-- Cu ::i::: ----- Zn Q. ---A--- Pb __.___ Fe --0-- pH Figura 3.12. Oxidación completa de la muestra por oxígeno en condiciones atmosféricas y variación del pH, del hierro y de EPT (As, Cu, Pb y Zn) que resultan al agregar calcita. El pH y las concentraciones de EPT en solución no tienen modificiones fuertes si no hasta que se agregan 2.5 moles de calcita; el pH comienza a subir de 3 a 6.4 con 3.25 moles de calcita. Según los cálculos estequiométricos y la Normatividad que sugiere la EPA (Lawrence, 1990) se 73 Procesos geoquímicos en depósitos de jales requieren al menos dos moles de calcita por mol de minerales generadores de acidez (1.7 moles de pirita y calcopirita) o sea 3.4 moles de calcita para mantener el pH cercano a la neutralidad. El código PHREEQC2for Windows asume que la neutralización de acidez sucede a pH menor a 4.5, por el ión carbonato (CO/-) con capacidad de neutralizar dos protones. El hierro se precipita como ferrihidrita hasta que llega su máximo estequiométrico (1.69 moles). Las variaciones en el pH permiten evaluar que fases secundarias y en que cantidades pueden precipitar. En la figura 3.13 se muestra la cantidad de fases secundarias que contienen Cu, Pb y Zn que precipitarían al incrementar el pH. 0.7 ¡· --- ---- ,..------_] 0.6 --+-- Brocantita ~ "' t ~ --e- Malaquita I ! 0.5 I I Anglesita I o ..... ·--- I "O 0.4 1 <:': .... 1 ·a -e-- Pb(OH)2 I ·o 1 ~ 0.3 --a-- Zn(OH)i li c. I ] 1 0.2 \ Q,¡ = ~ 0.1 A----a..- o o 2 4 6 8 10 pH Figura 3.13. Formación de fases secundarias al incrementar el pH agregando calcita a la disolución formada por la suspensión de sulfuros. Bajo las condiciones simuladas no se apreció una fase de As que controle su solubilidad, y éste permanece disuelto. Al ir agregando calcita, el elemento que precipitaría a un pH menor es el Cu (2.98), que resulta después que 2.5 moles de calcita reaccionan con la disolución ácida. La fase que se forma es brocantita, ClLt(OH)6S04 y es dominante en el rango de pH de 3.8 a 7.5; al incrementar el pH la fase que precipita es la malaquita, Cu2C03(0H)2. Las fases que controlan la solubilidad del plomo también dependen del pH, la anglesita es la fase dominante desde el pH inicial, sin calcita (1.3) hasta un pH de 6.5; al incrementar la 74 Procesos geoquímicos en depósitos de jales calcita y a mayores valores de pH la fase dominante es el Pb(OH)2. El zinc comienza a precipitar como Zn(OH)2 a pH arriba de 3.8. 3. 7 .3 Oxidación total en condiciones atmosféricas, neutralización y adsorción sin permitir la precipitación de fases secundarias. Se simuló la oxidación de los sulfuros suspendidos en 1 L de agua con un aporte ilimitado de oxígeno atmosférico. A la disolución ácida resultante se agregó calcita secuencialmente (reacción batch) para neutralizar el pH y favorecer la adsorción de los EPT en la superficie de ferrihidrita formada en cada paso de la reacción. En esta simulación no se permitió la precipitación de fases secundarias. Se ajustaron los parámetros de adsorción de tal manera que el número de sitios disponibles para la adsorción incrementara con los moles de ferrihidrita formados in situ. Las constantes que se utilizaron para las reacciones en la superficie de ferrihidrita se listan en el cuadro 3.6. Cuadro 3.6. Propiedades de la superficie de ferrihidrita (Dzombak y Morel , 1990) Peso molecular Área superficial Punto de carga cero Densidad de sitios alta afinidad Densidad de sitios baja afinidad 89 g HFO por mol de Fe 5330 m2 mor 1 8. 1 0.005 moles sitios por mol de Fe 0.2 moles sitios por mol de Fe En la figura 3 .14 se muestran los porcentajes de EPT adsorbidos en la superficie de ferrihidrita en función del pH. Para el As se aprecia un incremento de O a 100 % adsorbido al incrementar el pH de l.3 a 2.7. A valores de pH mayores a 5, el As se libera y llega a un mínimo de 67% a pH de 7.4, este comportamiento es acorde con lo que se ha reportado para la adsorción de As en superficies de oxi-hidróxidos (Bowell, 1994). El cobre comienza a adsorberse a un pH de 3.5 y llega a un máximo de 50% del cobre adsorbido a pH de 7.42 . El porcentaje de plomo adsorbido va incrementando con el pH, y tiene un máximo a pH 8.16 con 67 %. El porcentaje de zinc adsorbido es menor al 5 % y no es removido de la solución por adsorción. 75 Procesos geoquímicos en depósitos de jales 100 3.5 o -- 3 "O 80 :e o 2.5 ~ "' .. % As "O c. --tr----- ~ 60 ¡ ; ~ ,Q 1-: . 2 ~ ~ % Cu ~ 1 . l>l -8-- = 1.5 c. u 40 I : "' o ,;; , ;:¡. _...._ _ % Pb < _ -K Mi a: ~ --- o "O 20 l!I· % Zn ~ : 0.5 o _.!!!' o o 2 3 4 5 6 7 8 9 pH Figura 3.14. Variación de los porcentajes de elementos adsorbidos en ferrihidrita en función del pH. Las condiciones de simulación son muy extremas debido a las altas concentraciones de metales y As disueltos y el hecho de que los porcentajes de elementos permanecen contantes después de un valor de pH, sugiere que los sitios disponibles para la adsorción se saturan, sin embargo éste es un mecanismo muy eficiente para la remoción de EPT desde una disolución. Simulaciones realizadas con disoluciones diluídas mostraron que casi la totalidad de Cu, Pb y Zn son adsorbidos por ferrihidrita. 3.7.4 Oxidación total en condiciones atmosféricas, neutralización con calcita y adsorción en ferrihidrita permitiendo la precipitación de fases secundarias. Se simuló la oxidación completa de la suspensión de sulfuros con un aporte ilimitado de oxígeno atmosférico; a la disolución resultante se agregó secuencialmente calcita para incrementar el pH. Se ajustó la simulación para que se llevaran a cabo simultanea y competitivamente reacciones de adsorción y precipitación como controles de la solubilidad de los EPT (Anexo 3). En la figura 3 .15 se muestra la variación de EPT en solución al simular competitivamente la adsorción y la precipitación. El comportamiento de los elementos es muy similar a las simulaciones cuando sólo se permite la precipitación. El arsénico tiene el mismo comportamiento que cuando sólo se simula la adsorción ya que a las condiciones probadas no hay una fase que controle la solubilidad del arsénico y su concentración en disolución disminuye del rango de pH 2 a 3.7 por adsorción en ferrihidrita. 76 Procesos geoquímicos en depósitos de jales Se describirán las especies que resultarían para Cu (figura 3.16), Pb (figura 3.17) y Zn (figura 3 .18) al agregar calcita. Las especies Cu-d, Pb-d y Zn-d se refieren al Cu, Pb y Zn disueltos y Cu- ferr, Pb-ferr y Zn-ferr a las que se encuentran adsorbidas en ferrihidrita. l.E+OI . 1.E-01 "' ' ' ' ' -A-- -8-- ____.__ ----- As Cu Pb Zn "' 1.E-03 '3 ~ l.E-05 _ 1 2 ' _, 4 pH 5 6 7 8 Figura 3.15. Variación de metales y As en solución al simular adsorción y precipitación competitiva. 0.9 0.8 "' ~ o 0.7 E --~\ G--- \ \ "' ~ 0.6 :2 :o "' "' 0.5 ~ "' ~ 0.4 e ~ -o o 0.3 1 .::: ~ = 0.2 "' ;a = 0.1 u o o 2 3 \ \ \ \ 1 Q 1 \ 1 1 4 pH - - - - ------- --O-- Cu-d ----- Cu-ferr -A-- Brocantita ---- Malaquita 5 6 7 8 Figura 3.16. Variación de especies de cobre al agregar calcita y desarrollo simultáneo de reacciones de precipitación y adsorción . 77 Procesos geoquímicos en depósitos de jales Puede apreciarse que el proceso que ocurre primero es la adsorción, que comienza a un pH aproximado de 2.7, manteniéndose constante en el rango de pH de 6.5 a 8, posiblemente los sitios de adsorción se encuentran saturados. A partir de pH 3. 7 y hasta un pH de 7 es dominante la brocantita [Cu4(0H)6SÜ4] y a un valor mayor de 7 la malaquita [Cu2(0H2)C03] es el mineral que controla la solubilidad de cobre. Estas simulaciones consideran condiciones de equilibrio, sin embargo la cinética de adsorción es muy rápida y no es posible contrastar los efectos de la velocidad de reacción. 0.12 __ "' 0. 1 Q) o E "' 0.08 <'I '.:! :o Pb-d "' --0-- "' Q) 0.06 ------ Pb-ferr "' ~ e --IS- Anglesita Q) 'º ~ Pb(OH)2 o 0.04 .:::: Q) ::::1 "' ;e 0.02 .e '""' o o 2 3 4 5 6 7 8 pH Figura 3.17. Variación de especies de plomo al agregar calcita y desarrollo simultáneo de reacciones de precipitación y adsorción. En la figura 3.17 se aprecia que la anglesita se forma en condiciones ácidas, al incrementar el pH el plomo puede precipitar como hidróxido. Arriba de pH 6.5 el plomo es controlado por adsorción y se mantiene constante, posiblemente los sitios se encuentran saturados. En la figura 3 .18 se grafican las variaciones de las especies de Zn al incrementar el pH con las concentraciones de calcita. Se aprecia que la adsorción es un control importante en el rango de pH cercano a la neutralidad y la cantidad de Zn adsorbida permanece constante por la saturación de los sitios en la superficie. El hidróxido es la principal fase de Zn a pH arriba de 7. 78 Procesos geoquímicos en depósitos de jales 3 E 0 6 E o A a 1 a Z N “O un 17) 2 0.4 E - - Zn-d E sd —e— Zn-ferr £ —4a— Zn(OH)2 3 02 un Z y 0 e : A 0 l 2 3 Figura 3.18. Variación de especies de zinc al agregar calcita y desarrollo simultáneo de reacciones de precipitación y adsorción. 3.7.5 Oxidación total en condiciones atmosféricas y reacción con metano para favorecer sulfato-reducción. En la figura 3.19 se grafica la formación de sulfuros secundarios al agregar metano. Su lf ur os me tá li co s [m ol es ] ! — _—_—_—_—— $ ecc 0.9 | 0.8 6 07. , L-:5 0.6 A 15 4I 0 - 9 -- Pirita a 0.4 —+— Calcopirita 3 03 — — Estalerita —e— —Galena 12 02. o... pH | 0.1 ! 0 == de 10 Metano agregado [moles] Figura 3.19. Reacción con metano y precipitación de sulfuros secundarios 79 0.8 "' ~ o 8 . "' ~ ~ :o "' "' Q> . "' .s = Q> ~ o .::: Q> .2 = "' ;a ~ o o rocesos quí icos pósitos j les f __ g6\ - 1 G---- i \ \ \ [SJ -O- n-d _._zn-fe r ---Zn(OH)2 4 pH " '\ - _ ,..f[] 5 6 7 8 i ura . 8. ariación e ecies e i c l regar lcita sa ro lo ult neo e i nes e r ci it ci n sorción . . .5 xidación tal diciones osféricas ción n etano ara recer lf t -r u ción. n l fi ra . 9 r fica l f r ación e lf ros ndarios l regar etano. 1 1 . ·¡ 1 1 . 1 1 "' 1 ~ .7 J o E "' . o .~ ::; 0. -Q> E . "' o i.. ..a 0.3 = i "1 0.2 i 1 ~-G. 0.1 1 ~- ---- ------ ----~ ª .. ..-?=·· _, ''''' ,, ... -.. -· '' :::::::: =17 . . •. ~ 6 -- 5 ....... irita ._._Calc irita ____..._ F.sfalerita _¡ 4 :I: c. 3 ------- Gile a . _ 2 .. -0 --- .• i 1 1 ·· · -O : · : - ~ . o -----t- o o 2 4 6 8 etano ado ! oles 1 i ura .19. ea ción n etano r ci it ci n e l ros ndarios ESTA TE SIC' 11 ·,- ,.. .... ' - . . DE IA BldLIO' ... ~~ ~:_, - .. . .......__ Procesos geoquímicos en depósitos de jales Se aprecia que conforme se agrega metano el pH baja ligeramente, sin embargo cuando se agregan 4 moles hay un incremento a condiciones alcalinas (el total de sulfatos disueltos es 3.98 moles), se precipita la totalidad de Fe, Cu, Pb y Zn como pirita, calcopirita, esfalerita y galena secundarias; a las condiciones probadas no hay precipitación de arsenopirita. 3.8 Conclusiones El proceso más importante desde el punto vista ambiental que se presenta en los depósitos de jales es la oxidación de la pirita, que genera acidez. La disponibilidad de agua y oxígeno en los sitios es fundamental para que esta reacción se lleve a cabo. Otros sulfuros que al oxidarse generan acidez son calcopirita y arsenopirita y según sus cantidades en los residuos pueden ser relevantes en cuanto a la generación de acidez. La calcita es muy importante ya que neutraliza la acidez proporcionando un medio alcalino que favorece tanto la precipitación de fases secundarias que contienen EPT como la adsorción de los mismos en superficies de ferrihidrita formada in situ. , Las simulaciones propuestas se refieren a condiciones de equilibrio que no consideran las cinéticas de reacción y se realizaron en condiciones extremas que difícilmente se encontrarían en los jales ya que la muestra utilizada tiene concentraciones anómalas muy altas de metales; además los jales se encuentran húmedos sólo en tiempo de lluvias y no existe agitación. Sin embargo, permite evaluar el efecto del pH (controlado por la calcita) en las reacciones competitivas de precipitación y adsorción y de las condiciones reductoras al simular sulfato-reducción. La adsorción es un control muy importante de la solubilidad (principalmente para arsénico), en las condiciones descritas los sitios de adsorción se saturaron, pero las concentraciones que se tenían en solución eran muy altas (mayores a 100 mg L- 1 en todos los casos). El plomo se precipita como anglesita en condiciones ácidas y no se encuentra en solución en todo el intervalo de pH. El cobre se encuentra controlado por la precipitación como brocantita o malaquita, según el pH y en menor medida por adsorción. El zinc tiene un control competitivo entre adsorción y precipitación como hidróxido. Según éstas simulaciones el As una vez liberado puede permanecer disuelto, para removerlo de una disolución se requiere la presencia de ferrihidrita y condiciones ácidas ya que en condiciones reductoras difícilmente podría precipitarse como arsenopirita; los demás EPT: Cu, Pb y Zn si son removidos de una disolución en condiciones reductoras ya que precipitarían como sulfuros secundarios. 80 Procesos geoquímicos en depósitos de jales 3.9 Referencias APHA-A WWA-WPCF, 1980. Standard Methods For the Examination of Water and Wastewater, 15ª Edición, Washington D.C., 1134 p. Baker, B.J., Banfield, J.F., 2003 . Microbial communities m acid mme drainage, FEMS Microbiology Ecology, 44, 139- 152. Banwart, S.A., Malsmtrom, M.E. , 2001 . Hydrochemical modelling for preliminary assessment of minewater pollution. Journal of Geochemical Exploration, 74, 73-97. Blowes, D. W., Jambor, J.L., 1990. The pore - water geochemistry and the mineralogy of the vadose zone of sulfide tailings, Waite Amulet, Quebec, Canada. Applied Geochemistry, 5, 327-346. Blowes, D.W ., Ptacek, C.J ., 1994. Acid - neutralization mechanisms in inactive mine tailings. In Short Course Handbook on Environmental Geochemistry of Sulfide Mine - Wastes, Edited by J.L. Jambor and D.W. Blowes, Mineralogical Association ofCanada, 271-292. Blowes, D.W., Reardon, E.J., Jambor, J.L., Cherry, J.A., 1991. The formation and potential importance of cemented layers in inactive sulfide mine tailings. Geochimica et Cosmochimica Acta, 55, 965-978. Bowell, R.J ., 1994. Sorption of arsenic by iron oxides and oxyhidroxides in soils: Applied Geochemistry, 9, 279-286. Bozkurt, S., Moreno, L., Neretnieks, l., 2000. Long-term processes in waste deposits. The Science of The Total Environment, 250, 1O1-121. Brady, N ., Weil , R. 1996. The Nature and Properties of Soils. Prentice Hall lnternational Inc., 740 p. Brierley, C.L., 1990. Bioremediation of metal-contaminated surface and groundwaters. Geomicrobiology Journal , 8, 201-223. Chou, L., Garre Is R. M., Wollast R., 1989. Comparative study of the kinetics and mechanisms of dissolution of carbonate minerals. Chemical Geology, 70, 269-282. Cruz R., Bertrand C., Monroy M., González l ., 2001a. Effect of sulfide impurities on the reactivity ofpyrite and pyritic concentrates: a multi-tool approach : Applied Geochemistry, 16, 803-819. Cruz R., Méndez B.A., Monroy M., González l., 2001b. Cyclic voltammetry applied to evaluated reactivity in sulfide mining residues: Applied Geochemistry, 16, 1631-1 640. Davis, G.B., Ritchie, A.l., 1986. A model of oxidation in pyritic mine wastes, l. Equations and approximate solution . Applied Mathematics Modelling, 1O,314-322. Deutsch, W.J., 1997. Groundwater Geochemistry, Fundamentals and applications to contamination. Lewis Publishers, 221 p. Dold, B., 1999. Mineralogical and Geochemical Changes of Copper Flotation Tailings in Relation to their Original Composition and Climatic Setting-Implications for Acid Mine Drainage and Element Mobility. Terre et Environment, Vol. 18, tesis doctoral , xiii + 230 p. Dold, B., Fontboté L., 2001 . Element cycling and secondary mineralogy in porphyry copper tailings as a 81 Procesos geoquímicos en depósitos de jales function of climate, primary mineralogy, and mineral processing. Journal of Geochemical Exploration, 74, 3-55. Dold , B., Fontboté L., 2002. A mineralogical and geochemical study of element mobility in sulfide mine tailings of Fe-oxide Cu-A u deposits from the Punta del Cobre belt, northern Chile. Chemical Geology, 189, 135-163. Dzombak, O.A., Morel., F.M. 1990. Surface Complexation Modelling. Hydrous Ferric Oxide. New York: Wiley-lnterscience, 393 p. Eary, E., 1999. Geochemical and equilibrium trends in mine pit lakes. Applied Geochemistry, 14, 963-987. Fortin, D., Davis B. Beveridge, T.J., 1996. Role of Thiobacillus and sulfate-reducing bacteria in iron biocycling in oxic and acidic minetailings. FEMS Microbiology Ecology, 21, 11-24. Froelich, P. N., Klinkhammer, G.P., Bender, M. L., Luedike, N.A., Heath, G.R., Cullen, D., Oauphin, P., Hammond, D., Hartman, B., Maynard, V., 1979. Early oxidation of organic matter in pelagic sediments of the eastern equatorial Atlantic: suboxic diagenesis. Geochimica et Cosmochimica Acta, 43 , 1075- 1090. Hering, J.G., 1995. lnteraction of organic matter with mineral surfaces: effects on geochemical processes at the mineral-water interface. Aquatic Chemistry: lnterfacial and lnterspecies Processes; Edited By Chin Pao Huang, Charles R. O ' Melia and James J. Margan. Advances in Chemistry Series, 244. American Chemical Society, Washington, O.C., 95-110. Langmuir, D., 1997. Aqueous Environmental Geochemistry. Prentice Hall, 590 p. Lasaga, A.C., 1984. Chemical kinetics of water - rock interactions. Journal of Geophysical Research, 89, 4009-4025. Lawrence, R. W., 1990. Prediction of the behavior of m ining and processing wastes in the environment; in Doyle F. (ed), Proceedings of the Western Regional Symposium on Mining and Mineral Processing Wastes: Society for Mining, Metallurgy, and Exploration, Inc., Littleton, Colo., 115-121. Lawrence, R.W., Sheske, M., 1997. A method to calculate the neutralization potential of mining wastes. Environmental Geology, 32, 100-106. Lefebvre, R., Hockley D., Smolensky J., Gélinas, P., 2001. Multiphase transpher processes in waste rock piles producing acid mine drainage. 1: Conceptual model and system characterization. Journal of Contaminant Hidrology, 52, 137- 164. Malmstrom, M.E., Destouni, G., Banwart, S.A., Stromberg, B., 2000. Resolving the scale-dependance of mineral wathering rates. Environmental Science and Technology, 34, 1375-1378. McSweeney, K. , Madison . F. W., 1988. Formation of a cemented subsurface horizon in sulfidic minewaste. Journal of Environmental Quality, 17, 256-262. 82 Procesos geoquímicos en depósitos de jales Mok, W. M., Wai, C. M., 1994. Mobilization of arsenic in contaminated river waters. In: Nriagu, J.O. (ed). Arsenic in the environment. Part 1: Cycling and characterization . John Wiley lnterscience, New York, 99-108. Moses, C., Hermann, J. S., 1991 . Pyrite oxidation at circumneutral pH. Geochimica et Cosmochimica Acta, 55 , 471-482. Nicholson, R., Gillham, R.W., Reardon E.J ., 1988. Pyrite oxidation in carbonate - buffered solution: l. Experimental kinetics. Geochimica et Cosmochimica Acta, 52, 1077-1085. Nicholson, R., Gillham, R.W., Reardon E.J. , 1990. Pyrite oxidation in carbonate - buffered solution: 2. Rate control by oxide coatings. Geochimica et Cosmochimica Acta, 54, 395-402. N icholson, R. 1994. lron-Sulfide Oxidation Mechanisms: laboratory Studies. In Short Course Handbook on Environmental Geochemistry of Sulfide Mine - Wastes, Edited by J.L. Jambor and D.W. Blowes. Mineralogical Association of Canada, 163-183. Nordstrom, D. K., 1986. Geochemical Thermodynamics. Blackwell Scientific Publications 466 p. Nordstrom, D.K., Alpers, C.N ., 1999. Geochemistry of acid mine waters. In The Environmental Geochemistry of Mineral Deposits. Part A: Processes, Techniques and Health lssues, Geoffrey S. Plumlee and Mark J. Logsdon (eds.), Reviews in Economic Geology, Society of Economic Geologists, lnc., Colorado 6A, 133-160. Paktnuc, A.O., 1998. Mineralogical constraints on the determination of neutralization potential and prediction of acid mine drainage. Environmental Geology, 39, 103-112. Pantelis, G., Ritchie, A.l.M., 1991. Macroscopic transport mechanisms as a rate limiting factor in dump leaching of pyritic ores. Applied Mathematics Modelling, 15, 136-143. Parkhust, D.L. , Appelo, C.A.J . 1999. User' s guide to PHREEQC (version 2) a computer program for speciation, batch-reaction, one-dimensional transport, and inverse geochem ical calculations. U .S. Department of the Interior, U.S. Geological Survey, 326 p. Plumlee, G.S. , 1999. The environmental geology of mineral deposits. The Environmental Geochemistry of Mineral Deposits, Part a: Processes, Techniques, and Health lssues, Geoffrey S. Plumlee and Mark J. Logsdon (eds.), Reviews in Economic Geology, Society of Economic Geologists, lnc. , 6 A, 71-116. Pokroski, G.S., Kara, S. , Roux, J. , 2002. Stability and solubility of arsenopyrite FeAsS, in crustal tluids: Geochimica et Cosmochimica Acta, 66, 2361-2378. Rimstidt, J. D., Chermak, J. A. , Gagen, P. M., 1994. Rates of reaction of galena, sphalerite, chalcopyrite and arsenopyrite with fe(III) in acidic solutions. In: Alpers, C.N. and Blowes, D.W. (eds.) Environmental Geochemistry of sulfide Oxidation. ACS Symposium Series, Washington, DC, 55, 2-13. Ritchie, A.l.M., 1994. Sulfide Oxidation Mechanisms: Controls and Rates of Oxygen Transport, In Short Course Handbook on Environmental Geochemistry of Sulfide Mine - Wastes, Edited by J.L. Jambor and D.W. Blowes. Mineralogical Association ofCanada, 201-246. 83 Procesos geoquímicos en depósitos de jales Rowell , D.L., 1981. Oxidation and Reduction, in The Chemistry of Soil Processes, edited by D.J . Greenland and M.H.B. Hayes, John Wiley & Sons, 1895 p. Singer, P.C., Stumm, W. 1970. Acid mine drainage: the rate- determining step. Science, 167, 1121-1123. Smedley, P.L., Kinniburgh, D.G ., 2002. A review of the source, behaviour and distribution of srsenic in natural waters. Applied Geochemistry, 17, 517-568. Smith, K.S., 1999. Metals sorption on mineral surfaces: an overview with examples relating to mineral deposits . The Environmental Geochemistry of Mineral Deposits, Part a: Processes, Techniques, and Health Issues, Geoffrey S. Plumlee and Mark J. Logsdon (eds.), Reviews in Economic Geology, Society of Economic Geologists, Inc. , Colorado, 6A, 161-182. Sobek, A.A. , Schuller, W.A., Freeman, J.R., Smith, R.M., 1978. Field and laboratory methods applicable to overburden and minesoils: EPA 600/2-78-054, 203 p. Sposito, Garrison, 1989. The Chemsitry of Soils, Oxford University Press, 277 p. Strórnberg, B., Banwart, S., 1994. Kinetic rnodelling of geochemical processes at the Aitik mining waste rock site in northern Sweden. Applied Geochemistry, 9, 583-595. Strórnberg, B., Banwart, S., 1999. Weathering kinetics of waste rock from the Aitik copper mine, Sweden: scale dependent rate factors and pH controls in large column experiments. Journal of Contaminant Hydrology, 39, 59- 89. Stumm, W., Morgan J. J ., 1981. Aquatic Chemistry. Second Edition. John Wiley & Sons, 780 p. U SEPA, 1994. Acid Mine Drainage Prediction, Technical Document, 52 p. Walton-Day C., 1999. Geochern istry of the processes that attenuate acid mine drainage in wetlands. The Environmental Geochemistry of Mineral Deposits, Part a: Processes, Techniques, and Health Issues, Geoffrey S. Plum lee and Mark J. Logsdon (eds.), Reviews in Econornic Geology, Society of Econornic Geologists, lnc. , Colorado, 6A, 215-228. White III , W. W., Lapakko, K. A., Cox, R. L., 1999. Static -test rnethods most commonly used to predict acid-mine drainage: practica! guidelines for use and interpretation. The Environrnental Geochemistry of Mineral Deposits, Parta: Processes, Techniques, and Health lssues, Geoffrey S. Plumlee and Mark J. Logsdon (eds.), Reviews in Economic Geology, Society of Economic Geologists, !ne., Colorado, 6A, 325-338. Wunderly, M.O., Blowes, D.W. , Frind, E. O., Ptacek, C.J. , 1996. Sulfíde mineral oxidation and subsequent reactive transport of oxidation products in mine tailings impoundments: A numerical rnodel. Water Resources Research, 32, 3173-3187. 84 Cartogra[ia de jales del Distrito de Guanajuato CAPITUL04 4.- Cartografía de jales en el Distrito Minero de Guanajuato, México y evidencias de campo de los procesos geoquímicos. 4.1 Resumen Se realizó una cartografía de los jales de cianuración y flotación que hay en el Distrito de Guanajuato para conocer su ubicación, volumen y área total que representan. Se compiló información respecto al origen geológico de los residuos, el método de beneficio y construcción del que resultaron, la edad de abandono y se describió su situación actual respecto a la erosión. Se escogieron cinco sitios que han evolucionado naturalmente (que después del abandono no fueron regados o hubo posteriores depósitos) donde se describieron perfiles representativos evaluando propiedades relacionadas con los procesos de oxidación, reducción y precipitación, tales como: el color, la textura, el contenido de carbonatos, el pH, la conductividad eléctrica y la materia orgánica, se colectaron 18 muestras en los horizontes de estos perfiles para cuantificar el cobre, plomo y zinc totales y conocer su mineralogía. Existen por lo menos 24 depósitos de jales, los que ocupan un área de 81 .8 hectáreas y representan 39.5 millones de toneladas. Hay once jales de cianuración, depositados entre 1905 y 1946. En su construcción no se contempló la desviación del drenaje natural y cuatro de ellos están fuertemente erosionados. Hay al menos trece presas de jales que resultaron de la flotación bulk y que cuentan con obras de desviación del drenaje. Durante el vaciado se desarrolló una clasificación textura! que formó en la superficie dos zonas con propiedades contrastantes: una proximal a la cortina, de textura arenosa, baja capacidad de retención de humedad y bien aireada, y otra, distal a la cortina, más baja topográficamente y de textura arcillosa. Las zonas distales tienen baja permeabilidad y capacidad de aireación y acumulan agua en tiempo de lluvias. En todos los jales hay pH alcalinos, excepto en horizontes arenosos de un sitio con 70 años de abandono (Pozuelos) con pH aproximado de 5, que indica que en condiciones bien aireadas y drenadas se presenta acidificación local. Las concentraciones de metales en los jales son de medias a altas según Normas internacionales: 49 a 387 mg kg-1 de Cu, 13 a 178 mg kg-1 de Pb y 36 a 448 mg kg-1 de Zn y los jales pueden ocasionar impactos negativos al ambiente por los volúmenes tan grandes. 85 Cartografia de jales del Distrito de Guanajuato 4.2 Introducción Los problemas ambientales de la minería en México son una herencia del pasado. Un gran porcentaje de residuos mineros fueron generados antes de este siglo (en algunos Distritos a lo largo de más de 450 años) cuando no existía ningún tipo de legislación y control ambiental, y ahora existen cientos de millones de toneladas de jales dispersos en el territorio nacional de los que no se conocen sus condiciones y sus potenciales afectaciones al ambiente. La ubicación de residuos de minas y de las minas abandonadas en los Distritos mineros históricos de México debe ser una actividad prioritaria para conocer y delimitar los riesgos al ambiente y a la salud humana que representa la dispersión de los elementos con potencial tóxico (EPT). Es importante conocer dónde, cuánto y como están los depósitos de jales para evaluar si representan un peligro ambiental. Existen muchos métodos para cartografiar depósitos de jales y resaltar los que debido a sus altas tasas de liberación de acidez y de EPT representan un riesgo al ambiente. Plumlee y Lodgson (1999) presentan un resumen de estos métodos y proponen como mejor alternativa de manejo la integración de sistemas de información geográfica. Aunque los yacimientos minerales pueden agruparse según su origen geológico y se espera que residuos con un origen similar tengan un comportamiento geoquímico ambiental similar (Plumlee y Nash, 1995), cada residuo tiene un comportamiento específico debido a las diferentes zonas explotadas de los yacimientos, a las variaciones de recuperación en los métodos de beneficio y a las condiciones climáticas y de drenaje en cada sitio. Se requiere de un levantamiento en campo para conocer que condiciones hay en los jales y como varían espacialmente sus propiedades. Los depósitos de jales son materiales no consolidados cuyas partículas pueden moverse fácilmente tanto por la acción del viento como por el impacto de las aguas de lluvia (Rorke, 2000). Los jales que no presentan obras para desviar el agua de escurrimiento de la cuenca de captación tienen altos riesgos de erosión hídrica. Cuando la lluvia ha caído varios días, los poros tienen un nivel de saturación cercano al 100 % y los jales pueden llegar a fluir por efecto de su peso, resultando en pérdida de estabilidad y deslizamiento (Terlien, 1998). Si los jales no contienen cantidades altas de EPT que puedan liberarse, o no presentan condiciones extremas de acidez, alcalinidad ó salinidad, pueden ser colonizados por las plantas nativas del sitio (Bradshaw y Johnson, 1992). El desarrollo natural de la vegetación en jales después del abandono es influenciado por los procesos erosivos, las características químicas del sustrato y el régimen de humedad dentro de los depósitos (Chambers y Sidle, 1991 ). La cobertura vegetal disminuye la energía del impacto de las gotas de lluvia, además las raíces retienen a las partículas, y 86 Cartogra{ia de jales del Distrito de Guanajuato la humificación de la materia orgánica ayuda en la cementación de los granos e incrementa su capacidad de retención de humedad. Los minerales depositados no permanecen estables sino que reaccionan hasta que llegan a una situación de equilibrio en función de las condiciones de los sitios. Los procesos más importantes que se presentan en los jales y que controlan los niveles de pH y la migración de metales son la oxidación de sulfuros y la neutralización de acidez (Jurjovec et al. , 2002). La superficie de un depósito de jales es la zona más reactiva debido a su contacto directo con el agua y el oxígeno que participan como reactivos en los procesos de oxidación. Los aportes de agua y oxígeno a los granos de sulfuros dependen de la capacidad de retener agua disponible y la capacidad de aireación que hay en los sitios. En campo pueden evaluarse propiedades relacionadas con los procesos geoquímicos. El color es una evidencia de la oxidación de los sulfuros metálicos (Shum y Lavkulich, 1998; Shaw et al. , 1998; Boulet y Larocque, 1998), los óxidos de hierro formados se aprecian por tonalidades amarillas, anaranjadas o rojizas, (Rowell, 1981; Bigham, 1994). Otro proceso que se aprecia mediante el color es la acumulación de materia orgánica debido al oscurecimiento del sustrato. Al agregar unas gotas de HCl al 10% a una muestra puede estimarse el contenido de carbonatos según su nivel de efervescencia. A través de la evaluación de la textura al tacto y de las condiciones de humedad es posible definir si los jales se encuentran bien aireados como para tener oxígeno y agua disponibles para la oxidación. Los objetivos a cubrir en este capítulo fueron: 1. Realizar una cartografía de los jales de cianuración y flotación en el Distrito de Guanajuato: definir su ubicación, estructura, dimensiones, yacimiento de procedencia, edad de abandono y su situación actual respecto a la erosión. 2. Identificar los escenarios extremos de acidificación a través de la lectura de perfiles usando métodos sencillos de campo (color, textura, estimación del contenido de carbonatos, pH Y conductividad eléctrica) en sitios que no han recibido influencia humana después del depósito. 3. Plantear escenarios extremos de liberación de EPT (Cu, Pb y Zn) a través de la caracterización de 18 muestras colectadas en los horizontes de los perfiles descritos. 87 4.3 Métodos de campo y de laboratorio 4.3.1 Cartografía de los depósitos de residuos Cartogra{ia de jales del Distrito de Guanajuato Desde Julio de 1996 a Diciembre de 2000 se realizó una intensa campaña de campo en el Distrito de Guanajuato para conocer cuántos depósitos de jales existen. Se utilizaron 3 cartas topográficas INEGI escala 1 :50,000: hoja Nuevo Valle de Moreno F-14-C-42, hoja Guanajuato F- 14-C-43 y hoja Silao F-14-C-53; los depósitos de jales no se encuentran ubicados en estos mapas. Se usaron cuatro mapas urbanos editados en 1975 escala 1: 10,000 para estimar los volúmenes de depósito ubicados en la zona Norte de la ciudad. Para definir la litología se utilizó la carta geológica editada por Martínez-Reyes (1992). Se usaron fotografías aéreas escala 1 :37,000 de 1986 donde es posible apreciar a los jales que ya existían por sus colores claros. Se realizaron visitas a los sitios de depósito de jales donde se evaluaron las áreas en superficie y la altura del talud utilizando brújula, cinta métrica y un GPS Garmin E trex-ventura. Los volúmenes de depósito fueron estimados evaluando la cantidad de jales cada 5 metros verticalmente considerando la variación del área en función de la topografía y realizando una sumatoria. Aunque la porosidad y densidad varían con la profundidad, la textura y la presencia de capas cementadas, se consideró que todo el cuerpo de los jales tiene una densidad homogénea. Para los cálculos se utilizó un valor de densidad promedio de 2 g cm-3 . Se compiló información de los archivos de producción de las compañías mineras a los que se tuvo acceso, específicamente de la Sociedad Cooperativa Minero Metalúrgica Santa Fé de Guanajuato No. 1 S.C.L. (SCMMSFG, 2002). También se registró información oral referente a las características de los residuos en cuanto al método de beneficio, la edad de abandono aproximada así como el uso y manejo que se han efectuado en la superficie de los depósitos. 4.3.2 Descripción de los perfiles representativos y muestreo de horizontes De 24 depósitos de jales que hay en el Distrito de Guanajuato, sólo nueve han evolucionado naturalmente, es decir, después del abandono no han sido regados ni cubierto con más jales o materiales para estabilizarlos de la erosión. De los nueve se escogieron cinco sitios representativos de las condiciones geológicas de los yacimientos, en el cuadro 4.1 se describen los factores que diferencian a cada sitio. En cada sitio se reconoció la variación espacial en las propiedades y se escogieron perfiles representativos en las zonas de textura arenosa. Se describieron los perfiles y en cada estrato se determinó su grosor, el color (utilizando tablas estándar Munsell), se estimó la textura al tacto y el 88 Cartogra[ia de jales del Distrito de Guanajuato contenido de carbonatos (Siebe et al., 1996). Se tomaron 18 muestras de los horizontes con ayuda de una pala y espátulas, teniendo cuidado de no contaminar la muestra con material de otros estratos. Las muestras se guardaron en bolsas de polietileno debidamente etiquetadas. Se secaron al aire y se tamizaron a tamaño menor a 2 mm, se almacenaron a temperatura ambiente hasta su análisis. Cuadro 4 .1. Características generales de los jales para cada sitio estudiado. ~ San Nicolás La Luz Pozuelos Valenciana-8 El Cedro LS60 LLIOO VM70 VMl6 VMSO r Veta Madre Veta la luz, Veta Madre, Veta Madre Sur Origen geológico Veta La Sierra Central: filones vetas de cuarzo y mina Sirena y stockwork de de los materiales stockwork en y brechas, calcita en calizas sedimentos del calcita y cuarzo beneficiados mina Asunción 1 O % oxidadas. y granito río Guanajuato en riolita Edad de ::::: 60 años ::::: 100 años ::::: 70 años 16 años Recientes abandono/método Cianuración Cianuración Cianuración Flotación bulk Flotación bulk de extracción Apilamiento, Planicie y Planicie y Estructura y Terrazas de estratificación gradiente de gradiente de tamaños de Apilamiento, erosión paralela a tamaño de tamaño de partícula 80% > 0.l mm estratificada pendiente, 80% 80% > 0.1 mm partícula, 80 % > partícula, 80 % > > 0.1 mm 25 µm 12.5 µm Bien aireados Proximal: BA y Proximal: BA y (BA) BCRH BCRH BA BA Aireación y Baja capacidad Distal: aireación Distal: aireación humedad de retención de pobre e pobre e BCRH BCRH humedad inundación inundación (BCRH) estacional estacional 4.3.3 Métodos de laboratorio En las 18 muestras se determinó el pH y la conductividad eléctrica en extractos de pastas de saturación (Black et al., 1965), la materia orgánica y las concentraciones totales de Cu, Pb y Zn luego de una digestión con agua regia; en 8 muestras representativas de las 18 se determinó la mineralogía por DRX. 89 Cartogra{ia de jales del Distrito de Guanajuato pH y conductividad eléctrica en extractos de pastas de saturación Se pesaron 250 g de muestra en recipientes de polietileno de boca ancha de 1 L lavados previamente con HN03 al 10 % y tres veces con agua destilada. Se realizó una pasta de saturación agregando agua deionizada, utilizando una espátula y se dejó la pasta saturada 24 horas en equilibrio. Se filtró al vacío con un embudo Büchner y papel Whatman No. 24. En los extractos se analizó el pH con un potenciómetro Coming Mod. 1 O, calibrando con estándares comerciales J. T. Baker de pH 4, 7 y 1 O y la conductividad eléctrica con un conductímetro Conductronic CL8, calibrando con solución de KCI 0.01 N, que debe dar una lectura de 1413 µS cm- 1 a25º C. Mineralogía por Difracción de Rayos X Los difractogramas se realizaron en el Centro de Investigaciones en Química Inorgánica (CIQI) de la Universidad de Guanajuato. Se utilizó un difractómetro de polvos SIEMENS D-500 en muestras molidas en mortero de ágata, colocadas en un porta muestra de plexiglass bajo las siguientes condiciones: tubo de cobre FK60-04, d = 1.5418 A, KV = 35, mA = 30, S = 4 x 103 cuentas, T = 4, Rendijas = 1 º, 1 º, 1° , Ni, 0.15º, V papel = 2cm min- 1 , V goniómetro = 2° cm- 1 ; barrido entre 80º y 5º en intervalos de 1 º. Materia orgánica Se determinó el carbono orgánico total (Corg) por oxidación con dicromato en medio ácido (Rump y Krist, 1988), utilizando un espectrofotómetro Spectronic 20 Milton Roy Company y estándares preparados con glucosa. El contenido de materia orgánica se obtuvo multiplicando el Corg por el factor 1.724. Cu, Pb y Zn totales Las 18 muestras fueron digeridas en parrillas bajo campana de extracción con agua regia. A 1 g de muestra previamente molida en mortero de ágata y depositada en matraces Erlenmeyer de 50 mi se agregaron 1 O mi de mezcla ácida (proporción en volumen de 75 % HCI y 25 % HN03) calentando a 60° a sequedad repitiendo el tratamiento. Se recuperó el residual del matraz lavando con agua deionizada y transfiriendo a un matraz aforado de 50 ml filtrando en papel Whatman No. 24, se aforó a 50 mi con agua deionizada y se leyó Cu, Pb y Zn por espectrofotometría de absorción atómica de flama usando un equipo Perkin Elmer 503 con lámparas de cátodo hueco. Se utilizaron muestras de un patrón interno del laboratorio de edafología ambiental de un suelo colectado en el Valle del Mezquital para conocer los porcentajes de recuperación del método de digestión. Los porcentajes de recuperación fueron : 96 % para Cu, 87 % para Pb y 108 % para Zn. 90 Cartografia de jales del Distrito de Guanajuato 4.4 Resultados 4.4.1 Ubicación y características generales de los jales Se encontraron 24 depósitos de jales de cianuración y flotación (figura 4.1) que cubren un área total de 81.8 has y constituyen un volumen de 39.5 millones de toneladas (Mt), en el cuadro 4.2 se describen sus características y su ubicación se muestra en la figura 1. En realidad existen al menos 29 depósitos de jales, sin embargo se consideraron como uno solo a seis depósitos que se encuentran muy cercanos en la comunidad de El Cedro (sitio 20), resultantes de la flotación bulk y construídos por la misma compañía minera. El cálculo del volumen total de jales lleva un error, tanto por variaciones en la densidad de los minerales como en la topografía basal sobre la que se depositaron los jales. Este error se considera del ± 20 % ya que la densidad puede variar de 1.6 a 2.4 g/cm3 , por lo que los jales de cianuración y flotación representan de 31.6 a 4 7.4 Mt. La mayoría de los jales se ubican dentro de la cuenca del río Guanajuato. Dos jales en La Luz se encuentran en la cuenca del río Silao (LLl 00 y LLM 100, según claves en la tabla 2, sitios 1 y 2 en figura 1) y otro sitio en el territorio del río Laja (LSSR, sitio 24). Los tres ríos mencionados son afluentes del río Lerma. 4.4.2 Condiciones de los sitios y lectura de perfiles La descripción completa de las condiciones de los sitios mostrando mapas para La Luz (LLlOO), San Nicolás (LS60), Noria Alta (VM70) y Valenciana-8 (VM16), además de la lectura completa de los perfiles se discuten en el Anexo 4. Sólo se resumirán las propiedades en campo relacionadas con los procesos geoquímicos. En el cuadro 4.3 se integran los resultados de pH y conductividad eléctrica en extractos de pastas de saturación, la materia orgánica y las concentraciones totales de Cu, Pb y Zn con las lecturas en campo. 4.4.2.1 Jales del mineral de La Luz (LLlOO) Se encuentran a l O km al NW de la ciudad de Guanajuato, en la comunidad de La Luz, (sitio 1 en la figura 4.1 . Ocupan 2 has, el grosor del depósito varía desde 20 hasta 35 m y representan un volumen aproximado de lMt (figura A4-1 , anexo 4). Son de grano grueso, el 50 % es mayor a 200 micras. Se describió un perfil en la zona estabilizada a la erosión en la parte alta del depósito que se encontraba seco con una inclinación moderada (5 %) y exposición NW. El perfil es homogéneo en el contenido de carbonatos (25 a 50 % ) y el pH (7 .23, 7 .26 y 7 .12 para cada horizonte). 91 ' .. , . ... '•"' ( >' /~ : ... Cartografia de jales del Distrito de Guanajuato 2334106 .. ': ·' : Río Silao ' " ' . \ : ' • ' . ,. V et~s La Luz . ' ""•''. .. : 1 ;_ 19 ' " ' .. : 1 ' .. . ' 1 ' . ·, . ', . ' ' . . ~. . .· . . . . .' l' . ..... ··.'. " .. . ~' " f .. ,,. >' • : ' ' . ~ .· ' ' Veta Ma~re : , ·· o ... . l ·" ..... --- .. .. . ~ .. 4 . • : ··~ , ~ ~ . ,. ' ,' ~ . , ': : 5 Km 2224362 , .. \ ...... .. ~ ~ ,, .. . .. ' . ' . . • w ... .. . ; ' ; .. . ,. . . . .· . .,'' . ' ' • 1 Presa La Purísi1;1:;i ... ' . 126647~·----· .. ........... , .. ... : .. , ~ \ / / . . ~ · ~1>1 4~8 ~ •' :~ · ,·' .. 1 ,_ ... - ' ~ .. - 1 ... - ..... ' Figura 4.1. Ubicación de los depósitos de jales de cianuración y flotación en el Distrito minero de Guanajuato. Los números de los sitios se discuten en el cuadro 4.2. 92 93 Cuadro 4.2. Depósitos de jales del Distrito de Guanajuato, valores de volumen entre paréntesis corresponden a datos proporcionados por personal de SCMMSFG No. 1 S.C.L. LL- La Luz, VM- Veta Madre, LS - La Sierra, A- apilamiento, PSD- presa sin desviación del drenaje, PD- presa con desviación del drenaje, FB - flotación bulk. Sitio Altura de la Area depósito Volumen Clasificación Ubicación UTM planicie (has) (M t) Método de beneficio, características y situación actual (msnm) Altura talud (m) 1 LLlOO 2329740 2.1 1.0 Cianuración, grano grueso, 80% > 0.1 mm. más de 20 % de calcita, muy La Luz 256636 2,395 35 ±0.1 erosionados > 50 % volumen original. Aproximadamente 100 años de (LL-A) abandono, evolución natural. 2 LLMlOO 2327128 2.5 1.0 Cianuración, grano grueso 80% > 0.1 mm, ; muy erosionados > 50 % Mexiamora 2,350 (LL-PSD) 259379 20 ± 0.1 volumen original. 3 VMNA70 2324787 2.1 0.9 Cianuración, la mina Sirena y sedimentos del río ::: 60 años de abandono. Facultad Química 1,992 21 (VM-PSD) 264223 ±0.1 Estabilizados con cobertura de pasto, utilizados como campos deportivos 4 VMD70 2324695 6.3 2.8 Cianuración, la mina Sirena y sedimentos del río, ::: 65 años de abandono. U Deportiva 264515 2,005 38 ± 0.3 Estabilizados con cobertura de pasto, utilizados como campos deportivos (VM-PD) 5VM70 2324693 1.7 0.5 Cianuración de la mina Sirena y sedimentos del río. Pozuelos 264421 1,995 22 ± 0.05 Estratificados, terrazas de erosión, colonización vegetal al 100 %. 80% > (VM-PSD) 0.1 mm. ::: 70 años de abandono, evolución natural. 6 VMNP70 2325178 2.2 1.3 Cianuración, de la mina Sirena y sedimentos del río ::: 50 años de abandono. Campo Nieto Piña 264442 2,000 30 ± 0.1 Estabilizados con cobertura de pasto, utilizados como campos deportivos (VM-PSD) 7 VMR70 2324843 0.2 0.05 Cianuración, de la mina Sirena y sedimentos del río. ::: 50 años. Fueron Hda. Rocha 263850 1,980 10 ± 0.005 removidos en fecha reciente. (YM-PSD) 8 VM44 2327194 1.9 0.4 FB, 79 % < 0.25 mm. Construídos de l 9S2 a l 9S6. Gradiente de tamaño de Cata 26S746 2, 120 27 ±O.OS partícula y estratificados. Se ha vaciado cascajo, basura y aceites sobre ellos. (VM-PD) (0.32) 9 VM38 2326841 4.1 0.6 FB, de l 9S6 a 1962, 80 % < 0.25 mm. Estratificados y gradiente de tamaño Presa 2 2, 105 ±O.OS (VM-PD) 26S607 so (0.4) de partícula. Utilizados como campos deportivos. 10 VM30 2326608 2.7 0.6 FB, de 1962 a 1970, 78 % < 0.25 mm. Estratificados y gradiente de tamaño Rayas 266609 2, 100 48 ±O.OS de partícula. Soportan instalaciones de la mina de Rayas. (VM-PD) (0.4) 11 VM24 2326405 1.2 0.4 FB, de 1968 a 1976, 78 % < 0.25 mm. Estratificados y Gradiente de tamaño Barrio Nuevo 266010 2,084 10 ±O.OS de partícula. Superficie utilizada para construir unidad habitacional. (VM-PD) (0.38) 12 VM22 2326296 3.5 1.3 FB, de 1972 a 1978, 78 % < 0.25 mm. Durán 266274 2,086 43 ± 0.15 Estratificados y gradiente de tamaño de partícula. (YM-PD) (0.42) Utilizados como campos deportivos, Sitio clasificación 13 VM20 El Cuarto (VM-PD) 14 VM4 Valenciana-7 (YM-PD) 15 VM16 Yalenciana-8 (VM-PD) 16 VM2 Jolula-9 (VM-PD) 17 VMO Jolula-9A (YM-PD) 18VMM Escuela Minas (YM-A) 19 VMNB Noche Buena (VM-A) 20 VMSO El Cedro (YM-PD) 21 LSEC El Cubo (YS-PD) 22 LS65 San Nicolás (VS-A) 23 LS60 San Nicolás (VS-PSD) 24 LSSR Santa Rosa (VS-PD) Ubicación UTM 2326750 265712 2327973 265742 2327740 265800 2327420 266481 2327656 266752 2326597 265740 2321115 260225 232400 269750 2323750 273820 2329489 271050 2329110 270825 2332930 271150 Altura de la planicie (msnm) 2,063 2, 185 2.150 2, 110 2,125 2,050 1,905 2.350 2,370 2,360 2,320 2,450 Cuadro 4.2. Continuación Area depósito (has) Altura talud (m) 1.7 42 5.4 35 4.3 55 1.6 40 0.9 18 0.15 JO 0.6 10 27 35 3.8 40 1.9 38 3.1 40 l. 25 Volumen (Mt) 0.7 ± 0.05 (0.65) 2.0 ± 0.2 (2.00) 3.3 ± 0.30 (3.00) 1.5 ± 0.15 ( 1.20) 0.5 ± 0.05 (0.50) 0.06 ± 0.005 0.2 ± 0.02 16.0 ± 1.0 3.1 ± 0.5 0.8 ± 0.075 1.1 ± 0.15 0.4 ± 0.075 Método de beneficio, características y situación actual FB, de 1976 a 1980, 80 % < 0.25 mm. Estratificados y gradiente de tamaño de partícula. Campos deportivos y unidad habitacional. FB, de 1984 a 1994, 80 % < 0.25 mm. Estratificados y gradiente de tamaño de partícula Abandonados antes del muestreo, evolución natural. FB, de 1978 a 1982, 80 % < 0.25 mm. Estratificados y gradiente de tamaño de partícula Abandonados antes del muestreo, evolución natural. FB, de 1994 a la actualidad, 80 % < 0.25 mm. Estratificación y gradiente de tamaño de partícula, evolución natural FB, de 2001 a la actualidad, < 0.25 mm. Estratificación y gradiente de tamaño de partícula. En construcción Cianuración, en zona urbana, construcción de escuela de Minas en su superficie. 80 % < 0.25 mm, regados continuamente. Cianuración, abandonados, estratificados y cubiertos por vegetación. Cercanos a 20 Mt de sedimentos que provienen de amalgamación en haciendas de beneficio FB, 80 % < 0.125 mm. Complejo de 6 presas de jales. Estratificados y gradiente de tamafio de partícula. FB, y cianuración. Complejo de 3 presas de jales, cubiertos con vegetación inducida. Estratificados y gradiente de tamaño de partícula. Cianuración, apilamiento, abandonados, muy erosionados. Grano grueso, 80% > 0.1 mm. Colonizados por pirul, huizache y jara. Aproximadamente 65 años de abandono, evolución natural Cianuración, planicies abandonadas,estratificadas. Grano grueso 80% > 0.1 mm Tajo de erosión que corta toda la estructura. Colonizados por pirul, huizache, jara. Aproximadamente 60 años de abandono, evolución natural FB, en construcción, sobre zona de bosque de encinos. 94 95 Cuadro 4.3. Propiedades de los horizontes, de los perfiles muestreados. CRA: franco arcillo-arenosa, CLf: franco limosa fina, CLg: franco limosa gruesa, CA: franco arenosa, CRL:franco arcillo limosa, CR: franco arcillosa; Cu, Pb y Zn en mg ki'. Clave* Horizonte Prof. (cm) Color en húmedo %CaC03 textura pH CE (µS cm-1 ) % M.O. Cu Pb Zn LLIOO CI 0-5 7.5YR 2/2 25-50 CRA 7.23 400 5.96 61.3 47 166 C2 5-12 7.5YR 4/2 25-50 CRA 7.26 280 4.53 52.9 43 145 C3 12-35 7.5YR 4/2 25-50 CLf 7.12 190 5.34 49.3 39 139 LS60 Cl 0-40 2.5Y 6/2 2-10 CRA 7.26 280 0.99 128.6 43 136 C2 40-75 2.5Y 6/2 2-10 CRA 7.05 3,050 1.71 387.0 75 121 C3 75-105 2.5Y 612 2-10 CRA 7.94 3,760 0.99 119.0 34 109 VM70Pl Cl 0-10 lOYR 3/2 2-10 CLf 6.70 350 5.1 174.3 134 204 C2 10-30 lOYR 5/4 0.5 - 2 CLg 6.92 190 0.35 188.7 92 125 C3 30-50 10 YR 6/8 o CA 6.49 1,880 0.15 116.6 162 69 C4 50-65 10 YR 6/4 0.5 - 2 CLg 7.16 250 0.34 138.2 155 133 es 65 - 90 10 YR 6/8 o CA 5.24 2,420 0.05 92.5 136 47 VM70P2 Cl 0-18 lOYR 5/4 2- 10 CRL 7.26 340 0.75 268.0 178 448 C2 18 - 40/45 1 OYR 5/4 2- 10 CRL 7.49 2,310 0.47 247.6 170 429 C3 40/45 - 10 lOYR 5/4 2-10 CRL 7.52 2,770 0.47 241.6 130 338 VM16 Cl o - 0.514 2.5 y 6/2 2- 10 CR 7.58 3,100 0.49 167.1 26 219 C2 0.514 - 8/ 1 2.5 y 512 2 - 1 o CA 7.36 1,100 0.31 144.2 22 153 VMSOP CI 0-4 5Y 5/1 10-25 CRA 7.52 1,010 0.35 74.5 13 36 C2 4-20 5Y 5/1 10-25 CA 7.39 890 0.16 72.1 13 36 * Clave del sitio según el Cuadro 4.2 y en el Anexo 4 Cartogra[ia de jales del Distrito de Guanajuato La conductividad eléctrica es baja: 44, 290 y 190 µS cm- 1 en cada estrato. La colonización tanto por líquenes como por plantas permite la acumulación de materia orgánica (MO) en la superficie y ayuda en la formación de agregados estables a la erosión. Los contenidos de materia orgánica son altos en los tres horizontes: 5.96 %, 4.53 % y 5.34 %. El color varía de café muy oscuro (7.5YR 2/2) en el primer horizonte a café (7.5YR 4/2) en el segundo y tercero, a profundidad el color es gris claro (lOYR 6/2). En las paredes se aprecia eflorescencia de fases secundarias blancas, posiblemente yeso además de fases rojizas de oxi-hidróxidos que ayudan a cementar los granos y estabilizar a los efectos de la erosión. 4.4.2.2 Monte de San Nicolás (LS60) Son una serie de planicies de jales ubicadas en la comunidad del Mineral del Monte de San Nicolás a 7 km al NE de la ciudad de Guanajuato (sitio 23 en figura 4.1). Ocupan un área de 3 has y representan un volumen total de 1.1 Mt (figura A4-3). El perfil que se describió estaba expuesto al Sur y se encontraba seco, con una inclinación moderada (5 %). Se tomaron en cuenta tres estratos diferenciables por la presencia de raíces. Los horizontes tienen el mismo color gris pardo claro en húmedo (2.5Y 6/2), textura franco arcillo arenosa (CRA), pH alcalino (7.26, 7.05 y 7.94) y carbonatos del 2 al 1 O %. La conductividad eléctrica aumenta de 280 µS cm- 1 en el primer horizonte a 3,050 µS cm- 1 en el segundo y 3,760 µS cm-1 en el tercero, que indica lavado de sales hacia abajo. El contenido de materia orgánica es de 0.99 % en el primer horizonte, 1.71% en el segundo y 0.99 % el tercero. La textura del material ofrece una capacidad de retención de agua media. 4.4.2.3 Pozuelos (VM70) Se encuentran a la entrada de la ciudad de Guanajuato por la carretera de León e Irapuato, cerca de la cortina de la presa Pozuelos y atrás de la estación de bomberos (sitio 5 en figura 4.1 ). El depósito tiene un área de 1.1 has y un volumen aproximado de medio millón de toneladas. Fueron tratados por cianuración, con un tiempo de exposición a la atmósfera de aproximadamente 70 años. Son de grano grueso (50 % >200 µm) aunque en el lecho del arroyo se aprecian texturas arcillosas. Se leyeron dos perfiles, uno ubicado en la terraza alta y otro en la terraza baja (figura A4-5). Perfil de la terraza alta (VM70Pl): profundo, bien drenado; el horizonte superior es pedregoso por aportes de roca y suelo de la ladera, con alto contenido de materia orgánica (5.1 %). Hacia abajo los horizontes se van alternando en series de estratos limosos y arenosos y tienen bajos contenidos de materia orgánica según se aprecia en el cuadro 4.3. Los estratos limosos tienen pH neutro (6.92 y 96 Cartogra[ia de jales del Distrito de Guanajuato 7.16), color café amarillento ligero en húmedo (lOYR 6/4), bajo contenido de carbonatos (0.5 al 2 %) y conductividad eléctrica baja (190 y 250 µS cm- 1 ). Los estratos arenosos tienen color amarillo en húmedo (lOYR 6/8), pH ligeramente ácido (6.49 y 5.24), conductividad alta (1,880 y 2,420 µS cm-1 ) y sin carbonatos. En los horizontes de textura gruesa se observaron agregados anaranjados de l cm de grosor que representan 20% del total además de eflorescencia de sales. Perfil de la terraza baja (VM70P2): bien drenado, los tres horizontes descritos son homogéneos color café amarillento ligero en húmedo (lOYR 5/4), textura franco arcillo-limosa (CRL) carbonatos del 2 al 1 O % y pH alcalinos (7.26, 7.49 y 7.52). La conductividad eléctrica incrementa con la profundidad, de 340, 2,310 a 2,770 µS cm- 1 , que indica un lavado de sales hacia abajo en el perfil. 4 .4 .2.4 Valenciana-8 (VM 16) Este depósito tiene aproximadamente 6 has de extensión y un volumen de 3.26 Mt (figura A4- 6), son residuos de la flotación bulk, el tamaño de grano es del 80 % menor a 250 µm y proceden de cuatro minas de la parte central de la veta Madre. Un porcentaje del 20 al 30 % proviene de la mina de Rayas, un yacimiento profundo con concentraciones altas de sulfuros metálicos. Llevan aproximadamente 16 años expuestos a la atmósfera. Debido al mecanismo de construcción, (aguas arriba) se aprecia un desnivel de aproximadamente 2 m desde la cortina de la presa hacia la zona distal. En las zonas distales hay acumulación del agua que escurre en toda la planicie y de las sustancias disueltas arrastradas. Cuando esta zona se inundada estacionalmente se aprecian coloraciones azules y gris metálico en los primeros cm de profundidad por la presencia del ión ferroso que indican reducción de oxi-hidróxidos; unos pocos centímetros más a profundidad (5-10 cm) se observan agregados negros asociados con residuos vegetales que al reaccionar con HCl desprenden un olor característico a sulfuros, evidencia de sulfato reducción. En tiempo de secas, las arcillas se fracturan permitiendo la difusión de oxígeno y la zona anteriormente reducida se oxida, se aprecian coloraciones rojizas y eflorescencia de yeso y otros sulfatos. Los ciclos estacionales influyen en las condiciones redox que pueden controlar la movilidad de los EPT. Se describió un perfil en la zona media, con exposición Este y 5 % de inclinación. Los estratos arenosos se encontraban secos y los arcillosos húmedos donde se observó eflorescencia de sales. Los estratos arenosos están bien aireados y tienen baja capacidad de retención de humedad, mientras que los arcillosos retienen agua y están pobremente aireados. Se analizaron sólo los dos primeros horizontes, uno arcilloso (VM16PC1) delgado con 0.5 a 4 cm de grosor, color gris pardo 97 Cartogra{ia de jales del Distrito de Guanajuato ligero en húmedo (2.5Y 6/2), carbonatos del 1 O al 25 %, pH de 7.58 y conductividad eléctrica de 3,100 µS cm·'. El horizonte arenoso (VM16PC2) tiene el mismo color, carbonatos del 0.5 al 2, pH de 7.36 y conductividad de 1,100 µS cm·'. 4.4.2.5 El Cedro VMSO Al Este de la ciudad de Guanajuato en la comunidad de Calderones existen 6 planicies de jales que en total ocupan 29 has, con un volumen aproximado de 18 Mt (sitio 20 en figura 1 ). Se describió el depósito más reciente ya que las otras planicies se riegan continuamente, son residuos del proceso de flotación bulk con un tamaño de grano del 80% menor a 125 µm. El sitio tiene forma de terraza rellenando una cañada, con una altura del talud de 30 m. El perfil se encontraba seco con exposición W, se aprecia eflorescencia de sales en estratos arcillosos y una capa muy delgada ( 1 mm) de color rojo de óxidos entre estratos arcillosos y arenosos que evidencian la oxidación de la pirita. Se describieron sólo dos horizontes en la superficie, uno (VMSOPC 1) con textura franco arcillo arenosa (CRA), color gris en húmedo (5Y 5/1), carbonatos del 10 al 25 %, pH de 7.52 y conductividad eléctrica de 1,01 O µS cm·'. El inferior (VMSOPC2), textura franco arenosa (CA), con color gris en húmedo (5Y 511), carbonatos del 10 al 25 %, pH de 7.39 y conductividad de 890 µS cm·'. 4.4.3 Mineralogía por DRX Los minerales mayoritarios son los mismos en todos los jales pero en diferentes proporc10nes: cuarzo del 50 al 80 %, feldespato . potásico del 5 al 10 %, plagioclasas mayoritariamente cálcicas del 5 al 1 O % y calcita del O al 25 %. En la figura 4.2 se muestran los patrones de difracción de rayos-X de las 8 muestras analizadas resaltando por su importancia geoquímica las señales para esmectita (Sm) , clorita (Chl) , caolinita (K) , yeso (Gy), calcita (Ca) y pirita (Py). La muestra de La Luz (LLIOOC2) tiene las señales más fuertes para calcita y le siguen en intensidad las dos muestras de El Cedro (VMSOC 1 y C2), procedentes de un yacimiento de stockwork emplazado en riolitas propilitizadas, donde la calcita es el principal mineral en la ganga (Randall-Roberts et al., 1994). Las señales para las arcillas minerales son mayores en las muestras colectadas en los horizontes de textura fina tanto de Valenciana-8 (VM 16C 1) como de El Cedro (VMSOC 1 ), esto sugiere que las zonas con textura fina en los jales se encuentran enriquecidas en arcillas minerales. 98 Cartografia de jales del Distrito de Guanajuato Sólo se aprecia pirita en los jales de depósito reciente en El Cedro (muestras VMSOC 1 y C2) y en el horizonte de textura fina en Valenciana-8 (VM 16C 1 ), esto puede deberse a que aún no se oxida la pirita y a que en los estratos de textura fina no hay difusión de oxígeno que favorezca la oxidación. VMSOCl VMSOC2 VM16Cl VM16C2 VM75PlC4 VM75P1C5 LS70Cl LL100C2 Gy 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1+f-1 5 1 o 15 28 31 Py ( +) ~ L i 56 60 Figura 4.2. Intensidad de señales de minerales con importancia geoquímica de ocho muestras de jales: Sm - esmectita, Chl - clorita, Gy - yeso, K- caolinita, Ca - calcita, Py - pirita. 4.4.4 Análisis de cobre, plomo y zinc totales En las tres últimas columnas del cuadro 4.3 se muestran los valores de cobre, plomo y zinc totales. El menor contenido de cobre ( 49.3 mg kg- 1 ) se encontró en un perfil de La Luz y el mayor en el perfil de los jales del Monte de San Nicolás (387 mg kg- 1 ). La muestras de El Cedro son las que tienen las menores concentraciones tanto de plomo como de zinc (13 y 36 mg kg· 1 respectivamente), la molienda fina (80 % < 125 µm) debe favorecer una mejor recuperación de los sulfuros respecto a los otros sitios. Otra razón de las bajas concentraciones es que el yacimiento de 99 A A A A A A e mp A pr ps a A A a A A a AAA --.—,. Las concentraciones mayores para Pb y Zn se encontraron en la muestra del horizonte 1, perfil 2 de los jales de Pozuelos (178 y 449 mg kg' respectivamente) ubicado en la terraza media. En la figura 4.3 se muestran los promedio de las concentraciones de Cu, Pb y Zn totales con su desviación estándar, que permiten distinguir la variabilidad entre estratos. A) Cu 400 . Sr 300 : === 200 ps 3 100 .- — q Cu to ta l [m g kg *] 200 ) | 150 == y o : 100 Pb to ta l [m g kg *] C) Zn 500 400 300 200). - D 100. - E D Figura 4.3. Variación de cobre, plomo y zinc totales en perfiles. O La Luz (LL100), — Monte de Zn to ta l [m g k g ] San Nicolás (LS60), UU Pozuelos perfil 1 (VM70P1) y M Pozuelos perfil 2 (VM70P2). 100 Cartogra[ia de jales del Distrito de Guanajuato donde ovienen estos jales es un stockwork con bajos contenidos de sulfuros metálicos (Mango, l 992). L~ centraciones ayores ara b n ontraron uestra el ri onte , erfil e s l s e zuelos 8 9 g -1 t ente) i do a edia. n ra . uestran s edio e centraciones e u, n les n s iación t dar, e r iten i t uir ri bili ad tre tratos. ) u 0 - - - -- - -- - 1 1 ....... 0 1 r -- - - - - - Cl ..:.:: 1 i Cl g 200 +- - - - - - - ·-- - - - - - -- -¡; - ~ -- 1 o 1 - 100 +-::::1 - - - - - - - - - - - - ·- (.) l = o - - - - - - - - - - - - - B) Pb 0 - - - - - -- - -- - - - - - ....... 0 ~ !-~ - - - - - - - - - - -- Cl ..:.:: Cl g 0 - - - - - - - - - - - - - l1I -o -t - 1 .e 50 - - - - -- - - - - o.. ¡- ~ 1 o 1 - -- - -- - - ) 500 1 ! ....... 0 ' - - -- - Cl ..:.:: Cl 0 - - - --- - - g -¡; 0 -~ -- - - - - - ---o - ~ - ~ rG -r o i ura . . ariación e bre, o i c t l s erfiles. a uz IOO), - onte e an icolás S60), D zuelos erfil l 70Pl) • zuelos erfil 70P2). Cartogra[ia de jales del Distrito de Guanajuato En La Luz se aprecia una variación muy baja para las muestras en el perfil, la zona donde se colectaron se encuentra estabilizada a la erosión y no ha tenido otros aportes de jales por deposición, sin embargo en este sitio hay una gran movilización de materiales por la erosión hídrica y eólica y como se discutirá en el capítulo 6, las concentraciones de metales y As tienen una alta variabilidad espacial. Aunque las muestras colectadas en el perfil de San Nicolás fueron parecidas, se aprecia alta variación en las concentraciones de metales entre horizontes. Los jales de Pozuelos también tienen alta variación en las concentraciones de metales entre horizontes. Estos resultados muestran que los jales presentan una gran variabilidad espacial en sus propiedades, es conveniente la toma de muestras compuestas en la superficie, así mismo el diferenciar las zonas tanto proximales como distales en los jales de flotación. 4.5 Discusión 4.5.1 Clasificación de los residuos La cantidad de jales que se encuentra en el Distrito y que sugiere la historia de extracción son 95 Mt (capítulo 2), en este trabajo se contabilizaron de 31.6 a 4 7.4 Mt sólo de jales de cianuración y flotación bulk. Los residuos de amalgamación fueron vaciados al río y se requiere de una caracterización de los sedimentos en la cuenca del río Guanajuato para conocer su extensión y cantidades, al menos se ha documentado la presencia de 20 Mt en la planicie aluvial de la comunidad de Santa Teresa (COREMI, 1992), la ubicación de estos sedimentos de jales se muestra en la figura 1. Las rocas que afloran en el Distrito de Guanajuato no tienen carbonatos, excepto las que presentan alteración propilítica y las facies de caliza de la formación Esperanza. En todas las vetas del Distrito hay calcita y este mineral no es eliminado en los procesos de beneficio, por lo que permanece en los jales. Un método muy sencillo para cartografiar la extensión de los residuos de amalgamación es realizando una estimación del contenido de calcita a través de la efervescencia con HCl al 10% en los sedimentos del río, tal como lo propusieron Rowan et al. (1995) y Miller (1997). Una estimación exacta del volumen total de los jales debe desarrollarse a través de sondeos eléctricos verticales en cada sitio, que aparte de definir la profundidad a la roca basal, ayudaría a detectar la profundidad de la zona saturada y la presencia y extensión de capas cementadas, las que restringen la difusión de agua y oxígeno (Blowes et al., 1991 ). Conforme transcurre el tiempo, los jales son colonizados por la vegetación nativa, las plantas que crecen en las laderas no disturbadas extienden sus raíces hacia los depósitos. En jales sin 101 Cartogra{ia de jales del Distrito de Guanajuato vegetación los polvos en la superficie son fácilmente removidos por las tolvaneras que transportan materiales finos hacia afuera de la estructura, depositándose en los suelos cercanos además de que se redistribuyen los materiales dentro de los jales. Coffey et al. (1986), proponen que la estratificación y una fuerte pendiente en los taludes aumenta la cizalla entre las partículas, incrementando las tasas de erosión. Los tipos de residuos de minas que se encuentran en el Distrito de Guanajuato son: Terreros ó material de baja ley. Existen más de 20, no han sido procesados, tienen grano grueso y clastos mayores a 5 mm. Jales de amalgamación, en el río Guanajuato se encuentran varios millones de toneladas de sedimentos de materiales residuales de las haciendas de beneficio por amalgamación, tan sólo en las terrazas aluviales de Santa Teresa hay más de 20 Mt (COREMI, 1992). Jales de cianuración. Se ubicaron 11 depósitos, tienen tamaño de grano grueso por lo que se encuentran bien aireados y con baja capacidad de retención de humedad. Al construirse no se contemplaron obras de desviación del drenaje en las cuencas de captación y reciben toda el agua de escurrimiento presentando alto riesgo de erosión hídrica. Tres de estos jales han perdido por erosión más del 25 % de los materiales originalmente depositados (La Luz-LLlOO, San Nicolás-LS60 y Pozuelos-VM70). Estos jales son sistemas abiertos y los materiales que se erosionan son arrastrados por varios kilómetros, también hay liberación de sustancias disueltas. La erosión hídrica depende de las condiciones geográficas y climatológicas del sitio, así como también de la geoforma de los depósitos (Osterkamp y Troy, 1997) y al mecanismo de construcción, ya que jales vaciados debajo de plantas de beneficio y con estratigrafía paralela a la pendiente son fácilmente erosionables. Aparte de la vegetación, la erosión es disminuida por la presencia de agregados minerales. La estabilidad de los granos aumenta con sustancias cementantes como óxidos de hierro, yeso y la materia orgánica. Jales de flotación bulk. Se ubicaron 14, todos fueron construidos por el método de aguas arriba, son estructuras con una cortina de materiales gruesos y con obras para la desviación del drenaje natural, el cual se canaliza debajo de los depósitos. Durante el depósito drenan las aguas de proceso con residuos de reactivos de la flotación y los solutos que resultan de la oxidación de los sulfuros presentes, en los drenajes de los jales también se observaron flóculos de oxi-hidróxidos de hierro en suspensión. Al construirse se desarrolló una estratigrafía muy compleja y una clasificación de tamaños de partícula, de tal forma que hay dos zonas con una hidrología contrastante: proximal y distal a la cortina de retención. En la zona proximal la limitante para la oxidación es la humedad ya 102 Cartografia de jales del Distrito de Guanajuato que está bien aireada y se aprecian zonas donde eflorescen sulfatos secundarios y precipitan oxi- hidróxidos de hierro, en la zona distal hay acumulación de solutos y se presentan procesos estacionales de reducción del hierro y el sulfato. 4.5.2 Condiciones de acidificación en los jales estudiados La generación de acidez en los jales depende de las cantidades de minerales con capacidad de generar acidez (principalmente pirita) y para neutralizarla (calcita). En la ecuación 4.1 se resume el proceso de oxidación de pirita y neutralización de acidez por calcita que produce yeso y ferrihidrita (Plumlee, 1999): 4 FeS2 + 8CaC03 + 15 02(g) + 6H20 ~ 4Fe(OH)3(s) + 8CaS04 + 8C02 ( 4.1) La presencia de pirita y calcita dependen principalmente del origen geológico como se explicó en el capítulo 2. Los reactivos necesarios para la oxidación son el agua y el oxígeno y su presencia en la superficie de los jales depende de la granulometría y de la ubicación dentro del depósito y su relación con escorrentías naturales. Evidencias del proceso de oxidación de sulfuros son el pH y la conductividad eléctrica, relacionada con el sulfato. La oxidación se refleja en los tonos rojizos y anaranjados del sustrato por la presencia de óxidos. La acumulación de yeso es una evidencia de que ha habido neutralizacíón de protones por la calcita. La única muestra en la cual se observó pH ácido fue una colectada en un horizonte arenoso del perfil ubicado en la terraza alta de los jales de Pozuelos (VM70P 1 CS). El perfil que se analizó se encuentra cercano a un escurrimiento natural. El horizonte tiene pH de 5 .2 y conductividad de 2,420 µS cm- 1 , textura franco arenosa, no tiene carbonatos y presenta coloraciones amarillas y anaranjadas que indican la presencia de óxidos e hidroxisulfatos de hierro (posiblemente jarosita ó schwermannita) que al disolverse liberan acidez por hidrólisis (Dold y Fontboté, 2002). Los horizontes localizados arriba y abajo son de textura franco limosa fina, con bajo contenido de carbonatos y pH alcalino. Posiblemente por la textura del perfil hubo un flujo de agua preferencial que favoreció la oxidación de la pirita, se consumió la calcita original hasta agotarse y formar yeso, ya que se detectó este mineral por DRX. En los estratos arcillosos de todos los jales pueden quedar retenidas las aguas de proceso y se observa eflorescencia de yeso producto de la oxidación y neutralización. Dold y Fontboté (2001), encuentran que en jales de pórfidos cupríferos en el desierto de Atacama en Chile la humedad es la limitante para la oxidación, los estratos de textura gruesa pierden humedad fácilmente y no se 103 Cartogra(ia de jales del Distrito de Guanajuato oxidan en tanto que los estratos finos debido a su mayor capacidad de retención de humedad si presentan oxidación. A nivel local (en los horizontes arenosos cercanos a escurrimientos naturales) los jales presentan acidificación y los factores que la favorecen se relacionan con una buena aireación y presencia de agua. 4.5.3 Variación de las propiedades Si bien sólo se analizaron muestras colectadas en perfiles, las zonas proximales pueden tener un comportamiento similar al de los horizontes de textura gruesa y las zonas distales al de los horizontes arcillosos. Se encontró que los horizontes arcillosos retienen humedad y tienen mayor conductividad eléctrica que los arenosos. Los horizontes arcillosos tienen relativamente una mayor cantidad de arcillas minerales por lo que las zonas distales, con textura arcillosa deben tener mayor porcentaje de arcillas minerales que las zonas proximales de textura arenosa. La variación dentro de los sitios es debida a la clasificación durante el depósito y a redistribuciones de los materiales por los agentes erosivos. En cada etapa de depósito se desarrolla una estratigrafía y hay una clasificación textura! que condiciona una distribución en la mineralogía. El tipo de mena es fundamental en las cantidades de sulfuros y por consiguiente de metales en los jales ya que los stockworks (mina Las Torres en la parte central de la Veta Madre) tienen menores porcentajes de sulfuros que los filones y las brechas (Mango, 1992). La cantidad de calcita en los jales depende de su concentración en las vetas y del tipo de alteración en la roca encajonante. El sistema de vetas La Luz está emplazado en calizas y con más del 25 % de calcita. La litología condiciona el tipo de mena, por ejemplo las rocas volcánicas contienen redes de vetillas en stockwork donde la calcita es la ganga dominante (1 O al 25 % de CaC03); las brechas y stockworks encajonados por el Conglomerado tienen bajas cantidades de calcita, aproximadamente del O al 1 O %. La presencia de pirita se relaciona con la edad que llevan los jales expuestos a la atmósfera, en sitios de depósito reciente se encontró pirita (VMSO) y en jales con mayor edad de abandono no se detectó debido a que posiblemente se oxidó. También se detectó pirita en el estrato de textura fina de Valenciana-8 (VM 16C 1) ya que no permite una adecuada aireación y aporte de oxígeno. En todos los jales se observó que la vegetación favorece el proceso de oxidación debido a que incrementa la capacidad de retención de humedad y la aireación del sustrato. Cerca de las zonas radicales de plantas sobre todo de las jaras (Baccharis glutinosa) se observaron coloraciones 104 Cartografla de jales del Distrito de Guanajuato amarillas y rojizas y acumulación de yeso. En las zonas de raíces se desarrollan microambientes donde la oxidación de los sulfuros es más intensa (Walton-Day, 1999). 4.5.4 Estimación del riesgo ambiental de los jales El impacto que han ocasionado los jales en el Distrito Minero de Guanajuato ha sido muy alto, comenzando por el azolve del cauce del río ocasionado por el vertido de los jales de amalgamación, los que llevaban partículas de mercurio. Los jales de cianuración y flotación cubren un área de 81.8 has y representan un promedio de 39.5 Mt, los jales de cianuración tienen riesgos de erosión hídrica. Para definir si los EPT contenidos en los jales ocasionan efectos tóxicos al ambiente es necesario tomar en cuenta los niveles natuales o basales de metales en las rocas y suelos, la geología en el Distrito de Guanajuato es muy compleja y para definir un nivel de referencia sería necesario realizar una caracterización de rocas, suelos y sedimentos que representen todas las condiciones que se encuentran en la región. Otra aproximación para definir si éstos residuos son tóxicos es comparando las concentraciones de metales analizadas contra valores de referencia establecidos por Normatividades de otros países. En el cuado 4.4 se compilan los datos de Normas y valores de referencia para suelos y sedimentos que se aplican en algunos países. País Cuadro 4.4 Niveles de referencia para concentraciones de EPT en suelos y sedimentos según legislaciones de diferentes países As Cu Pb Zn Austra li a-NZª 20 100 10 200 Alemaniau 60 500 500 300 GCS NEP GCS NEP GCS NEP GCS NEP Can ad a e 5.9 17 35.7 197 35 91.3 123 3 15 Holandaº 190 530 720 mb < 5 < 15 < 50 < 150 b 5-10 15-25 50-150 150-300 Suecia e m 10-30 25-100 150-400 300-1,000 a 30-150 100-500 400-2,000 1,000-5,000 ma > 150 > 500 > 2,000 > 5,000 GCS: guía de calidad para sed11nentos, NEP: nivel de efecto probable, mb: muy bajo, b: bajo, m: medio, a: alto, ma: muy alto. "ANZECC/ ARMCANZ, 2000, bKabata-Pendias, 1995, chttp: //www.ec.gc.ca/CEQG-RCQE/, "MHSPE, 2 000, "http://www. intemat. naturvardsket. se/ documents/legal/ assess. 105 Cartografla de jales del Distrito de Guanajuato Las Normas de Australia y Nueva Zelanda se refieren a los niveles máximos en suelos, como puede apreciarse son muy estrictas y si se aplicaran a los jales del Distrito de Guanajuato, resultaría que todos tienen potencial tóxico. Sin embargo, desde una perspectiva de legislación, los jales deben considerarse como sedimentos más que como suelos. La legislación Alemana se refiere a niveles máximos en suelos y bajo este criterio los jales no se considerarían tóxicos. La legislación canadiense se refiere a niveles de metales en sedimentos y es aún más estricta que la de Australia, desde esta perspectiva los jales exceden los niveles de calidad y para el sitio Pozuelos (VM70) se esperarían niveles tóxicos para Cu, Pb y Zn. Los niveles establecidos por la legislación Holandesa se refieren a las concentraciones que requieren acciones de remediación en el suelo, en función de ésta Norma el sitio Pozuelos requeriría acciones de remediación para eliminar Cu (promedio de 252 mg kg- 1 en el perfil 2). La legislación Sueca para niveles guía en sedimentos aplicada a los datos de metales cuantificados sugiere que el Cu se encuentra de niveles medios a altos y tanto plomo como zinc de niveles bajos a medios. Sin embargo la aplicación de éstas Normas a sitios con tanta variación en las propiedades como depósitos de jales requiere de que se haga una adecuada selección de las muestras y se delimiten las zonas donde las concentraciones de EPT son mayores para realizar las acciones de remediación necesarias y evitar efectos adversos al ambiente. 4.6 Conclusiones En el Distrito de Guanajuato existen por lo menos 24 depósitos de jales de cianuración y flotación, los que ocupan un área de 81.8 hectáreas, representan un mínimo de 31 .6 Mt y un máximo de 47.4 con un valor promedio de 39.5 Mt. Existen 11 jales de cianuración que tienen riesgos de erosión hídrica ya que durante su construcción no se contemplaron obras de desviación del drenaje natural. Hay 13 jales de flotación con bajos riesgos de erosión hídrica debido a que se construyeron obras de desviación del drenaje, sin embargo si no son recubiertos en su superficie pueden tener erosión eólica intensa ya que los materiales no están consolidados. Se describieron 6 perfiles representativos en 5 depósitos de jales, en campo se apreciaron evidencias del proceso de oxidación de pirita tales como la presencia de óxidos de hierro (coloraciones rojas, anaranjadas y amarillas) y de minerales secundarios como yeso, que favorece cementación en las zonas distales. Todas las lecturas de pH resultaron de neutros a alcalinos 106 Cartogra(ia de jales del Distrito de Guanajuato excepto para la muestra del horizonte arenoso en la terraza alta de Pozuelos (VM75Pl C5, con pH de 5.24) que se encuentra cercana a una vía de flujo donde no se detectaron carbonatos. En los jales pueden encontrarse dos zonas con condiciones geoquímicas diferentes: A) zonas proximales de textura gruesa para jales de flotación (o toda el área de los jales de cianuración), drenadas que favorecen la oxidación de los sulfuros y la formación de yeso, el agua es la limitante de la oxidación. B) zonas distales de jales de flotación , enriquecidas en arcillas minerales, donde hay acumulación de solutos y se presenta reducción de oxi-hidróxidos y sulfato-reducción estacionales. La difusión de oxígeno es la limitante de la oxidación. Los jales tienen una variación espacial muy alta en las propiedades. La situación más extrema de generación de acidez se encontró en un perfil ubicado cerca a una vía de flujo y el agua actuó tanto disolviendo a la calcita como oxidando a la pirita. A nivel local (en los horizontes arenosos cercanos a escurrimientos naturales) los jales presentan acidificación y los factores que la favorecen se relacionan con una buena aireación y presencia de agua. El contenido de metales en los jales se relaciona con la geología del yacimiento, las menas tipo stockwork producen jales con menores concentraciones que las menas tipo filón ó brechas. Según la Normatividad Internacional para niveles de referencia en sedimentos, los jales tienen concentraciones medias a altas para los metales Cu, Pb y Zn y los volúmenes tan grandes que existen dispersos en todo el territorio del Distrito de Guanajuato pueden ocasionar problemas de toxicidad al ambiente. Es muy importante recalcar que deben conocerse los niveles naturales de EPT en rocas, suelos y sedimentos de la región para poder discriminar si efectivamente los jales tienen concentraciones de EPT que pueden resultar tóxicas al ambiente. 4.8 Referencias bibliográficas ANZECC/ARMCANZ, 2000. Au stralian and New Zealand Guidelines for Fresh and Marine Water Quality. National Water Quality Management Strategy No . 4. Environment Australia, Canberra, http://www.ea. gov .au. Bigham, J.M., 1994. Mineralogy of ochre deposits formed by sulfide oxidation , in J.L. Jambor and D.W. Blowes (eds.), Short Course Handbook on Environmental Geochemistry of Sulfide Mine - Wastes: Waterloo, Ontario, Mineralogical Association of Canada, 103-132. Black, C.A.; Evans, D.D. ; White, J.L.; Clarck, F.E. and Dinauer, R.C., 1965 . Methods of Soil Analysis, Part 2 Chamical and Microbiological Properties, Madison, Wisconsin, USA, American Society of Agronomy, inc ., 1280 p. 107 Cartogra{ia de jales del Distrito de Guanajuato Blowes, D.W., Reardon E.J., Jambor J.L., Cherry J.A., 1991. The formation and potential importance of cemented layers in inactive sulfide mine tailings, Geochimica et Cosmochimica Acta, 55, 965-978. Bradshaw A., Johnson M., 1992. Revegetation of metalliferous mine waste: the range of practica! techniques used in Western Europe: Minerals, Metals and the Environment, Amsterdam, Elsevier, 481-494. Boulet, M.P., Larocque A.C., 1998. A comparative mineralogical and geochemical study of sulfide mine tailings at two sites in New Mexico, USA, Environmental Geology, 33 , 130-142. Chambers, J.C., R.C. Sidle, 1991 . Fate of heavy metals in an abandoned Lead - Zinc tailings pond: l. Vegetation, Journal of Environmental Quality, 20, 745-751. Coffey, P.S. , Scott, W.D., Summers, K.J., 1986. The effects of tailing dam profiles on relative wind erosion rates, Journal of Environmental Quality, 15, 168-172. Consejo de Recursos Minerales (COREMI), 1992. Monografía Geológico - Minera del Estado de Guanajuato, México D.F., Subsecretaría de Minas e Industria básica de la Secretaría de Energía, Minas e Industria Paraestatal, primera Edición, 136 p. Dold, B., Fontboté, L., 2001. Element cycling and secondary mineralogy in porphyry cooper tailings as a function of climate, primary mineralogy, and mineral processing, Journal of Geochemical Exploration, 74, 3-55. Dold, B., Fontboté, L., 2002. A mineralogical and geochemical study of element mobility in sulfide mme tailings of Fe - oxide Cu - Au deposits from the Punta del Cobre belt, northern Chile, Chemical Geology, 189, 135-163. Jw:jovec, J., Ptacek, C.J., Blowes, D.W., 2002 . Acid neutralization mechanisms and metal release m mine tailings: A laboratory column experiment, Geochimica et Cosmochimica Acta, 66, 1511-1523 . Kabata-Pendias, A., 1995. Agricultura! problems related to excessive trace metals content of soils, in Salomons W., Forstner U. , Mader P. (eds.), Heavy Metals Problems and Solutions, Springer-Verlag, Berlín, 687 p. Mango, H.N., 1992. Origin of epithermal Ag - Au - Cu - Pb - Zn mineralization on the Veta Madre, Guanajuato, México, Dartmouth College, Hanover, New Hampshire, tesis doctoral, 138 p. Martínez-Reyes, J.J ., 1992. Mapa geológico de la Sierra de Guanajuato: Universidad Nacional Autonóma de Mexico, Instituto de Geología. Escala 1: 100,000. MHSPE, 2000. Target values and intervention values for soil remediation. DB0/1999 226863, Ministry of Housing, Spatial Planning and Environmental Directorate- General for Environmental Protection, The Netherlands Government Gazette, No. 39. M iller, J.R., 1997. The role of fluvial geomorphic processes in the dispersa! of heavy metals from mine sites, Journal of Geochemical Exploration, 58, 1O1-118. Osterkamp, W .R., Troy T.J ., 1997. Geomorphic considerations for erosion prediction, Environmental Geology, 29, 152-157. Plumlee, G.S., 1999. The environmental geology of mineral deposits, The Environmental Geochemistry of 108 Cartogra{ia de jales del Distrito de Guanajuato Mineral Deposits, Part a: Processes, Techniques, and Health, Plumlee (ed.), Reviews 1n Economic Geology, Society of Econom ic Geologist Inc., Colorado, 6A, 71-1 16. Plum lee, G. S., Nash, J.T., 1995. Geoenvironmental models of mineral deposits - fundamentals and applications In du Bray E.A. (ed .), Preliminary descriptive geoenvironmental models of mineral deposits: U.S. Geological Survey Open-File Report, 1-9. Plumlee, G.S., Lodgson, M.J. , 1999. An earth-system toolkit for environmentally friendly mineral resource development in Plum lee (ed.), The Environmental Geochemistry of Mineral Deposits, Parta: Processes, Techniques, and Health, Reviews in Economic Geology, Society of Economic Geologist lnc., Colorado, 6A, 1-27. Randall-Roberts J.A. , Saldaña, E., Clark, K.F., 1994. Exploration in a Yolcano - Plutonic Center at Guanajuato, México, Economic Geology, 89, 1722-1751. Rorke, B., 2000. Soil erodability and processes of water eros ion on hillslope, Geomorphology, 32, 385- 415. Rowan, J .S., Barnes, S., Lambers, J.B., Hetherington, F., 1995 . Geomorphology and pollution: the environmental impacts of lead rnining, Leadhills, Scotland, Journal of Geochemical Exploration, 42, 57- 65. Rowell D.L. , 1981. Oxidation and reduction, in Greenland D. J, Hayes M.H.B. (eds.) The Chemistry of Soil Processes, New York, John Wiley & Sons, 401-461. Rump, H.H., Krist H., 1988. Laboratory Manual for the Examination of Water, Waste Water and Soil, VCH publishers, 190 p. Shaw, S.C., Groat, L.A., Jambor, .l.L., Blowes, D.W., Hanton-Fong, C.J., Stuparyk, R.A., 1998. Mineralogical study of base metal tailings with various sulfide contents, oxidized in laboratory columns and field lysimeters, Environmental Geo logy, 33, 209-217. Shum, N. , Lavkulich, L.M., 1998. Use of sample color to estimate oxidized Fe content in mine waste rock, Environmental Geology, 37, 281-288. Siebe, C., Jahn, R. , Stahr, K., 1996. Manual para la descripción y evaluación ecológica de suelos en el campo. Publicación Especial 4, Chapingo, México Sociedad Mexicana de la Ciencia del Suelo, A.C., 57 p. Sociedad Cooperativa Minero Metalúrgica Santa Fé de Guanajuato S.A. de C.L. (SCMMSFG), 2002. Archivos de producción de 1977 a 2001: Guanajuato, México, 1460 p. Terlien, T.J ., 1998. The determination of statistical and deterministic hydrological landslide - triggering thresholds, Environmental Geology, 35, 124-130. Walton-Day C. , 1999. Geochemi stry of the processes that attenuate acid mine drainage in wetlands: in Plum lee (ed .), The Environmental Geochemistry of Mineral Deposits, Parta: Processes, Techniques, and Health:, Reviews in Economic Geology, Society of Economic Geologist lnc., Colorado, 6A, 215-228. 109 Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez CAPITULO 5 5.- Caracterización química y mineralógica de jales del Distrito de Guanajuato: estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez. 5.1 Resumen Se realizó una caracterización química y mineralógica a 45 muestras de siete depósitos de jales del Distrito minero de Guanajuato para evaluar si estos residuos pueden liberar protones y generar problemas por acidificación al ambiente. En el muestreo se consideró el origen geológico, la edad de abandono y la ubicación dentro de los depósitos. Se determinó la capacidad de neutralización neta de acidez (CNNA) cuantificando los moles de pirita y calcita. Para determinar los moles de pirita se realizó una especiación de azufre (sulfuro y sulfato) por medio de fluorescencia de rayos X (FRX), el porcentaje de azufre como sulfuros se asignó directamente a pirita por un factor estequiométrico. Para los moles de calcita se determinó el calcio liberado por una digestión con HCI al 1 O %, a esta cantidad se le restó el equivalente en peso de calcio soluble e intercambiable para cada muestra. También se realizaron observaciones en 5 secciones pulidas para conocer las relaciones entre los granos minerales. Con estos datos se plantea un modelo de la evolución de los minerales pirita, calcita y yeso utilizando una cronosecuencia de jales. En los jales existe una distribución química y mineralógica condicionada por la clasificación textura] que ocurre durante el depósito; todos los elementos, excepto sílice se encuentran a mayores concentraciones en las zonas distales que en las proximales. En las zonas distales hay acumulación de yeso a lo largo del tiempo, por el arrastre de solutos que se producen por las reacciones de oxidación de sulfuros y la disolución de fases que aportan alcalinidad. Las observaciones mineralógicas muestran que parte de la pirita se encuentra encapsulada en una matriz de cuarzo y feldespatos. Además en la superficie de los granos de pirita que no están encapsulados con el tiempo se acumulan fases secundarias (yeso y oxi-hidróxidos) productos de la oxidación que los estabilizan a posteriores reacciones con oxígeno. Todos los sitios tienen pH de neutro a alcalino y una mayor relación estequiométrica de calcita respecto a pirita, excepto para una muestra de una zona distal de un sitio con 2 años de abandono. La zona distal de este sitio con 2 años de abandono (Jolula-9) y la zona proximal de los jales con 70 años (Pozuelos) , ambos procedentes de la Veta Madre, son los que tienen el valor promedio más bajo de la CNNA con 11.4 y 12.4 kg-eq de CaC03 f 1 respectivamente. 110 Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez 5.2 Introducción En el Distrito minero de Guanajuato existen al menos 24 depósitos de jales. Los residuos contienen minerales con potencial de generar acidez (pirita) y liberar elementos con potencial tóxico (EPT: As, Cu, Pb y Zn, tales como arsenopirita, calcopirita, galena y esfalerita). En el capítulo 3 se postuló que la intensidad de los procesos geoquímicos que ocurren en los depósitos de jales se encuentra controlada por la presencia de sulfuros metálicos y de calcita. Los primeros aportan protones y EPT disueltos, mientras que la segunda neutraliza la acidez y favorece la precipitación de EPT y su adsorción en ferrihidrita. Otros factores que participan en los procesos geoquímicos son las condiciones de aireación y humedad en los depósitos, ya que el agua y el oxígeno son reactivos que limitan la oxidación de los sulfuros metálicos. Los jales tienen una variabilidad en sus propiedades muy alta, tanto entre ellos como dentro de su estructura (Ramos-Arroyo y Siebe-Grabach, 1998). La variación entre diferentes depósitos de jales se debe a que en el Distrito se explotan tres sistemas de vetas epitermales, cada uno emplazado en diferente litología, condiciones de oxidación y tipos de mena (filones, brechas y stockworks, según se discute en el capítulo 2). Otras fuentes de variación entre los jales se deben a los tamaños de partícula resultantes según el método de beneficio ( cianuración ó flotación) y a la edad de abandono que influye en el estado en que se encuentran las relaciones de equilibrio químico en todas las fases minerales que coexisten. Dentro de un depósito de jales la variación se debe al mecanismo de construcción, formándose en la superficie dos zonas con propiedades contrastantes: una proximal a la cortina de retención y otra distal a la misma. En campo se encontró que las zonas proximales tienen algunos horizontes oxidados y que las zonas distales presentan procesos de reducción del hierro e incluso del sulfato (capítulo 4). El yeso es un mineral que resulta de la reacción acoplada de oxidación de la pirita y la neutralización de acidez por calcita y es relativamente fácil de analizar (Porta, 1998). En este capítulo se plantea la hipótesis de que a través del estudio de las variaciones en los contenidos de yeso puede monitorearse el proceso de oxidación de la pirita. Los objetivos de este trabajo fueron: 1. Realizar una caracterización química y mineralógica de muestras colectadas en la superficie de los jales considerando su origen geológico, la edad de abandono y la ubicación dentro de los depósitos. 2. Evaluar los riesgos por acidificación, estimando la capacidad de neutralización neta de acidez (CNNA) cuantificando los porcentajes de calcita y de pirita. 111 Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez 3. Proponer un modelo que describa la evolución de las fases pirita, calcita y yeso en la superficie utilizando una cronosecuencia de jales y considerando los ambientes extremos en las zonas proximales y distales. 5.3 Descripción de las muestras analizadas y metodología 5.3.1 Colecta de muestras de jales De las observaciones en campo y los resultados de los análisis de Cu, Pb y Zn realizados a muestras de perfiles en el capítulo anterior, se adaptó una estrategia de muestreo que consideró el origen geológico, la edad de abandono y la ubicación dentro del depósito (cuadro 5 .1 ). Se colectaron un total de 45 muestras en siete depósitos de jales, un criterio muy importante para seleccionarlos fue que después de su construcción y abandono no recibieron influencia humana como el riego ó el vertido de residuos líquidos y sólidos. Cuadro 5. 1 Diseño de muestreo para realizar la caracterización química y mineralógica de los jales, claves de los sitios según cuadro 4 .2, capítulo 4 Origen geológico Veta La Luz (LL) Veta de la Sierra (LS) Veta Madre (VM) años de exposición Ubicación dentro de a la atmósfera los jales ::::: JOO Zona proximal ( P) :::::60 Zona proximal (P) o No fraccionada 2 Zona proximal (P) Zona distal (D) 4 Zona proximal (P) Zona distal (D) 16 Zona proximal (P) Zona distal (O) :::::70 Zona proximal (P) Zona distal (O) 112 Nombre y claves La Luz LLlOO San Nicolás LS60 Jolula-9A VMO Jolula-9 VM2P VM2D Valenciana-? VM4P VM4D Valenciana-8 VM16P VM16D Pozuelos VM70 P VM70D Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez En la figura 5.1 se presentan los jales de Pozuelos de 70 años (VM70). El sitio originalmente era un relleno con una planicie al tope que se fue erosionando, formándose terrazas por la ocosión ocasionada por los escurrimientos naturales. En este sitio se colectaron un total de 12 muestras compuestas, seis en la zona proximal (terraza baja en la figura 5.1 ), tres en la distal (lecho del arroyo en la figura 5 .1) y tres a lo largo de un transecto en la zona radical de la especie dominante en los jales de Guanajuato, la jara (Baccharis glutinosa) . ... ' ... ' ...... .... ____ _ 2324693 264421 ... ' ' ' ' ' \ ' \ ' ' ' ' ' ' \ ' ' \ \ o 10 1 1985 50 1975,/ , , lOO m ---1990 ]995- 2000. ... Figura 5.1. Jales de Pozuelos (VM70) y ubicación de los sitios donde se colectaron las muestras. En cuadrados grises se indican las muestras compuestas colectadas en la zona proximal (terraza baja) y en círculos las de la zona distal (lecho del arroyo). Se indica también en el cuadro grande el sitio donde se colectaron tres muestras (VMTJ) en un transecto de la zona radical en una planta de jara. Pozuelos junto con otros dos sitios, La Luz con 100 años y San Nicolás con 60 años son residuos del método de cianuración y pueden considerarse antiguos respecto a los residuos de la 113 Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez flotación bulk que proceden de la Veta Madre. En estos (Valenciana-8 ó VM 16, Valenciana-7 ó VM4 y Jolula-9 ó VM2) con 16, 4 y 2 años se colectaron 6 muestras, 3 en la zona proximal y 3 en la distal. En la figura 5.2 se aprecia un mapa de los jales Valenciana-7 y Valenciana-8 indicando las zonas donde se colectaron las muestras. 2327740 1 1 1 1 1 O m 50 l 00 l 50 200 Figura 5.2. Jales de Valenciana-7 (VM4) y Valenciana-8 (VM16) y ubicación de los sitios de muestreo, se indican en círculos. Cada una de estas 39 muestras es la mezcla de 12 núcleos de 100 cm3 colectados en un área de 5 x 5 m en los primeros 1 O cm de profundidad y mezclados en el sitio sobre un hule de plástico, cada muestra compuesta se guardó en una bolsa de polietileno debidamente etiquetada. Adicionalmente, en el depósito reciente (Jolula-9A ó VMO) se colectaron tres muestras, durante tres días consecutivos directamente desde el drenaje de lodos que sale de la planta de beneficio de flotación de la Sociedad Cooperativa Minero Metalúrgica Santa Fé de Guanajuato (SCMMSFG). Cada muestra se compone de 5 litros de lodo tomados cada 15 minutos durante 1 hora en una cubeta de plástico. Se decantó y se dejó secar el lodo al aire sobre un hule de plástico, se homogeneizó y se colectó aproximadamente 1 kg de muestra. Durante la colecta en todas las muestras se determinó el color en húmedo utilizando tablas Munsell, la textura al tacto y se estimó el contenido de carbonatos observando su nivel de efervescencia con HCl al 10% (Siebe et al., 1996). Todas las muestras fueron secadas al aire, 114 Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez tamizadas a 2 mm y se guardaron en bolsas de polietileno refrigerándose hasta su análisis. Se tomó una alícuota de 20 g de cada muestra y se molió a grano fino con mortero de ágata. Con el fin de conocer la densidad aparente y calcular la porosidad, en cada sitio y zona muestreada se tomaron muestras inalteradas ( 4 réplicas por sitio) con cilindros de 100 cm3 que se guardaron en bolsas de polietileno. 5.3.2 Métodos de laboratorio 5.3.2.1 Humedad, densidad real, densidad aparente y porosidad La densidad aparente y la humedad se determinaron gravimétricamente en muestras inalteradas tomadas con cilindros de 100 cm3 . Los cilindros se pesan a humedad de campo y posteriormente se secan a 105º C hasta peso constante y se pesan nuevamente. La diferencia entre el peso inicial y el peso seco, restando el peso del cilindro da la humedad y el peso seco la densidad aparente. Para la densidad real se utilizaron picnómetros de 25 ml y agua recién hervida, se pesa el picnómetro y posteriormente 5 g de muestra, se llena el picnómetro con agua agitando, se pone en un baño de microondas para romper la tensión superficial sobre todo la de las partículas orgánicas. Se pesa y se realizan los cálculos correspondientes (Black et al., 1965). Los cálculos de la densidad real utilizando picnómetros tienen como limitantes que las muestras no deben contener sustancias solubles, los jales tienen un porcentaje de sustancias solubles menores al 1 O %, por lo que por éste método la densidad real tendrá un error máximo del 1 O %. La porosidad se calculó utilizando la fórmula: % Porosidad = 1 - (densidad aparente/densidad real)* 100 5.3.2.2 Mineralogía por Difracción de Rayos X Este método se describió en el capítulo 4, sección 4.3.3 5.3.2.3 Métodos microscópicos Se prepararon 12 secciones pulidas de los polvos de las cuales sólo se reportan observaciones en 5 para conocer las relaciones de los granos de sulfuros con fases secundarias, las preparaciones se realizaron en la facultad de Ingeniería de la UNAM y las observaciones en el laboratorio de microtermometría del Instituto de Geofísica de la UNAM utilizando un microscopio Car! Zeizz modelo Axioplan 2 imaging. 115 Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez 5.3 .2.4 Elementos mayores totales por Fluorescencia de Rayos X Se evaluaron las concentraciones totales de elementos mayores (Si, Al Fe, Ti, Ca, Mg, Na, K y P) en las 45 muestras colectadas en un espectrómetro secuencial de rayos X SIEMENS SRS 3000. La calibración, los estándares de referencia utilizados y las condiciones de operación del equipo se encuentran descritos en Lozano-Santa Cruz et al., (1995) y Pal-Yerma et al., (1996). 5.3.2.5 Materia orgánica Este método fue descrito en el capítulo 4, sección 4.3 .3. 5 .3 .2.6 Carbonatos por disgregación con HCl al 1 O % Se pesó 1 g de cada muestra y se aplicó una lixiviación con HCl al 10% (50 ml, a 50º C por 10 min) para obtener el calcio correspondiente a calcita (Ramos-Ramírez, 1991). En el lixiviado se cuantificó Ca por espectrofotometría de absorción atómica. Debido a que el HCl al 1 O % también ataca al calcio soluble y al intercambiable se realizaron ajustes restando estas cantidades (soluble e intercambiable) al calcio analizado después de la disgregación ácida. 5.3.2.7 Azufre como sulfatos y como sulfuros por fluorescencia de rayos X Se determinaron las concentraciones de sulfatos y sulfuros por FRX en un espectrómetro secuencial de rayos X SIEMENS SRS 3000, preparando curvas de calibración de 1 O puntos para cada caso contaminando una muestra con bajo contenido de sulfuros y sulfatos (VMl 6P-30), se utilizó pirita grado museo y anhidrita (CaS04) grado reactivo (Baker). La curva para sulfatos se preparó de 5 a 0.2 % y la de sulfuros de 10 a 0.078 %. 5.3.2.8 Extractos acuosos 1 :5 (20 g de muestra por 100 ml de agua deionizada) Se pesaron 20 g de muestra en recipientes de polipropileno de 250 mi, se agregaron 100 mi de agua deionizada y se agitaron por 24 h a temperatura ambiente. Se centrifugaron 15 minutos a 2,500 rpm, hasta que se aclaró el sobrenadante. Se filtraron a través de filtros Whatman No. 40 en botellas de polietileno. En los extractos se determinó el pH, la conductiviad eléctrica y se cuantificaron los aniones mayores: carbonatos y bicarbonatos por titulación con H2S04 0.01 N, cloruros por volumetría y sulfatos por turbidimetría (APHA-A WW A-WPFC, 1980), posteriormente se agregaron 0.25 ml de HN03 suprapuro para estabilizarlos y cuantificar los cationes. Se determinó el Na y K por 116 Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez flamometría y Ca, Mg, Mn, Cu, Zn, Si, Al y Fe por absorción atómica. Se determinó también la materia orgánica soluble por oxidación con dicromato en medio ácido (Rump y Krist, 1988). En este capítulo sólo se discuten los cationes y aniones mayores y las fases secundarias que pueden formarse como calcita, ferrihidrita, yeso y rhodocrosita, para lo que se utilizó el programa PHREEQC2for Windows (Parkhurst y Appelo 1999). El error en los resultados analíticos se estimó a través de la relación: % Error= [(sumatoria cationes-sumatoria aniones)/(sum. cationes+ sum. aniones)* 100 5.3 .2.9 Capacidad de intercambio catiónico Del residual sólido de la extracción acuosa se tomaron 5 g de cada muestra, ajustando a peso húmedo, se vaciaron en tubos de polipropileno para centrífuga de 100 mi y se agregaron 33 mi de acetato de amonio 1 N a pH 7 durante 5 minutos repitiendo la operación tres veces, en cada tratamiento se centrifugó 15 minutos a 2,500 rpm y se colectaron los lixiviados; finalmente se aforó a 100 mi y se realizaron las lecturas de Ca y Mg por absorción atómica de flama y de Na y K por flamometría. 5.3.2.10 Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez (CNNA). Se han propuesto varios métodos para estimar la CNNA (capítulo 3), los que se basan en la estequiometría de la reacción acoplada de oxidación de la pirita y la neutralización de la acidez generada: 4FeS2 (sl + 8CaCO, (sl + 1502 < ~ > + 6H20 ~ 4Fe(OH):i (sl + 8S04 2 -<•ui> + 8Ca2 +<•ui> + 8C02 (gl (5 .1) En este trabajo se estima la CNNA conociendo los moles de pirita y calcita y considerando que se requieren cuatro moles de calcita por mol de pirita (Dold, 1999). Los moles de pirita se asignan a la capacidad de generación de acidez (CGA), se cuantifican desde el azufre como sulfuros, asumiendo que todo el sulfuro se encuentra como pirita. El límite de cuantificación para la técnica desarrollada fue de 100 mg kg- 1 , en las muestras que no fue posible cuantificarla debido a sus bajos contenidos se asignó la concentración conservadora de 40 mg kg-1 de sulfuros. La calcita se estimó considerando el calcio extraído por la digestión con HCl al 1 O % y se restó el calcio soluble y el intercambiable considerando los pesos de la muestra tratados. Se calculan los moles de calcita por l 00 g de muestra, a este valor se asigna la capacidad de neutralización de acidez (CNA) y se restan las moles de pirita (multiplicada por cuatro) para conocer la CNNA. Se ajustan los valores para expresarse en kg-eq CaC03 por tonelada de muestra. 117 Estimación de fa capacidad de neutralización neta de acidez 5.4 Resultados y discusión Todos los resultados de este capítulo se encuentran en el Anexo 5. 5.4.1 Propiedades registradas en campo y físicas de las muestras En el cuadro A5- l se resumen las propiedades determinadas en campo. Los jales de La Luz (LL 100, muestras 1 a 6) de 100 años tienen textura arcillosa a franco arcillo arenosa y altos contenidos de carbonatos, entre el 1 O y el 25 %. Su color es gris claro excepto donde hay crecimiento de la vegetación, donde son cafés. Los jales de La Sierra de 60 años (LS60, muestras 7 a 12) tienen textura franco arcillo arenosa y limosa fina, contenido de carbonatos del 5 al 1 O % y colores café amarillo claro. Las muestras 13 a 21 son de los jales de Pozuelos y se colectaron en zona bien drenada (terraza baja en la figura 5.1) son de textura franco limosa fina y franco arcillo arenosa, colores café amarillento claro y contenido de carbonatos del 2 al 5 %. Las muestras 25 a 27 fueron colectadas en el Jecho del arroyo en Pozuelos (figura 5 .1 ), tienen mayores cantidades de carbonatos (5 al 1 O%) y texturas arcillosas. Las muestras de depósito reciente de la Veta Madre (VMO, 22 a 24) tienen color gris olivo con carbonatos del 5 al 1 O % y textura franco arcillo limosa. Las muestras 28 a 45 provienen de jales de la Veta Madre y diferente edad de abandono. Todas tienen color gris olivo y carbonatos del 5 al 1 O %. Varían en su textura según si provienen de zonas proximales (28 a 30, 34 a 36 y 40 a 42) o distales (31 a 33, 37 a 39 y 43 a 45) donde las primeras son de texturas más gruesas (arenosas a franco arcillo arenosas) que las segundas (franco arcillo limosas a arcillosas). No hay diferencias significativas en la densidad real entre todos los sitios y las zonas proximales y distales (cuadro A5-2). Todas las muestras se colectaron en los meses de Enero y Febrero del 2000 en tiempo de secas, por Jo que Ja humedad en los jales al momento del muestreo depende de la textura y de Ja ubicación respecto a las vías de flujo, las zonas distales de VM4 y VM2 se encontraban saturadas de agua. Los valores medios de porosidad son mayores en las zonas proximales (62.83 % para VM70P, 49.33 % para VM16P y 48.33 para VM4P) respecto a las distales (36.33 % para VM70D, 34 % para VMI 6D y 31.6 % para VM4D). Aunque no se conoce la distibución de tamaños de poro, la mayor porosidad en Ja zona proximal donde la textura es arenosa sugiere que las condiciones permiten una mejor aireación que en las distales que debe influir en la oxidación de los sulfuros siendo más intensa en las primeras. 118 Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez 5.4.2 Características mineralógicas y químicas de las muestras analizadas. En el cuadro A5-2 se listan los minerales detectados por DRX. Todos los jales tienen como componente mayor al cuarzo, en menor orden al feldespato potásico y plagioclasas, principalmente cálcicas. Caolinita y clorita son las arcillas principales y se incrementan en sus intensidades relativas en las zonas distales debido a que se enriquecen en estos minerales por la clasificación de los tamaños de partícula que ocurre durante el depósito. Sólo se detectó pirita en las zonas distales de los jales VM70, VM 16 y en los jales con O, 2 y 4 años. Se detectó yeso en las zonas distales de todos los jales donde hay acumulación de solutos. En el cuadro A5-3 se muestran las concentraciones totales de los elementos mayores, se discutirán los valores promedio de los valores tabulados. En todas las muestras el elemento que se encuentra a mayor concentración es el sílice, los mayores contenidos· se encuentran en las zonas proximales de los jales de Pozuelos (VM70P con un valor promedio de 86 %) y en las de los sitios con 4 (VM4P con 82 .53 %) y 2 años de abandono (VM2P con 82.7 %). Excepto para sílice, todos los elementos tienen un comportamiento similar respecto a su distribución, encontrándose en mayores concentraciones en las zonas distales respecto a las proximales. Los jales de San Nicolás (LS60) son altos en titanio (0.48 %) y aluminio (9.53 %). El calcio en La Luz es mucho más alto (13 .44 % ) que en cualquier otro sitio. Los contenidos de materia orgánica se tabulan en la continuación del cuadro A5-3. Los sitios con 100, 70 y 60 años de abandono tienen mayores contenidos de materia orgánica respecto a los demás. En San Nicolás se encontró el mayor valor promedio (3.55 %), tal vez por encontrarse en la zona con mayor precipitación pluvial y cerca de un bosque de encinos. Las zonas distales tienen en promedio más materia orgánica que las proximales posiblemente porque tienen una baja capacidad de aireación que no permite su biodegradación, de tal manera que se acumula. La técnica desarrollada para la evaluación de las especies de azufre sólo permitió la cuantificación de cantidades superiores a 100 mg kg- 1 (0.01 %) de sulfuros. Las muestras l a 21 que corresponden a los sitios con 100, 60 y 70 años tienen todas menos de 100 mg kg- 1 de sulfuros, posiblemente por al tiempo que llevan expuestos a la atmósfera ya se oxidaron. Sin embargo, en la zona distal de Pozuelos, con 70 años (VM70D) se encontró un valor promedio de 1,820 mg kg- 1 , esta zona se encuentra en la parte baja donde escurre un arroyo, la textura es arcillosa y favorece condiciones reductoras. En las muestras del sitio con 16 años (Valenciana 8 ó VM 16) no se detectaron sulfuros. sólo en una zona distal (muestra 33) donde por las condiciones reductoras posiblemente se conservaron los granos de sulfuros sin oxidar. Salvo en la muestra VM2P-40, en 119 Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez todas las muestras de los jales con menor tiempo de abandono de 4, 2 y O años se encuentra sulfuro arriba del límite de cuantificación y se aprecia un enriquecimiento en la zona distal respecto a la proximal; ésto se debe a que los sulfuros se encuentran asociados a las fracciones finas y a que en las zonas distales las condiciones reductoras los mantienen sin oxidar. El mayor valor promedio de sulfuros se encuentra en la zona distal del sitio con 2 años (VM2D) con 0.44 % ó 4,400 mg kg- 1 • Los sulfatos son bajos en La Luz (122 mg kg- 1 ) y San Nicolás (177 mg kg- 1 ), debido posiblemente a que se han lavado conforme se oxidan los sulfuros. En las zonas distales se encuentran en concentraciones mucho mayores (1 ,140 mg kg- 1 para VM2D, 2,036 en VM4D, 1,636 en VM16D y 1,700 en VM70D) que en las proximales (390 en VM2P, 373 en VM4P, 250 en VM16P y 476 en VM70P). Los contenidos de calcita son mucho mayores en La Luz (21.54 %) que en los otros sitios. Los jales de San Nicolás tienen un contenido promedio de 5.4 %. En la zona proximal de Pozuelos (VM70P) la calcita se encuentra en menor concentración (2 %) contrastando con la que hay en la zona distal (7 %) y varía del 5 al 9 % en los demás sitios. Respecto a los extractos acuosos (cuadro A5-4), el pH en todas las muestras es alcalino, en las muestras de La Luz el anión dominante es el bicarbonato y en las demás el sulfato. Todas las muestras tienen como catión dominante al calcio. Al graficar las concentraciones del sulfato cuantificado en los extractos acuosos en función del sulfato cuantificado por FRX puede apreciarse una tendencia lineal (figura 5.3) con una r2 de 0.8256. 3000 2500 :..:i 2000 r 1500 1000 500 o 500 1000 • • • • 1500 • • 2000 2500 SO/ cuantificado por FRX [mg kg- 1 ] • y= 0,801 Sx- 118,94 r2 =0.8256 3000 3500 4000 Figura 5.3. Correlación entre el sulfato cuantificado por FRX y el estimado en extractos acuosos. 120 Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez En todos los casos el sulfato cuantificado por FRX es mayor que el cuantificado en los extractos acuosos lo que implica que no todo el sulfato se disuelve a las condiciones de la extracción acuosa, debe saturarse de sulfato de calcio y ya no permite la disolución del yeso. El calcio se encuentra en bajas concentraciones en los jales antiguos y en las zonas proximales (menor a 60 mg L- 1 ) y en mayores en las zonas distales, de 300 a 400 mg L- 1 • Para todas las muestras el calcio es el principal elemento en las posiciones de intercambio (cuadro A4-5), con más del 90 % del total, seguido del magnesio. 5.4.3 Observaciones en secciones pulidas Para visualizar el proceso de oxidación se realizaron observaciones en secciones pulidas en las muestras VM0-22, VM4P-35 VM16D-33, LS60-l 1 y VM70P-18, las que tienen O, 4, 16, 60 y 70 años de estar expuestas a la atmósfera. En la figura 5.4 se aprecia un grano de pirita y esfalerita de la muestra VM0-22 de jales depositados recientemente. El grano fue expuesto completamente por la molienda y liberado de fases que no permitirían su oxidación como cuarzo y feldespatos, no se aprecia alteración por oxidación. Figura 5.4 . Muestra VM0-22, 50X, granos de pirita y esfalerita no alterados en jales depositados recientemente. En la figura 5.5 se observan granos de pirita y de esfalerita con inclusiones de calcopirita, ambos no encapsulados, de jales con 4 años de abandono (muestra VM4P-36). Se aprecia un halo en 121 Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez la superficie de los granos que indica que los granos se están oxidando y liberando productos y/o formando productos secundarios. Figura 5.5. Muestra VM4P-35, 50 X. Granos de FeS2 y ZnS en la zona proximal de los jales de Valenciana-7, con 4 años de exposición a la atmósfera. En la figura 5. 6 se observan granos de la zona distal deja les con 16 años de abandono (muestra VM16D-33). Se aprecia un grano de pirita encapsulado por cuarzo, también un grano de pirita parcialmente oxidado con textura esqueletal y cubierto con una capa en la superficie de productos secundarios, específicamente yeso (CaS04.2H20). La costra de yeso no se disuelve por que estos granos están en condiciones de baja energía donde se acumula agua que se concentra de solutos y que llega a saturarse de sulfato de calcio en solución, por lo que no tiene capacidad de dilsolver al yeso. Este grano no presentará posterior oxidación debido a que el yeso no permite la difusión de oxígeno al interior del grano. En la figura 5. 7 se muestra un grano de pirita parcialmente oxidado de la muestra LS60-1 l con 60 afios de exposición a la atmósfera. Este grano está cubierto de oxihidróxidos de hierro que se formaron por la oxidación de la pirita. Este grano llegó a un equilibrio en su oxidación y ya se encuentra estabilizado. En la figura 5.8 se aprecia una preparación de la muestra VM70P-18, con 70 años de estar expuesta a la atmósfera. Se aprecia un grano de pirita no encapsulado, quebrado y cubierto por yeso en su superficie. 122 Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez eS2 alterado parcialll)~!,1te y, cubierto por prodd ~ t'ós ' secundarios (yeso) Figura 5.6. Muestra VM 160-33 50X. Granos de pirita en zona distal de los j a les de Valenciana-8, con 16 años de exposición a la at111ósfera, la cubierta de yeso estabi 1 iza al grano de posterior oxidación. Figura 5.7. Muestra LS60- l I , 50X . Grano de pirita de jales del mineral del Monte de San Nicolás, con 60 años de exposición a la at111ósfera. Se aprecian precipitados secundarios que ayudan a que el grano ll egue a un estado de equilibrio en la oxidación . 123 Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez Figura 5.8. Muestra VM70P-18, 50X. Grano de pirita quebrado y cubierto de una costra de yeso en zona proximal de los jales de Pozuelos, con 70 años de exposición a la atmósfera. 5.4.4 Diferencias entre sistemas de vetas Los jales La Luz (LL 100), La Sierra (LS60) y la zona proximal de Pozuelos (VM70P) fueron tratados por cianuración y tienen condiciones similares en cuanto al tamaño de partícula, aireación y humedad; aunque las edades de abandono no son las mismas, son los sitios con mayor edad de abandono representativos de cada sistema de vetas. En la figura 5.9 se comparan los promedios de porcentajes y contenidos totales así como las desviaciones estándar para aluminio, hierro, manganeso, calcio, calcita y sulfatos. El Al forma parte de los feldespatos, las plagioclasas y las arcillas minerales como caolinita, clorita y esmectita. Se encuentra a mayor concentración en La Sierra (9.53 %). El Fe puede presentarse como sulfuros (pirita principalmente) ó como óxidos y se encuentra en mayores concentraciones en la veta de La Sierra (valor promedio de 3.64 %). Aunque el promedio en los jales de Pozuelos es mayor (2.45) que la Luz (1.95), parece no haber diferencias significativas en los contenidos de hierro en estas vetas. Los jales de La Sierra también resultan contener mayores 124 Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez concentraciones de Al y Ti. Ramos-Ramírez (1991) reportó la presencia de ilmenita (FeTi03) en jales procedentes de las vetas de La Sierra. El Mn se encuentra a mayor concentración en los jales de La Sierra (0.16 %), seguido por La Luz (0.1 %) y Pozuelos (0.06 %) y tiene como procedencia minerales en las vetas o el desgaste de las bolas de los molinos, que son de acero al manganeso. Por ejemplo, en la Sociedad Cooperativa Minero Metalúrgica Santa Fé de Guanajuato el desgaste que tienen los molinos en el beneficio es de 55.88 toneladas anuales de acero al manganeso (SCMMSFG, 2002). Este acero contiene un máximo de 2.5 % de Mn y por esta vía hay un aporte de 1.4 t de Mn al año. Puede considerarse un promedio de 1,000 mg kg- 1 de Mn en los jales (0.1 % de Mn) ó que en una tonelada de jales hay 1 kg de Mn. Si se asume que al año se genera un promedio de 200,000 t de jales, habría 200 t de Mn al año. El Mn procedente del desgaste de las bolas del molino sería sólo 0.7 % del Mn total. El calcio y la calcita presentan diferencias significativas en cada sistema de vetas. Los contenidos son mucho mayores en La Luz (21.5 % de CaC03) y menores en la zona proximal de Pozuelos (VM70P con 2 % ). Los contenidos de sulfatos cuantificados por FRX son por lo menos dos veces mayores en la Veta Madre con (477 mg kg- 1 ) respecto a La Sierra (177 mg kg- 1 ) y la Luz (122 mg kg- 1 ). Como se comentó, en éstos tres sitios no fue posible cuantificar pirita (sólo en muestras de la zona distal de Pozuelos debido a condiciones reductoras) y los bajos contenidos de sulfatos indican que debido al tiempo de exposición a la atmósfera se ha estado lavando sulfato que tiene como origen la oxidación de la pirita. 125 Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez 12 1 - - - - - - 8 10 '- 8 1 ~· 6 ~ o . U,20 0, 15 4 1 ! 0,10 ·/- - - -! º·º5 L _____ _ 1 1 0,00 - - - - - - A) Al --- -- --í --- -- C) Mn ----Í -____ _ J ___ _ E) Porcentaje CaC03 30 ' 1 25 l 820 1 ---í-- "' u 15 . 10 . 5 . o . -! B) Fe 1 o -· D)Ca "I l 3 1 : 1 -~ -~ -~ ~ ~ ~ ~ ~ ------ , . 1 . . -·-·----- Í - o _l F) Sulfatos 600 500 ;¡;, 400 ~ "" !. 300 "' o .E 200 ~ 100 1 1 --- ---- - -1--- --f--- --- - o ' o La Luz 100 - La Sierra 60 O Veta Madre 70 t---- Figura 5.9. Comparación entre contenidos totales de A) Al , B) Fe, C) Mn, D) Ca, E) calcita y F) su lfatos entre los tres sistemas de vetas del Distrito de Guanajuato mostrando la desviación estándar. 5.4.5 Diferencias entre jales de la Veta Madre Todos los jales cuyos materiales se extrajeron de la Veta Madre tienen diferentes porcentajes en su mineralogía primaria. Los jales de Pozuelos (VM70) son de cianuración y proceden de un stockwork en la mina Sirena y de antiguos jales de amalgamación que fueron removidos de los sedimentos del río Guanajuato (Guiza et al., 1949). Los jales de Valenciana-8 (VM16), Valenciana-7 (VM4), Jolula-9 (VM2) y Jolula-9A (VMO) son residuos de la flotación bulk y su composición depende de las proporciones extraídas en cada una de seis minas con diferente geología. En la figura 5.1 O se muestran los promedios con su desviación estándar de las 126 Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez concentraciones de los óxidos de silicio, aluminio, titanio, manganeso, hierro y de los porcentajes de calcita, sulfuros y sulfatos para los jales de la Veta Madre. BJA! A) SiO, 1AL8, C) Ti¿Os D) Mno, 025 ] 5 I ¿os j E a - F S 30 . ! E. 2 010 Í E 5 ] F Eo R E i 3 sm E 01 00 0.00 E) Fez0, F) Porcentaje CaCO, 7 12 E _ 10 7 E 5 A . 503 / - z da - Í - ¡ gl eo 7 0* E > . - 2 1 sz Lou E ' 2 2 3 4 2 2 3 ELE l o el” G) Sulfuros H) Sulfatos 5000 3500 Pe 4 3000 S: E 3 ao ' T E 20 - 3 2000 > . 2 - E . ¿ Dm 4 4 |... E 10 E » Ea ? Bon io 1000 Lo - EA 5 - S " 5 A 3 2 4 o... . 3 - o O VM70 OvVMI6 (0OVM4 A VM2 - VMO, Proximal € Distal Figura 5.10. Comparación entre concentracions totales de A) Si, B) Al, C) Ti, D) Mn y E) Fe además porcentajes de F) calcita, G) sulfuros y H) sulfatos entre los jales procedentes de la Veta Madre. 127 100 90 o 80 üi .. "O 70 ;!. 60 50 0,7 0,6 . 0.5 o 0.4 . ~ .. 0,3 "O ;!. 0.2 ,1 o.o 6 9: 4 .. u. 3 '<[!. 5000 4000 "' e ª 3000 :s "' Cl -"' 2000 . e, E 1 0 o ! f o ~ st ación e acidad e utrali ción eta e ci ez centraciones e s idos e io, inio, io, anganeso, i rro e s rcentajes e lcita, lf ros lf tos ra s les e eta adre. ) i02 - -- - - - - 2 • m -l - -f-- - - - - - ) i20 3 ---- --r-- -----1-- . -= --- - --I--- 14 12 . 10 . o ..¡_ 8 . - ---- - --- º - -- ¡ ------ ~ 2 . o . - ,25 e 1 0,20 : 0,15 ! 1 - -1 - 111 r------- 1-- ----- ----- I ------- I---- ------- ~ -- ~ --- - }- --------------·- -- --f. -- -----!-------f-------------- · --------- --I--- ------ - .g ,10 ! L ------ ~ ----- - 1-- }_ _ ,. 1 ¡_ r G) ulf ros i 1 • Q . <> 70 ' ·--1 _.!,_ - ;!. ¡¡¡ ·------ -- 0,05 1 , 0 ' . 8 . - -I - ----- 8 .. L. "' 6 ' -------¡-· () ! - ';!. 4 - - f! - -- --- --- 1 . ---------· 2 . o -- r ----- ;!.------ B - - - - - ·- - - - ~ :s ____ J __~ - Cl 1 E ------- J. -- o l 00 - 3000 . 2500 . 00 l 1 500 1000 1 --- ¡ · ---¡ 500 i -a - - - - ) orcentaje aC03 --r ----- ! ª -~- r ~~ r ~- - -- ---- r- - ------- - --· ) Sulfatos ----- -¡- - - ·¡ 1- - - • -1 - - - - 1 - ·- -·-1 1 1 ¡ - - I - - - - L I .J. f - - 7: - - -- - - - :!:" ... 16 O V 4 6 2 O, r i al e istal i ura . 1 O. omparación tre centracions t les e ) i, ) l, ) i, ) n y ) e ás rcentajes e ) lcita, ) l ros ) lf t s tre s les cedentes e eta adre. Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez Excepto sílice, todos los elementos se encuentran enriquecidos en la zona distal, debido a que el cuarzo es predominante en la fracción gruesa y permanece en las zonas proximales cuando se construyen los jales y los otros elementos se enriquecen en las zonas distales. El aluminio y el titanio se encuentran a mayores concentraciones en las zonas distales que en las proximales debido a que forman parte de la estructura de las arcillas minerales que se acumulan en las primeras zonas. El hierro y el manganeso son elementos que pueden movilizarse en función de las condiciones redox. Para ambos elementos existen diferencias significativas entre zonas proximales y distales, en las últimas las concentraciones se duplican y la variación es mayor. Las concentraciones de calcita varían de 5 a 9 % en todos los sitios, excepto en la zona proximal de Pozuelos (VM70P) que tiene aproximadamente 2 % de CaC03, en la zona distal de éste sitio la concentración es de 7.7%. En las muestras de las zonas proximales de los jales con 70 y 16 años (VM70P y VM16P) no se detectaron sulfuros. Posiblemente aquí ya se oxidaron debido a que se encuentran bien aireadas y al tiempo de exposición. En las zonas proximales de los sitios con 4 y 2 años se encuentran en bajas concentraciones ( 178 y 390 mg kg- 1 , respectivamente). En las zonas distales se encuentran en mayores concentraciones, con valores promedio de 1,813 mg kg- 1 en VM70D, 463 mg kg- 1 en VM16D, 1,977 mg kg" 1 en VM4D y 4,407 mg kg- 1 en VM2D, también se observa mayor variabilidad en estas zonas. Eljal de depósito reciente, VMO, tiene valores altos de sulfuros (1 ,760 mg kg- 1 ) , los sulfuros se clasifican desde el depósito enriqueciéndose en las zonas distales, donde además la textura fina y las inundaciones estacionales ayudan para que se preserven sin oxidarse. Los sulfatos en las zonas distales se encuentran en concentraciones mayores que en las proximales, además de que presentan una mayor variabilidad espacial. En las zonas distales hay acumulación de todos los solutos que se generan en la superficie de los jales. Se han observado en estas zonas procesos de sulfato- reducción (capítulo 4 ), por lo que existe una dinámica estacional muy compleja de transformación de sulfuros a sulfatos. 5.4.6 Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez (CNNA) En el cuadro A5-6 del Anexo 5 se tabulan los resultados de la CNNA, la cual se reporta en kg-eq de CaC03 f 1 • Los valores de calcita reportados en el cuadro A5-3 se corrigieron restando el calcio soluble y el intercambiable, estos valores corregidos pueden verse en la cuarta columna del cuadro A5-6 y con este valor de moles de calcita se realizó el cálculo de la CNNA. Se asumió que todos los sulfuros son pirita y que se requieren 4 moles de calcita para neutralizar la acidez que 128 Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez genera la oxidación de 1 mol de pirita (Dold, 1999). En la figura 5.11 pueden apreciarse las variaciones de la CNNA en los jales según los sistemas de vetas de origen y para los jales que proceden de la Veta Madre. A) Variación entre vetas 250 -r ·- 200 .., o u 150 cq u O' ~ 1 t:l.O 100 ., =- 1 < 1 z z 50 + u 1 1 o .[_ ~ LLIOO LS60 VM70P B) Variación entre jales Veta Madre 90 -- 1 1 80 _'._ r 70 1 :... ; M 60 ! o (.) 50 -~ ra (.) 1 O" 40 cp f 1 O> 30 .lil:: ...... < 20 z z 10 u o t L -10 VM70P VM700 VM16P VM160 VM4P VM40 VM2P VM20 VMO Figura 5.11. Variaciones en la CNNA, A) entre sistemas de vetas: LL= La Luz, LS= La Sierra, VM = Veta Madre; B) entre jales de la Veta Madre: <> VM70, D VM16, O VM4, 6 VM2, - VMO, O Proximal e Distal Los jales de la Luz son los que tienen el mayor valor promedio de la CNNA (191.4 kg-eq CaC03 f 1 ) debido a los altos contenidos de calcita en la veta de La Luz, emplazada en facies de caliza. Los jales de La Sierra tienen un valor promedio de 35.17 kg-eq CaC03 f 1y los de Pozuelos 129 Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez tienen un valor más bajo, de 12.39 kg-eq CaC03 r'. Las muestras colectadas en el transecto de la zona radical de la jara en Pozuelos no se incluyen en los promedios, la que fue colectada de O a 30 cm tiene un valor de 35 kg-eq CaC03 r' , la de el intervalo de 30 a 60 cm tiene l kg-eq CaC03/t y la de 60 a 90 cm tiene 15.5 kg-eq CaC03 r' y muestra la variabilidad espacial tan alta a escalas menores a 1 m y la importancia que tiene el conocer con detalle la estructura espacial de las propiedades en los jales. Los jales de la Veta Madre (excepto la zona proximal de Pozuelos y la zona distal del sitio con 2 años de abandono, VM2D que tiene una CNNA promedio de 11.39 kg-eq CaC03 f 1 ) tienen valores promedio en la CNNA similar y varían de 41 a 56 kg-eq CaC03 r' . La USEPA marca varios valores límites en la CNNA (USEPA, 1994) según la diferencia entre CNA y CGA ó la razón CNA/CGA. Cuando la diferencia ó la razón excede estos límites se considera que los materiales analizados pueden presentar riesgos por acidificación al ambiente. Por ejemplo la legislación en Nevada sugiere que la CNA debe ser al menos 20 % mayor que el valor de la CGA, en California se sugiere una relación de 3: 1 de la CNA respecto a la CGA y en ldaho de 2: l. Según estos criterios solamente tres de las cuarenta y cinco muestras analizadas (VM70P- l 8 con 1 kg-eq de CaC03 f 1 , VM70TJ-20 con 1 kg-eq de CaC03f1 y VM2D-44 con -5 kg-eq de CaC03 f 1 ) se consideran como potenciales generadoras de acidez. Los pH de los extractos acuosos en estas muestras son de 7.76, 7.68 y 7.65 respectivamente que muestran que la calcita y otras fases que aportan alcalinidad neutralizan los protones liberados por la oxidación de pirita. Los contrastes en los valores de la CNNA en las zonas proximal y distal de los jales de Pozuelos (VM70 con 12.4 kg-eq de CaC03 f 1 en la zona proximal y 46.97 en la distal) sugieren que la actividad de oxidación de los sulfuros y neutralización por la calcita ha sido más intensa en la zona proximal. Puede plantearse la hipótesis de que la zona proximal originalmente tenía concentraciones de calcita similares a la distal y que se ha consumido neutralizando la acidez que generan los sulfuros al oxidarse en esta zona, donde el drenaje y la aireación son buenos y debe favorecerse la oxidación respecto a otras zonas del mismo depósito. En algunos horizontes oxidados en un perfil de la terraza alta y en este sitio (figura 5.1) se registraron pH de 5 a 5.5 y no se observaron carbonatos (capítulo 4). Los jales de Jolula-9 (VM2) tienen un comportamiento inverso a los de Pozuelos, la zona proximal tiene 4 7 kg-eq de CaC03 f 1 y la distal 11.4 kg-eq de CaC03 f 1 • Esto se debe a una clasificación mineralógica durante el depósito . 130 Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez A la fecha no se ha registrado generación de acidez (sólo a nivel local) de los depósitos de jales del Distrito minero de Guanajuato, sin embargo como se aprecia en la figura 5.11 la variación en esta propiedad es muy alta y para la detección de valores extremos es necesaria una caracterización que involucre la toma de varias muestras compuestas considerando la variabilidad espacial. Esta evaluación no consideró a la dolomita y a la anortita que también se encuentran presentes en los jales del Distrito y tienen capacidad de neutralizar la acidez (Paktnuc, 1998; White 111 et al., 1999). Un aspecto que debe considerarse es el conocimiento de las relaciones entre la pirita y otros granos minerales y si son liberados de las matrices refractarias de cuarzo y feldespato después de la molienda, ya que aunque hubiese altas cantidades de pirita, esta puede encontrarse encapsulada y por lo tanto no generará acidez. Los jales de La Luz no tienen riesgos de presentar acidificación debido a las altas concentraciones de calcita. Los jales que proceden del sistema de vetas de La Sierra tienen suficiente calcita para neutralizar la acidez que generarían los sulfuros residuales después de 60 años de estar expuestos a la atmósfera. La Veta Madre presenta un zonamiento en la mineralogía, los sulfuros son mayores a profundidad y la calcita incrementa hacia el Sur de la veta, según se discutió en el capítulo 2. Los jales de Jolula-9 (VM2) tienen altas concentraciones de pirita porque un porcentaje importante (~35 %) proviene de la mina de Rayas, un yacimiento pofundo en la parte central de la Veta Madre (SCMMSG, 2002). Las condiciones de aireación y drenaje son fundamentales en el consumo de calcita, la cual se consume más rápidamente en las zonas proximales, mejor aireadas y drenadas que las distales. 5.4.7 Modelo de evolución de las fases minerales Basado en los datos generados en este capítulo y las observaciones en campo del capítulo 4 se propone un modelo conceptual de la evolución de las fases pirita, calcita, ferrihidrita y yeso para los jales de cianuración y flotación de los jales del Distrito de Guanajuato. Se consideran dos casos de evolución según las condiciones extremas de aireación y drenaje: a) jales de cianuración (LL 100, LS60 y VM70P) y zonas proximales de jales de flotación, bien drenados y aireados (VM16P, VM4P y VM2P). b) zonas distales de jales de flotación, donde se acumula agua y con una baja capacidad de aireación (VM70D, VM16D, VM4D y VM2D). 131 Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez En el primer caso, los productos de la oxidación y la neutralización son lavados por las aguas de lluvia y transportados hacia las zonas distales o acarreados en las aguas que se infiltran en toda la estructura de los jales. En la figura 5 .12 se plantea un esquema de las condiciones en la superficie de los jales de flotación, donde pueden encontrarse los dos ambientes extremos. Las zonas proximales son ricas en cuarzo y excepto algunos casos, con menores concentraciones en todos los demás elementos. El tamaño de grano grueso favorece una buena aireación y que el agua drene rápidamente, propiciando un ambiente oxidante. Cuando hay disponibilidad de agua, la pirita se oxida y junto con la neutralización por la calcita y otras fases que aportan alcalinidad se liberan sustancias en solución. Es muy importante establecer balances hídricos para determinar si el tiempo de residencia de las aguas de poro es una limitante para el desarrollo de las reacciones. Las zonas distales originalmente están enriquecidas en todos los elementos excepto sílice. Por su textura arcillosa y su ubicación, más baja que la zona proximal presenta inundación estacional, acumulación de fases secundarias y una dinámica muy compleja de los procesos de oxidación y reducción. Escurrimientos de lluvias fuertes Figura 5. 12. Modelo conceptual de los flujos que ocurren en los jales. En el cuadro A5-4 (Anexo 5) se presentan los resultados de los extractos acuosos. Para todas las muestras se registraron errores en el cálculo de cationes y aniones menores al 15%. En el cuadro 5.2 se resumen los índices de saturación de las fases ferrihidrita [Fe(OH)3], calcita (CaC03), yeso (CaS04.2H20), y rhodocrosita (MnC03) para los promedios de cada sitio 132 Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez considerando que estas fases controlan la solublidad de Fe, Ca y Mn. Los índices de saturación fueron calculados con el programa PHREEQC2.for Windows (Parkhurst y Appelo, 1999). En todas las muestras se precipita calcita excepto en las zonas proximales de jales en la Veta madre con 75 y 2 años, así como en San Nicolás (LS60). La rhodocrosita sólo podría precipitarse en jales de la Luz (LL 100) y San Nicolás (LS60). Cuadro 5.2 Indices de saturación de minerales que controlan la solubilidad de Fe, Ca y Mn para los promedios de las muestras de extractos acuosos. Sitio Fe(OH)3 Yeso Calcita Rhodocrosita LLIOO 2.88 -2.49 0.37 0.39 LS70 2.58 -1.99 -0.33 0.30 VM75P 3.51 -2.19 -0.17 -0 .08 VM75D 2.23 -0.33 0.90 -0 .87 VM20P 2.44 -1.82 0.11 -999.99 VM20D 2.18 -0.24 0.43 w999.99 VM4P 2.24 -1.48 0.23 -999.99 VM4D 2.19 -0.12 0.46 -0 .80 VM2P 2.38 -1.40 -0.39 -999.99 VM2D 2.04 -0.45 0.09 0.11 VMO 1.93 -0.55 0.36 -1.46 En todos los sitios puede encontrarse ferrihidrita. Aunque los índices de saturación de yeso para todas las muestras son negativos, en las zonas distales de todos los jales hay valores cercanos a cero del índice de saturación de yeso, además se apreció cementación y se detectó yeso por DRX. Una explicación de que los extractos acuosos no tienen índices de saturación positivos respecto a yeso es la formación del complejo neutro CaS04°, este complejo acuoso contiene más del 25 % del Ca en solución en todas las muestras y reduce las concentraciones de Ca libre para que se alcance el valor de producto de solubilidad del yeso. Para proponer un modelo de evolución de las fases minerales es necesario establecer las condiciones iniciales, estas no son las mismas en todos los jales debido a la variación en el origen geológico y por la gran variabilidad espacial que presentan los depósitos a escalas menores a 1 m e incluso centímetros. 133 Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez En el cuadro 5.3 se compilan datos de los moles por kilogramo de muestra de calcita, pirita y yeso para cada jal y las zonas dentro de los mismos, también se tabulan datos con relevancia en la acidificación como la porosidad, la densidad, la CNNA y la textura. Para plantear el modelo se asumió que cuando todos los jales fueron depositados tenían las mismas cantidades de pirita, tal suposición elimina la influencia del origen geológico en las concentraciones de minerales. Como ya se discutió, la superficie de los jales de cianuración tienen condiciones de aireación y humedad similares a las zonas proximales de los jales de flotación. Se realizaron ajustes de correlación utilizando sólo los datos de moles de pirita y yeso de las muestras de las zonas proximales (VM2P, VM4P, VM16P y VM70P) y los jales de cianuración (LLlOO y LS60). En las zonas distales se acumulan los solutos de toda la planicie y debido a que los jales tienen diferentes áreas en su superficie, zonas distales de jales diferentes reciben en el mismo intervalo de tiempo distintas cantidades de sulfatos. Además las zonas distales presentan eventos de reducción del hierro y del sulfato estacionalmente que requerirían otro tipo de muestreo y de análisis para ajustar un modelo de evolución. Cuadro 5.3. Compi lación de valores promedios de datos con relevancia en la generación de acidez. caco, FeS2 CaS04 Densidad CNNA (Kg-eq Sit io Moles kg- 1 Moles kg- 1 Moles kg- 1 Porosidad g cm--' textura CaC03 ton- 1 ) LLIOO 1.99 0.001 0.001 52.0 2.64 199.0 CRL-CRA LS60 0.44 0.001 0.002 57.5 2.68 43.7 CLf-CRA VM70P 0.13 0.001 0.005 62.8 2.61 12.4 CLf VM70D 0.58 0.028 0.018 36.3 2.54 47 .0 RL VM16P 0.56 0.001 0.003 49.3 2.68 56.1 CLf VMl6D 0.57 0.007 0.017 34.0 2.55 54.3 R VM4P 0.42 0.003 0.004 48.3 2 .61 41.3 CRA-A VM4D 0.69 0.031 0.021 31.7 2 .59 56.4 R-RL VM2P 0.45 0.006 0.004 NA 2.65 43.0 CRA VM2D 0.39 0.069 0.012 NA 2.64 11.4 R VMO 0.62 0.028 0.012 NA 2.55 50.7 CRL N A: No anaLizado, CRL: franco arcillo limosa, CRA: franco arcillo arenosa, CLf: franco limosa fina, RL: arcillo limosa, R: arcillosa, A: arenosa 134 Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez Como la muestra colectada al tiempo O fue de lodos residuales que aún no tienen una clasificación textura} y ya se mostró que las zonas proximales tienen menores cantidades de pirita que las distales, puede asumirse que la pirita en la fracción gruesa es menor que la pirita de una muestra sin clasficar. Por lo anterior, se consideró que en la zona proximal al tiempo cero hay la mitad de la cantidad de pirita del promedio de las muestras de O años (VMO con un promedio de 0.028 moles), es decir, es válido asumir que al tiempo cero hay 0.014 moles de pirita. En la figura 5.13 se grafica la evolución de pirita y yeso en función del tiempo de exposición a la atmósfera. 0,016 0,014 o 0,012 • ~ "' ', ', ', .::...-__ ·-· ·- ·· -· ·-· ·- ··-··-·> 50 100 tiempo de exposición a la atmósfera (años) B) .... _ .... ____ - --- --- CaS04 ,,..,.., .. -··- .... .... ······· .... -----::::> --~ -·· Incremento por aportes de zona proximal ··· ······°")"" ... ..... ·~~(~Hh Dinámicas muy complejas por sulfato reducción estacional, foITTlación de pirita secundaria y FeS2 posterior oxidación 50 100 tiempo de exposición a la atmósfera (años) Figura 5 .14. Modelo conceptual de la evolución de pirita, calcita, yeso y ferrihidrita para los jales del Distrito de Guanajuato, A) jales de cianuración y zonas proximales de jales de flotación, B) zonas distales en jales de flotación . Con la tasa de disolución de calcita y una cantidad original de 0.4 moles, en condiciones ideales de humedad y agitación bastarían menos de 2 años para que se disolviera toda la calcita (círculo 1 en figura 5 .14 A). Sin embargo las aguas de poro en los jales fluyen libremente y sólo en temporada de lluvias hay aportes, por lo que la calcita tardaría mucho más tiempo en disolverse 137 Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez (círculo 2); por ejemplo en la zona proximal de Pozuelos hay bajas concentraciones de calcita y llevan más de 70 años expuestos a la atmósfera. La tasa de consumo de calcita dependerá también de la exigencia que exista de neutralizar la acidez. La tasa de oxidación de pirita disminuye por el recubrimiento de productos secundarios (yeso y óxidos de hierro) ó por el encapsulamiento por minerales con baja tasa de intemperismo, la concentración de pirita llega a un nivel donde permanece constante (círculo 3). Si hay niveles de saturación de sulfato de calcio puede precipitar yeso, el cual llega a un máximo estequiométrico correspondiente a la cantidad de pirita oxidada (círculo 4); parte del el yeso es disuelto por el agua de lluvia y los iones calcio y sulfato migran hacia las zonas distales y/o se van con las aguas de infiltración. La ferrihidrita formada por la hidrólisis del hierro liberado por la oxidación de la pirita también alcanza su máximo estequiométrico (círculo 5), este mineral permanece en el sitio o es arrastrado hacia las zonas distales y/o con las aguas de infiltración, según las condiciones de drenaje . En el caso de las zonas distales de los jales de flotación (figura 5.14 B) la tendencia general sería el incremento de todas las fases por los aportes de las zonas proximales. Sin embargo debido a las condiciones de reducción estacionales y posterior oxidación, se presentarían cambios entre pirita, yeso y ferrihidrita por oxidación y reducción, ya que del sulfato puede formarse pirita secundaria. Es muy importante establecer balances hídricos así como conocer las dinámicas estacionales de oxidación y reducción para conocer cómo puede variar la capacidad de neutralización neta de acidez. 5.5 Conclusiones Los jales del Distrito Minero de Guanajuato tienen diferencias en su composición química y mineralógica según el sistema de vetas del cual proceden. Los jales de La Luz tienen altos contenidos de calcita (21.54 %) y un contenido de sulfuros muy bajo, no representan un riesgo respecto a la liberación de acidez. Los jales de San Nicolás (VM60) aún con menor contenido de calcita (5.4 %) tampoco tienen problemas por acidificación ya que son muy bajos en sulfuros (menos de 100 mg kg- 1 ), en este sitio se encontraron los mayores contenidos de hierro, aluminio, titanio y manganeso. Los jales que proceden de la Veta Madre tienen una variabilidad muy alta en sus propiedades debido a las diferencias en la geología de los yacimientos de procedencia y a la 138 Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez distribución mineralógica condicionada por la clasificación textura!, las zonas proximal y distal pueden ser contrastantes en cuanto al valor de la CNNA. En dos sitios (zona proximal de Pozuelos, VM70P y zona distal de Jolula-9, VM2D) se encontraron valores promedio bajos de 12.39 y de 11 .39 kg-eq de CaC03 f 1 respectivamente. Según se aprecia en el sitio Pozuelos hay zonas donde se presenta acidificación local. La generación de acidez se manifiesta cuando ya no hay calcita (u otras fases que liberan alcalinidad) y esto depende de cuanta calcita tengan los jales, que a su vez es función del yacimiento de origen. Los granos de sulfuros pueden encontrarse encapsulados en matrices de cuarzo y feldespato con baja tasa de intemperismo que no permiten la oxidación, por otra parte los productos de la oxidación (yeso y oxi-hidróxidos) recubren a los granos y evitan posterior oxidación. Se aplicaron modelos de regresión para conocer la evolución en el tiempo de la pirita y el yeso tanto en los jales de cianuración como en las zonas proximales de los jales de flotación bulk: [Pirita]= 0.0094e -O.l794*tiempo r2= 0.924 (5.3) [Yeso] = 0.0052e·O Ol54*tiempo r2 = 0.6692 (5.4) 5. 7 Referencias bibliográficas APHA-AWWA-WPCF, 1980. Standard Methods For the Examination of Water and Wastewater, 15a Edición, Washington OC, 1134 p. Banwart, S.A., Malsmtrom, M.E., 2001. Hydrochemical modelling for preliminary assessment of mine-water pollution, Journal of Geochemical Exploration, 74, 73-97. Black, C.A.; Evans, O.O. ; White, J.L.; Clarck, F .E. and Dinauer, R.C., 1965. Methods of Soil Analysis, Part 2 Chamical and Microbiological Properties. American Society of Agronomy, inc. Publisher Madison, Wi sconsin, USA, 1280 p. Chou, L., Garrels, R.M., Wollast, R. 1989. Comparative study of the kinetics and mechanisms of dissolution of carbonate minerals, Chemical Geology, 70, 269- 282 . Dold, B., 1999. Mineralogical and Geochemical Changes of Copper Flotation Tailings in Relation to their O riginal Compos ition and C limatic Setting-lmplications for Acid Mine Drainage and Element Mobility. Terre ey Environment, Vol. 18, tesis doctoral , xiii + 230 p. Guiza R., Rendón F., Baltierra J.J ., 1949. Estudio Geológico del Distrito Minero de Guanajuato, Gto. (zona de la veta Madre), México, Instituto Nacional para la Investigación de Recursos Minerales, Boletín 22, 75 p. Lozano-Santa Cruz R., Surendra, P.V., Girón, P., Velasco, F., Morán-Centeno J., Viera, F., Chávez, G. , 1995. Calibración preliminar de fluorescencia de rayos - X para análisis cuantitativo de elementos 139 Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez mayores en rocas ígneas, Actas INAGEQ, 1, 203-208. Nicholson, R.V., 1994. lron-Sulfide Oxidation Mechanisms: laboratory Studies. In Short Course Handbook on Environmental Geochemistry of Sulfide Mine- Wastes, Edited by J.L. Jambor and D. W. Blowes. Mineralogical Association ofCanada, 163-183. Pal-Yerma, S., Lozano, R., Girón, P., Velasco, F., 1996. Calibración preliminar de fluorescencia de rayos-X para análisis cuantitativo de elementos traza en rocas ígneas, Actas INAGEQ, 2, 237-242. Paktnuc, A.O., 1998. Mineralogical constraints on the determination of neutralization potential and prediction of acid mine drainage, Environmental Geology, 39, 103 - 1 12 . Parkhust, D., Appelo C.A.J., 1999. User's guide to PHREEQC (version 2) a computer program for speciation, batch-reaction, one-dimensional transport, and inverse geochemical calculations. U.S. Department ofthe Interior, U.S . Geological Survey, 326 p. Porta, J., 1998. Methodologies for the analysis and characterization of gypsum in soils: A review, Geoderma, 87, 31-46. Ramos-Ramírez, R.E., 1991. Reconstrucción mineralógica de los jales de Guanajuato y el estudio sobre el seguimiento de las especies químicas contenidas en sus componentes no metálicos. Tesis, Maestro en Ciencias, Química Inorgánica; Universidad de Guanajuato, México. 135 p. Ramos-Arroyo Y.R., Siebe-Grabach C.D., 1998, Variabilidad espacial de condiciones geoquímicas en presas de jales: Actas INAGEQ, 4, 51-63. Rump, H.H.; Krist H., 1988. Laboratory Manual for the Examination of Water, Waste Water and Soil. VCH publishers, 190 p. Siebe, G.C., Jahn R. Stahr, K. , 1996. Manual para la descripción y evaluación ecológica de suelos en el campo. Publicación especial 4, Sociedad Mexicana de la Ciencia del Suelo A.C. , Chapingo, México, 57 p. Sociedad Cooperativa Minero Metalúrgica Santa Fé de Guanajuato S.A. de C.L. (SCMMSFG), 2002. Archivos de producción de 1977a2001: Guanajuato, México, 1460 p. Stromberg, B., Banwart, S. , 1994. Kinetic modelling of geochemical processes at the Aitik mining waste rock site in northern Sweden. Applied Geochemistry, 9, 583-595. USEPA, 1994. Acid Mine Drainage Prediction, Technical Document, 52 p. White 111, W.W., Lapakko, K.A., Cox, R.L. 1999. Static -test methods most commonly used to predict acid- mine drainage: practica! guidelines for use and interpretation. In: The Environmental Geochemistry of Mineral Deposits, Part a: Processes, Techniques, and Health lssues. Reviews in Economic Geology, Society of Economic Geologist lnc. , Colorado, 6 A, 325-338. 140 Movilización de elementos con potencial tóxico CAPITUL06 6.- Planteamiento de un modelo geoquímico de la movilización de elementos con potencial tóxico (EPT) en jales del Distrito Minero de Guanajuato. 6.1 Resumen Se plantea un modelo de la movilización de los elementos con potencial tóxico (EPT) As, Cu, Pb y Zn en la superficie de los jales del Distrito Minero de Guanajuato basado en la caracterización de 45 muestras compuestas colectadas en 7 depósitos de jales. Los sitios tienen diferentes tiempos de exposición a la atmósfera: O, 2, 4, 16, 60, 70 y 100 años. Como una aproximación para conocer las tendencias naturales en los procesos que controlan la movilidad de los EPT se propone aplicar un protocolo de extracciones secuenciales a muestras que representan una cronosecuencia de jales. En las 45 muestras se cuantificaron los contenidos totales de arsénico y los metales Cd, Cu, Pb, Ni y Zn. Se escogieron 30 muestras de las 45 para aplicarles un protocolo de extracción secuencial de cinco pasos orientados a fases con reactividad específica (soluble, asociada a carbonatos, enlazada a óxidos de hierro, como sulfuros y residual). Estas extracciones permitieron conocer la distribución de As, Cu, Pb y Zn en las diferentes fases. Se colectaron y analizaron 20 muestras de agua de dos cuencas donde se depositaron jales: de escurrimientos naturales, de aguas estancadas en las zonas distales de los jales y de aguas de infiltración. En los drenajes de los jales de Valenciana se colectaron en diferente fecha tres muestras de los flóculos de oxi-hidróxidos de hierro que migran en suspensión, a los que se determinaron los contenidos de arsénico y de elementos mayores totales. Los jales tienen diferentes concentraciones de EPT según su origen geológico. Los contenidos promedio de cada EPT son menores a 600 mg kg- 1 y son de medios a altos según las Normas Internacionales para suelos y sedimentos. Las zonas distales tienen concentraciones de EPT mayores al doble respecto a las proximales. Al comparar los promedios para cada sitio de los porcentajes de EPT asociados a las diferentes fases, se observa que el porcentaje de EPT como sulfuros disminuye con el tiempo y el porcentaje enlazado a óxidos incrementa; éste comportamiento indica que al oxidarse los sulfuros y liberarse los EPT, éstos son adsorbidos en la superficie de óxidos y oxi-hidróxidos. La tendencia de los porcentajes de sulfuros sugiere que el proceso de oxidación llega a un equilibrio. El porcentaje de EPT como carbonatos incrementa ligeramente con el tiempo. 141 Movilización de elementos con potencial tóxico Todas las muestras de agua analizadas tienen pH neutro a alcalino y cuando se infiltran en la estructura de los jales salen con altos niveles de sulfatos (2,000 mg L-1 ), por la oxidación de los sulfuros. Además tienen menor potencial redox que sugieren la reducción del ión férrico al ferroso. Parte de los flóculos de oxi-hidróxidos que se forman dentro de los jales salen en suspensión con las aguas que drenan de toda la estructura. Estos flóculos se encuentran enriquecidos casi 1 O veces de As (527 mg kg- 1 ) respecto a las concentraciones promedio que hay en los jales (55 mg kg- 1 ) . Estas partículas pueden representar un riesgo al ambiente ya que si se encuentran con condiciones reductoras, favorecidas por la presencia de materia orgánica, se disuelven y liberan al As a las fases acuosas. 6.2 Introducción Los residuos de la extracción minera contienen sulfuros metálicos que al ser expuestos a la acción del agua y el oxígeno atmosféricos pueden liberar acidez y EPT disueltos. Los enormes volúmenes de residuos y el fuerte impacto ambiental que ocasionan ha obligado a que se desarrollen metodologías para estimar el daño potencial que representan las actividades mineras. Para conocer el potencial de liberación de EPT de los jales, USEP A (1994) recomienda tres aproximaciones: pruebas estáticas, pruebas cinéticas y modelación geoquímica. Las pruebas estáticas consideran el contenido total de EPT así como las concentraciones liberadas por soluciones extractantes (Montour et al., 1998; Crock et al., 1999). Se han adaptado protocolos de extracciones secuenciales para liberar selectivamente los metales de fases que tienen reactividad específica en muestras de jales (Chao, 1984; Chambers y Sidle, 1991; Sidle et al., 1991; Fanfani et al., 1997; Dold, 1999). Las fases que son atacadas (solubles en agua, carbonatos, materia orgánica, óxidos de hierro, sulfuros) pueden relacionarse directamente a la movilidad de los EPT. Por ejemplo la fracción de EPT que se libera con soluciones reductoras (oxalato ó ditionito) se asocia con los oxi-hidróxidos de hierro, y esta concentración de EPT puede ser liberada si en los jales se presentaran condiciones reductoras. Las pruebas cinéticas buscan detectar tendencias en los procesos geoquímicos y conocer las tasas de liberación de acidez y EPT (Filipek et al., 1999). La prueba de intemperismo acelerado de las celdas húmedas (Li, 1997; ASTM, 1996) se basa en el análisis semanal de extractos que resultan de la reacción de aire húmedo con muestras de jales expuestas a ésta prueba,en agitación constante por un máximo de 100 semanas; sin embargo las condiciones de oxidación son muy extremas comparadas con las de los sitios de depósito, y_ las tasas estimadas de los procesos pueden ser hasta 142 Movilización de elementos con potencial tóxico 4 órdenes de magnitud mayores a las que ocurren en campo (Malmstrom et al., 2000). Por otra parte estas simulaciones sólo son válidas para muestras que recién se van a depositar, pues las que llevan tiempo expuestas a la atmósfera ya han reaccionado y liberado sustancias. Las pruebas en columnas son muy útiles para cuantificar las tasas de los procesos geoquímicos (Stromberg y Banwart, 1994; Filipek et al., 1999, Brown et al., 2000). A través del monitoreo de la evolución en la composición del agua pueden plantearse las reacciones que dan lugar a las sustancias disueltas y detectar algunas cinéticas de disolución de minerales. La evaluación de parámetos en campo a través de la instrumentación en los jales es la mejor herramienta para conocer las cinéticas naturales de los procesos geoquímicos, por ejemplo Elberling y Nicholson (1996) cuantificando el oxígeno en los gases de poro plantean las tasas de oxidación para la pirita en campo. Una limitante de este tipo de estudios es que su duración no es mayor a 1 O años por los costos que representa y para conocer el equilibrio entre las fases presentes en los jales en función de las condiciones se requieren mayores intervalos de tiempo. Por otra parte, las dinámicas se describen a través del análisis de la fase acuosa y usando modelación geoquímica se infieren las fases sólidas que podrían precipitar, pero no se confirma su presencia y tampoco se evalúa la acumulación de fases secundarias como yeso y oxi-hidróxidos de hierro. Una aproximación al conocimiento de la evolución de los procesos geoquímicos a largo plazo es el uso de una cronosecuencia, es decir, analizar sistemas naturales que contienen materiales similares y que representan diferentes estados en el tiempo. Son muy pocos los estudios referentes a la evolución geoquímica a largo plazo (más de 100 años) en jales mineros, que ayudan a definir el estado de' equilibrio químico al que tienden los residuos (Maskall et al., 1996). Shaff (2001) planteó que es posible deducir las tendencias de los procesos geoquímicos (oxidación de pirita, acumulación de materia orgánica y liberación de metales) a través de una cronosecuencia o serie de tiempo y propone la evolución de la oxidación de la pirita en minas de carbón analizando dos depósitos de jales, uno de 2 años y otro de 60 años de exposición a la atmósfera. Gee et al. (2001) muestran el efecto a largo plazo en las especies de plomo en sitios que tienen más de 300 años expuestos a la atmósfera y encuentran que el pH del suelo es el principal factor que controla la movilidad del plomo. En este trabajo se propone el uso de una cronosecuencia para conocer las tendencias de evolución en los procesos geoquímicos analizando muestras de siete depósitos de jales del Distrito Minero de Guanajuato cuyos tiempos de exposición a la atmósfera varían de O a 100 años. Estos 143 Movilización de elementos con potencial tóxico sitios presentan diferencias en su origen geológico y muy alta variabilidad espacial y se discutirá la limitación que tiene el uso de esta cronosecuencia. Los objetivos de este trabajo fueron: l. Conocer las concentraciones totales de EPT (As, Cd, Cu, Ni, Pb y Zn) y describir su variación analizando 45 muestras de la superficie de 7 jales que difieren en su mineralogía original, la ubicación dentro del depósito y el tiempo de estar expuestos a la atmósfera. 2.Conocer la evolución en las fases minerales (soluble, carbonatos, óxidos, sulfuros y residual) en que se encuentran los EPT (As, Cu, Pb y Zn) por medio de una extracción secuencial en 30 de las 45 muestras. 3.Deducir las reacciones que ocurren entre los minerales a través del análisis de 20 muestras de agua que tienen relación con los depósitos de jales y de los flóculos que migran en suspensión con las aguas que se infiltran en los jales. 6.3 Descripción de las muestras estudiadas y metodología. 6.3.1 Muestras de jales analizadas Se analizaron un total de 45 muestras. Éstas fueron las mismas analizadas para elementos mayores totales en el capítulo anterior y en la sección 5.3 se describe la colecta. En estas 45 muestras se determinaron los contenidos de metales totales (Cd, Cu, Ni , Pb y Zn) por espectrofotometría de absorción atómica de flama luego de una digestión con agua regia y el As total por FRX. De las 45 muestras se escogieron 30 representativas para aplicarles un protocolo de extracción secuencial de cinco pasos. En el cuadro 6.1 se mencionan las muestras escogidas, sus propiedades ya se definieron en el cuadro 5.2 del capítulo anterior. Cuadro 6.1 Muestras a las que se aplicó la extracción secuencial Sitio Claves Edad (años) Muestras para la extracción secuencial La Luz LLIOO ::::::: 100 3: LLI 00-4, 5 y 6 San Nicolás LS60 :::::::60 3: LS60-IO, 11y12 Pozuelos VM70 :::::::70 3: VM70-16, 1 7 y 1 8 Valenciana-8 VMl6 16 6, todas las que se colectaron Valenciana-7 VM4 4 6, todas las que se colectaron Jolula-9 VM2 2 6, todas las que se colectaron Jolula-9A VMO o 3, todas las que se colectaron 144 Movilización de elementos con potencial tóxico 6.3.2 Colecta de muestras de agua y de flóculos de óxidos de hierro. Se tomaron un total de 20 muestras de agua, tanto de escurrimientos naturales en las cañadas de Valenciana y Jo lula (donde se depositaron los jales de Valenciana-7 y 8 y Jolula-9 y 9 A respectivamente) como de las zonas distales de estos jales y de las aguas que se infiltran atravesando toda la estructura y que drenan en la base de los depósitos. En la figura 6.1 se muestra un esquema de los sitios donde se colectaron las muestras de agua y en el cuadro A6.6 del anexo 6 se describen sus propiedades. C) · ··· ··········· ·· ····· · ·~ Planta de beneficio por flotación bulk SCMMSFG Jolula-9A (VMO) sitio 17 en cuadro 4.2 Jolula-9 (VM2) sitio 16 en ~yadro 4.2 Valenciana-8(VM16) Escurrimientos naturales -----------~Aguas de infiltración · ·················~ Agua de proceso F1 17/ IX/02 F2 14/Xl/02 F3 Figura 6.1. Esquema para ilustrar los sitios donde se tomaron las muestras de agua. Se listan las fechas en que se tomaron las muestras, F 1, F2 y F3 se refiere a los flóculos de oxi-hidróxidos colectados. Se colectaron las muestras en tres fechas de la temporada de lluvias del año 2002: el 20 de Julio, el 1 7 de Agosto y el 14 de Septiembre. La muestra 1 es de aguas que se utilizan el proceso de beneficio por flotación bulk de la Sociedad Cooperativa Minero Metalúrgica Santa Fé de Guanajuato (SCMMSFG), la 2 es la que sale del proceso y la 3 fue colectada junto con los lodos 145 Movilización de elementos con potencial tóxico que se vierten en el depósito de jales Jolula 9-A (VMO). Las muestras 6, 7, 12 y 13 son de escurrimientos naturales que no tienen contacto con los jales. Las muestras 4, 5, 1 O, 11, 15 y 16 son de zonas distales en los jales y las muestras 8, 9, 14, 17, 18, 19 y 20 son de drenajes de agua que se infiltra en la estructura de los jales. Las muestras se colectaron en frascos de polietileno de 1 L, los que fueron enjuagados 24 h con HN03 al 1 O % y lavados tres veces con agua destilada y una vez con agua MiliQ. En el cuadro A6-6 se describen las propiedades registradas en campo y en laboratorio para cada muestra. En campo se determinó el pH utilizando un equipo Digi-Sense Cole Parmer 5938-52, el cual se calibró con estándares comerciales J T Baker de pH 4, 7 y 1 O. El potencial redox se registró con el mismo sensor y un electrodo de platino Cole Parmer ORP redox 05990-55 usando solución de Zobell para llevar un control de las lecturas (Nordstrom, 1977). Con el fin de expresar los datos de potencial redox en diagramas de pH-Eh es necesario sumar 202 m V para considerar las lecturas respecto al potencial de hidrógeno (Ficklin et al., 1999). La conductividad eléctrica se determinó con un conductímetro Conductronic CL8, calibrando con solución de KCl 0.01 Na una lectura de 1413 ~LS cm·' a 25º C (APHA-AWWA-WPCF, 1980). Se determinó la alcalinidad titulando con H2S04 0.01 N utilizando como indicadores fenolftaleína y anaranjado de metilo. Las muestras se filtraron a través de membranas millipore de 0.22 µm y se mantuvieron en refrigeración hasta su análisis, los cloruros y sulfatos se analizaron en un lapso no mayor de seis días después de la colecta. Se cuantificaron los cloruros por volumetría con una solución de AgN03 y los sulfatos por turbidimetría. Una vez que se determinaron los aniones se acidificó la muestra y se enviaron para análisis de cationes por ICP-AES al Centro Experimental Oaxaca del Consejo de Recursos Minerales. Junto con la colecta de las muestras 14, 17 y 18 de las aguas de infiltración en los jales de Valenciana se colectaron los flóculos de oxi-hidróxidos de hierro (F 1, F2 y F3) que se encontraban suspendidos en estas aguas. Se llenó una cubeta de 20 L con el drenaje de estos jales se dejó decantar, se guardó 1 L de aguas con flóculos en suspensión los que se filtraron sobre papel Whatman No. 41 y secaron a 60º C para su análisis por FRX. 6.3.3 Elementos mayores totales en los flóculos y As por Fluorescencia de Rayos X Se evaluaron las concentraciones totales de elementos mayores (Si, Al Fe, Ti, Mn, Ca, Mg, Na, K, P, S y As) en las tres muestras de los flóculos de óxidos de hierro y de As en las 45 muestras de jales en un Espectrómetro secuencial de Rayos X SIEMENS SRS 3000. La calibración, los 146 Movilización de elementos con potencial tóxico estándares de referencia utilizados y las condiciones de operación del equipo se encuentran descritos en Lozano-Santa Cruz et al., ( 1995) y Pal-Yerma et al., ( 1996). Para la cuantificación de As por FRX se utilizó un programa que corrige las interferencias por Pb, el límite de cuantificación para As es de 10 mg kg- 1 , para la calibración de esta técnica se utilizaron 9 estándares y para todos la desviación relativa fue menor al ± 1 O%. 6.3.4 Metales totales (Cd, Cu, Ni, Pb y Zn) De cada una de las 45 muestras sólidas se tomó una alícuota representativa, se molieron en mortero de ágata, se pesaron 0.5 g y fueron digeridas con 1 O ml de agua regia en un horno de microondas MARS 5, se aforaron a 50 ml con agua deionizada y se determinó Cd, Cu, Ni, Pb y Zn por espectrofotometría de absorción atómica de flama con un equipo Perkin Elmer 503 equipado con lámparas de cátodo hueco utilizando estándares comerciales en la preparación de las curvas patrón. Para evaluar la eficiencia de extracción se utilizó una muestra de un patrón interno de suelos del Valle del Mezquital, los porcentajes de recuperación fueron superiores al 90 % para todos los metales. 6.3.5 Extracción secuencial El protocolo de extracción secuencial aplicado en este estudio se adaptó de Dold ( 1999) y comunicación personal de Bernhard Dold. Las soluciones utilizadas, las condiciones experimentales y las fases que desea atacarse en cada paso de la extracción se presentan en el cuadro 6.2. Se pesaron 4 g de cada muestra por duplicado en frascos de polietileno de boca ancha de 250 mi previamente enjuagados en HN03 al 10 % por 24 horas y lavados tres veces con agua destilada y 1 vez con agua miliQ. Se corrieron cuatro blancos para cada fase de la extracción. Todos los extractos fueron analizados por ICP-AES en el Centro Experimental Oaxaca del Consejo de Recursos Minerales. Un control de la exactitud de las extracciones secuenciales es la comparación de la suma de todas las fracciones con los datos de elementos totales, los resultados se muestran en el anexo 5. No se llevó un control mineralógico durante la extracción secuencial para garantizar que la extracción removió todas las fases que deseaba atacarse y tampoco se corrió un estándar de referencia debido a que estos protocolos son específicos para cada tipo de matriz mineral. 147 Movilización de elementos con potencial tóxico Un factor que debe considerarse para evaluar la exactitud de las extracciones secuenciales es que los metales fueron analizados por absorción atómica, el As por FRX y las fracciones de la extracción secuencial por ICP-AES, el comparar los resultados de dos técnicas diferentes puede dar lugar a errores. Cuadro 6.2. Esquema de extracción secuencial propuesto para conocer los mecanismos de movilidad de los metales pesados. Fracción Soluble (4 g) Carbonatos Residual del anterior Óxidos de Fe Residual del anterior Sulfuros y materia orgánica Residual del anterior Residual (0.5 g) Residual del anterior Solución extractante H20 de ionizada, 100 mL 100 ml de acetato de amonio 1 M ajustado a pH 4.5 con ácido acético 100 mi oxalato de amonio 0.2 M ajustado a pH 3 con ácido oxálico Agua regia 6.3.6 Procesamiento de datos Condiciones Agitación por 12 h a temperatura ambiente, centrifugar 20 min a 2,500 rpm; acidificar sobrenadante con 0.2 mL de HN03 concentrado Agitación por 2 h a temperatura ambiente, centrifugar 20 mina 2,500 rpm . Acidificar sobrenadante con 0.5 mL de HN03 concentrado 2h en baño maría a 80º c centrifugar 20 min a 2,500 rpm Acidificar sobrenadante con 0.2 mL de HN03 concentrado 1 h en baño maría a 40º C Centrifugar 20 mina 2,500 rpm. Acidificar sobrenadante con 0.5 mL de HN03 concentrado Pesar 0.5 g agregar 10 mi de agua regia y digerir en horno de microondas El error en los resultados analíticos en las muestras de agua se cuantificó según la relación: % Error= [(sumatoria cationes -sumatoria aniones)/(sum. cationes+ sum. aniones)]* 100 Con los datos de las muestras de agua se alimentó el programa de modelación geoquímica PHREEQC2 for Windows (Parkhurst y Appelo, 1999) y se utilizó el código AQUACHEM para elaborar un diagrama de Piper y observar las tendencias en los tipos de aguas. 148 Movilización de elementos con potencial tóxico 6.4 Resultados Todos los resultados se encuentran en los cuadros del Anexo 6. 6.4.1 As, Cd, Cu, Ni, Pb y Zn totales En el cuadro A6-1 se muestran los valores de promedios de duplicados analíticos para las concentraciones de los EPT que hay en los jales del Distrito de Guanajuato. El mayor valor para arsénico se encontró en la muestra LLl00-4, de los jales de la Luz, este sitio también tiene el mayor valor promedio, con 83.2 mg kg- 1 ; la muestra que tiene la más baja concentración es VM2P-4 l con 13 mg kg- 1 , esta zona proximal también tiene el menor valor promedio con 13 mg kg- 1 ; los valores medios con su desviación estándar pueden observarse en la figura 6.2A. Según la legislación Sueca*, 34 de las 45 muestras tienen niveles de As altos, entre 30 y 150 mg kg- 1 ; la legislación Canadiense** es más estricta y desde ésta perspectiva, 42 de las 45 muestras tienen concentraciones que pueden ocasionar efectos tóxicos (mayores o iguales a 17 mg kg- 1 ) . En el cuadro 4.4 del capítulo 4 se listan los niveles de referencia para As, Cu, Pb y Zn según distintas legislaciones. El cadmio se presenta en concentraciones menores a 8 mg ki 1 en todas las muestras, según la legislación Sueca* los valores menores a 0.8 mg kg-1 se consideran muy bajos, 25 muestras están en ese rango (O a 0.8 mg kg-1 ); particularmente las concentraciones de Cd son bajas en los jales de La Luz (LLlOO) y en los de Pozuelos (VM70). Las concentraciones entre 0.8 y 2 mg kg-1 de Cd son considerados bajos y el rango de concentraciones entre 2 y 8 mg kg- 1 se considera moderadamente alto. La muestra que tiene el mayor valor de Cd es VM4P-35 con 7.3 mg kg- 1 , el mayor valor promedio se encontró en esta zona proximal (VM4P) con 3.3 mg kg- 1 • En dos muestras no se detectó Cd (VM70TJ-19 y -21) y el menor valor promedio se encontró en este sitio con 0.24 mg kg- 1 • Los valores promedio para las concentraciones de Cu están arriba de 25 mg kg- 1 , que la normatividad Sueca* considera como moderadamente altos (rango de 25 a 100 mg kg- 1 ). Muestras con concentraciones arriba de 100 mg kg-1 son consideradas que tienen niveles altos. La muestra que tiene el valor más alto de Cu es VM4P-35 con 194 mg kg- 1 y el valor promedio más alto se encuentra en la zona distal de estos mismos jales (VM20 con 159 mg kg- 1 ). La muestra LLl00-6 tiene el menor valor de Cu (11 mg kg- 1 ), en estos jales también está el menor valor promedio de Cu (26.6 mg kg-1 ). **http://www.internat.naturvardsket.se/documents/legal/assess ** http://www.ec.gc.ca/CEQG-RCQE/ 149 Movilización de elementos con potencial tóxico El Ni se encuentra en bajas concentraciones en todas las muestras, menores a 65 mg kg-1 • La legislación Sueca considera como muy bajas las concentraciones de Ni menores a 5 mg kg- 1 , como bajas al rango de concentraciones entre 5 y 15 mg kg- 1 , moderadamente altas de 15 a 50 mg kg- 1 y las mayores a 50 mg kg-1 son altas. La legislación Canadiense marca como niveles que pueden causar efectos tóxicos en suelos 50 mg kg-1 , sólo dos muestras se encuentran arriba de éste límite. La muestra que tiene el valor más alto de Ni es VM16D-3 l con 63 mg kg- 1 y el mayor valor promedio se encuentra en esta misma zona distal con 51 mg kg "1 de Ni. La muestra que tiene la menor concentración de Ni es VM70P-18 con 5.4 mg kg" 1 y el menor valor promedio se encuentra en esta misma zona proximal con 7 mg kg-1de Ni. La concentración de Pb en todas las muestras es menor a 270 mg kg- 1 , según los niveles de referencia Suecos para sedimentos, las concentraciones de Pb son de muy bajas a moderadamente altas. La muestra con la mayor concentración de plomo es LLl00-4 con 308 mg kg" 1 y el valor promedio más alto se encuentra en la zona proximal de Pozuelos (VM70P con 168 mg kg- 1 ). La muestra que tiene el valor más bajo de plomo es VM16P-28 con 31 mg kg" 1 y el valor promedio más bajo se encuentra en esta misma zona con 41 mg kg- 1 • La muestra con la menor concentración de zinc es LLl00-6 con 122 mg kg" 1 y el menor valor promedio para Zn se encuentra en VM16P con 179 mg kg- 1 • La muestra con mayor concentración de Zn es VM4P-35 con 1,129 mg kg- 1 y el mayor valor promedio se encuentra en esta misma zona con 564 mg kg- 1 • Las concentraciones totales de Zn entre 300 y 1000 mg kg" 1 son consideradas como moderadamente altas por la normatividad. Sueca. La normatividad Canadiense considera que concentraciones mayores a 315 mg kg-1 de Zn pueden tener efectos tóxicos, desde esta perspectiva, los jales de La Luz (LLlOO con un valor promedio de 371 mg kg" 1 de Zn), los de La Sierra (LS60 con 368 mg kg" 1 de Zn), la zona distal de los jales de Pozuelos (VM70D con 497 mg kg- 1 de Zn) y la zona proximal de Valenciana-7 (VM4P con 564 mg kg- 1 de Zn) pueden tener efectos adversos al ambiente. Los contenidos de Cd y Ni son bajos en todas las muestras y según las legislaciones no representan un peligro al ambiente, no se discutirán posteriormente ni se analizarán por extracciones secuenciales. Resaltan la muestra LL 100-4 que es la que tiene las mayores concentraciones de As y Pb y la muestra VM4P-35 que tiene las mayores concentraciones de Cd y Zn. Esta última muestra resulta anómala respecto a las demás y ocasiona una gran variabilidad en las concentraciones de zinc, los altos contenidos de Zn y Cd son porque un porcentaje de estos residuos (~ 35 %) provienen de la 150 Movilización de elementos con potencial tóxico mina de Rayas que tiene altas concentraciones de metales (SCMMSFG, 2002). A continuación se discutirán las variaciones de las concentraciones de metales en los jales, considerando dos casos: a) los jales de cianuración con mayor tiempo de exposición a la atmósfera representativos de cada sistema de vetas (La Luz-LLlOO, La Sierra-LS60 y Veta Madre-VM70) y b) jales procedentes de la Veta Madre con diferente edad de abandono y donde se contrastaron las zonas proximal y distal. a) . Jales antiguos de cianuración (LLlOO, LS60 y VM70) En la figura 6.2 se muestra la concentración de As, Cu, Pb y Zn encontrados en los sitios representativos de las vetas con mayor tiempo de exposición a la atmósfera. ";' .. ~ ! ] B .1 "7 .. ~ ff ] B ..Q i:i.. 150 100 --- --· 0 83 50 o 300 - 250 - - - - - - 200 150 ó 155 - 100 - - - - - - - - ·- 50 o - - - - - A) As 80 - ! : 1 ";' 60 -! .. 1 ~ ! 40 1 ] B = -------- -r--- u í 41 20 ¡- - 25 1 1 ! o C) Pb 700 600 ";' 500 --------r ~6; ------ ---1-- - .. ~ l 400 ] 300 B - - - ~ 70 ~ 200 1 ' - - - 100 o o La Luz 100 - La Sierra 60 B) Cu . ---r ------ _I 48 I 27 -- -- ---- -- --- O) Zn --1-::. _______ _ ---- ----- --------- 1 37 1 T -- l - - ..... 368 - -1 - - - . O Veta Madre 70 ---I-~ l j - - Figura 6.2. Comparación de las concentraciones totales de A) As, B) Cu, C) Pb y D) Zn y su variación para los tres sistemas de vetas del Distrito de Guanajuato, números indican promedios en mg kg- 1 • Se puede observar que en los jales de La Luz las concentraciones de arsénico son mayores (83 mg kg-1) que en La Sierra (25 mg kg-1 ) y la Veta Madre (41 mg kg- 1 ). Los jales de La Luz tienen valores altos de la desviacón estándar para todos los EPT analizados porque estos jales 151 Movilización de elementos con potencial tóxico presentan una alta movilización de materiales por erosión y los granos de minerales se han dispersado. En la figura 6.2 B se grafican los promedios de las concentraciones de cobre para cada veta con su desviación estándar. Los rangos de concentraciones de cobre son diferentes en cada veta, los jales de la Veta Madre tienen el mayor valor promedio (68 mg kg-1 ), en orden de concentración siguen los de La Sierra (48 mg kg- 1 ) y La Luz (27 mg kg- 1 ). Estas concentraciones de Cu para muestras colectadas en la superficie de los jales resultan bajas al compararlas con los promedios de las concentraciones encontradas en perfiles (capítulo 4); las cuales fueron de 50 mg kg- 1 para el perfil de La Luz, de 211 mg kg- 1 para La Sierra y de 142 y 252 mg kg- 1 en los dos perfiles de Pozuelos (VM70). Estos resultados muestran la importancia de definir una estrategia de muestreo para conocer las concentraciones de EPT en un depósito de jales, sobre todo si los valores detectados servirán para tomar una decisión tan importante como el uso que se le daría al terreno. La figura 6.2C muestra los valores medios de plomo encontrados para cada veta con su desviación estándar. Los valores promedio en los jales de la Veta Madre (168 mg kg- 1 ) son muy similares que en La Luz (155 mg kg-1 ) aunque este último con una mayor desviación estándar. Los jales de La Sierra tienen concentraciones menores de Pb (70 mg kg- 1 ). Los contenidos de zinc no muestran diferencias significativas en los tres sistemas de vetas (figura 6.20), los valores medios son muy similares, La Luz de 371 mg kg- 1 con una dispersión muy alta debido a la erosión, La Sierra de 368 mg ki 1 y la Veta Madre de 314 mg kg- 1 • b) Jales de la Veta Madre En la figura 6.3 se comparan las variaciones entre los diferentes jales procedentes de la Veta Madre y de las zonas proximal y distal. En todos los sitios las concentraciones son mayores en las zonas distales respecto a las proximales, excepto para el plomo en los jales de Pozuelos VM70 donde es mayor en la zona proximal (VM70P) con 168 mg kg- 1 de Pb que en la distal 108 mg kg- 1 y para zinc en los jales de Valenciana-7, donde en la zona proximal (VM4P) hay 564 mg kg- 1 de Zn, casi el doble de lo que hay en la distal (VM4D con 294 mg kg- 1 ) El sitio con 2 años de estar expuesto a la atmósfera (Jolula-9 ó VM2) tiene concentraciones de arsénico menores (12.7 y 22 mg kg-1 en las zonas proximal y distal), que el resto de los depósitos, que son similares y varían de 36 a 68 mg kg-1 siendo mayores en las zonas distales. No hay variaciones significativas en las concentraciones de cobre en todos los sitios. Este metal se encuentra enriquecido en las zonas distales respecto a las proximales en los sitios con 16 y 152 " '"' f "?. :§ ..,, -- Movilización de elementos con potencial tóxico 2 años de abandono. En el sitio con 4 años (Valenciana-7 ó VM4) hay una variabilidad muy alta, derivada de la heterogeneidad en el origen geológico. A)As B) Cu 90 250 80 70 60 50 f 40 30 I --- I 200 -- j 150 ! s ~ 100 . a - 20 -·- 10 ± - - - -50 . ¡ _ o o ' C) Pb D)Zn 250 --- - 1200 -- 200 ' 1000 '-- ~" 150 1- -I - .. '"' 800 ¡ __ i ! 600 ' "?. :§ 100 . -1 _¡ _ 1 "" .. 50 - - o .!i 400 , __ 1 200 ·i - i - VMO, 6 VM2, 0 VM4, D VM 16, 0 VM70; O Proximal, e Distal Figura 6.3 . Comparación de las concentraciones totales de As, Cu, Pb y Zn y su variación para los depósitos de jales procedentes de la Veta Madre. El plomo se encuentra en concentraciones mayores en las zonas distales respecto a las proximales, excepto para los jales de Pozuelos con 70 años de estar expuestos a la atmósfera donde la zona proximal (VM70P) tiene el mayor valor promedio, con 167 mg kg- 1 de Pb. En dos sitios hay altas concentraciones de zinc, la zona distal de Pozuelos (VM70D) con un valor promedio de 497 mg kg-1 y la zona proximal de Valenciana-7 (VM4P) con un valor de 563 mg kg- 1 ambas con una gran dispersión. Para el caso de los jales con cuatro años de exposición a la atmósfera (Valenciana-7) las altas concentraciones de Zn se deben a que un porcentaje del 3 5 % proviene de la mina de Rayas (SCMMSFG, 2002), un yacimiento profundo con altas concentraciones de sulfuros metálicos. Los valores en los demás sitios varían entre 1 79 y 403 mg kg- 1 , siendo mayores en las zonas distales respecto a las proximales. 153 Movilización de elementos con potencial tóxico 6.4.2 Extracción secuencial En los cuadros A6-2 a A6-5 del Anexo 6 se muestran las concentraciones de As, Cu, Pb y Zn en las diferentes fracciones: soluble, enlazada a carbonatos, enlazada a óxidos, como sulfuros y en la fracción residual para las 30 muestras a las que se aplicó la extracción secuencial. Las lecturas de As, Cu, Pb y Zn para cada duplicado por ICP-AES resultaron muy similares y en los blancos no se detectó contaminación. También se muestran los porcentajes respecto a la suma de todas las fracciones y el error entre la suma de las fracciones y la concentración total. En muchas muestras no se obtienen resultados similares en la suma de las fracciones y las concentraciones totales. Una razón es que las fracciones de la extracción secuencial fueron analizadas por ICP-AES, el As total por FRX y el Cu, Pb y Zn totales por absorción atómica; comparar la eficiencia de extracción entre técnicas diferentes tiene un error intrínseco. Por otra parte las soluciones utilizadas en la extracción secuencial permiten un ataque más agresivo que sólo con agua regia y por eso muchas muestras tienen mayores valores en la suma de las fracciones que en los análisis del contenido total. Al comparar el error para los análisis de arsénico, se observa que 18 de las 30 muestras tienen un error mayor al 1 O %, para el cobre 8, para el plomo 9 y para el Zn 16 de las 30 muestras tienen un error mayor al 1 O %. El As es el elemento que tiene mayor error. Se discutirán Jos resultados en dos partes: primero los jales antiguos de cianuración (LLlOO, LS60 y VM70P) para contrastar las diferencias entre los sistemas de vetas y posteriormente la variación que hay entre los jales de la Veta Madre y las zonas proximales y distales. 6.4.2.1 Arsénico enjales antiguos. En la figura 6.4A se aprecian los porcentajes de arsénico en cada fracción según los sistemas de vetas, para los sitios LLlOO, LS60 y VM70P. En los jales de La Luz con 100 años de exposición a la atmósfera (LL 100) se observan los mayores contenidos de As en la fase soluble y como carbonatos respecto a los otros jales. Los jales de La Luz presentan alta heterogeneidad debido a la erosión tan intensa que hay en este sitio. En los jales de Pozuelos (VM70) es donde se aprecian mayores concentraciones de As adsorbidas en óxidos. En La Sierra (LS60) es donde hay un mayor porcentaje de arsénico en los sulfuros. Se cuantificó As soluble en 12 muestras. En la Luz la muestra LL 100-4 tiene un valor muy alto (7.52 mg kg- 1 ), si un kilogramo de ésta muestra se dejara en equilibrio con un litro de agua, puede resultar una disolución con 7.52 mg L-1 , una concentración más de 100 veces el límite máximo permisible para agua potable según la Norma Oficial Mexicana y de la OMS, que es de 0.05 mg L- 1 • 154 Movilización de elementos con potencial tóxico El promedio para As soluble en los jales de La Luz es de 3 mg kg- 1 , que resulta muy alto y con potencial de afectar al ambiente y la salud en el entorno inmediato a los jales. El sitio LS60 tiene valores medios de As soluble de 0.06 mg kg- 1 y en VM70P se encontró un valor promedio de 0.34 mg kg- 1 • Los otros sitios donde se detectó As soluble fueron VM16P con 0.18 mg kg- 1 y VM4P con 0.05 mg kg- 1 • El hecho de que sólo hay As soluble en sitios antiguos o en zonas proximales sugiere que se requiere un medio bien aireado para que el As se encuentre en esta fase. 6 i •• 5 1 ~ . 4 1 E " :¡; ~ 2 1 ~ 1 1 o -1 - - - - - - - A) Distribución de especies de As La Luz 100 ai'íos LLIOO Veta Madre 70 ailos VM70 B) As soluble o La Luz 100 - La Sierra 60 · .. -"' .. 100 80 La Sierra 60 ailos LS60 @!Soluble o Carbonatos o Oxidos • Sulfüros o Resif. 1 r: r¡ 10 f o l ---11- ---- -- ! -- - --- ---- ~ --- - - --- -- ¡t_ - - ----- ---¡ ---r -- ¡ _______ - C) Sulfuros D) Residual ! - - ~ - - - - - - - t . ~ :E - - _l!i: _ - - - - - - - - - - -I- - ---- -1 ____ f_ - VMO, 6 VM2, 0 VM4, O VM 16, 0 VM70; O Proximal, e Distal Figura 6.8 Variación de As en las diferentes fracciones de los jales de la Veta Madre Respecto a las concentraciones de As en carbonatos (figura 6.8A) se aprecian mayores cantidades en las zonas distales (0.64 mg kg-1 en VM2D, 2.85 mg kg- 1 en VM4D y 1.38 mg kg-1 en VM16D) respecto a las proximales (0.13 mg kg-1 en VM2P, 0.75 mg kg-1 en VM4P y 1.19 mg kg- 1 159 Movilización de elementos con potencial tóxico en VM l 6P). En la zona proximal del sitio con 70 años (VM70P) se encuentra el mayor valor promedio (4.77 mg kg- 1 ) con una desviación estándar mayor que este valor (5 mg kg- 1 ) que puede deberse a las diferentes condiciones de humedad que hay en cada zona donde se colectaron las muestras. El sitio con O años tiene un valor promedio de 0.59 mg kg- 1 de As en la fracción de carbonatos. Las concentraciones de As en óxidos son un orden de magnitud mayores que en carbonatos según se aprecia en la figura 6.8B. El valor promedio en el sitio con O años es de 12 mg kg- 1 • En las zonas distales se encuentran concentraciones mayores al doble (5.5 mg kg- 1 en VM2D, 25 mg kg- 1 en VM4D y 40.4 mg kg- 1 en VM160) que las que hay en las proximales (1.9 mg kg- 1 en VM2P, 7.3 mg ki 1 en VM4P y 23 mg kg- 1 en VM16P). En Pozuelos (VM70P) se encontró un valor promedio de 35.5 mg kg- 1 y muy alta variación. El sitio con O años (VMO) tiene un valor promedio de 28 mg kg- 1 de As en sulfuros (Figura 6.8C). En las zonas distales hay mayores concentraciones de As como sulfuros (1 O mg kg- 1 en VM20, 46 mg kg- 1 en VM4D y 26 mg kg- 1 en VM16D) respecto a las proximales (4 mg kg- 1 en VM2P, 32 mg ki 1 en VM4P y 22 mg kg- 1 en VM16P). En el sitio con 70 años (VM70P) hay valores bajos de As como sulfuros (4.6 mg kg- 1 ) . El sitio con O años tiene un valor promedio de As en la fracción residual de 9 mg kg-1 • También hay mayores concentraciones de Cu en la fracción residual en las zonas distales respecto a las proximales (Figura 6.80). 6.4.2.6 Cobre en jales de la Veta Madre En la figura 6. 9 se grafican las concentraciones de cobre en cada fracción. Respecto a las concentraciones de Cu i:!n carbonatos (figura 6.9A), el sitio con O años tiene un valor promedio de 14.4 mg kg- 1 , los valores similares en las zonas proximales (11.7 mg kg- 1 en VM2P, 13.3 mg kg- 1 en VM4P, 8.1 mg kg- 1 en VM16P y 5.7 mg kg- 1 en VM70P) sugieren que el proceso de precipitación del carbonato de cobre (el más estable termodinámicamente es malaquita Cu2C03(0Hh) se encuentra en equilibrio desde que los jales son depositados. Los valores de Cu como carbonatos en las zonas distales son más del doble que en las proximales (38.6 mg kg- 1 en VM2D, 46.6 mg kg- 1 en VM40 y 20.1 mg kg- 1 en VM l 6D). La concentración de cobre en óxidos en los jales con O años (figura 6.9B) es de 5 mg kg- 1 y excepto el sitio con 2 años, (VM2) es mayor en la zonas distales (0.9 mg kg- 1 en VM2D, 9.6 mg kg- 1 en VM4D y 31.9 mg kg- 1 en VM160) respecto a las proximales (4.4 mg kg- 1 en VM2P, 3 mg kg- 1 en VM4P y 9.3 mg kg- 1 en VM16P). 160 70 1 .. E 40 ; ~ _10 " u .. """ '#' ..:. ~ e ..: :; e: " = u 150 100 50 ! . f ± A) Carbonatos -r -I C) S ulfuros Movilización de elementos con potencial tóxico -------!-- - - - - ~ - - - - - - - í ""' ... .. = 40 1 30 o 20 ... : ~ = " u 10 ; 50 40 B) Oxidos f I Í ---•-- ----- D) Residual ---------r-- -- ------ - ~ l f- ---- - VMO, 6 VM2, O VM4, O VM 16, 0 VM70; O Proximal, e Distal Figura 6.9 Variación de Cu en las diferentes fracciones en los jales de la Veta Madre. Tj :1:: . El Cu como sulfuros en el sitio con O años (VMO) tiene un valor promedio de 35 mg kg- 1 (Figura 6.9C). El valor más alto se encuentra en VM4P con 89.4 mg kg- 1 y además con muy alta variación. El Cu en la fracción residual (figura 6.9D) se encuentra en concentraciones muy similares en el sitio con O años (8.5 mg kg-1 ), y en las zonas proximales (8.5 mg kg-1 en VM2P, 12.1 mg kg-1 en VM4P, 6.5 mg ki 1 en VM16P y 11.5 mg kg-1 en VM70P). Para todos los sitios el Cu residual es mayor en la zona distal que en la proximal. 6.4.2.7 Plomo en jales de la Veta Madre En la figura 6.1 OA se distinguen las vanac1ones de las concentraciones de Pb en los carbonatos. El valor medio para el sitio VMO es de 9 mg kg-1 • En los sitios VM2D, VM4P y VM70P hay muy alta variación. Respecto a los contenidos de Pb asociados con óxidos (figura 6.108), todos los sitios excepto VM70P tienen valores similares, que varían de 8 a 26 mg kg-1 • En VM70P se encuentra el valor promedio más alto, de 83 mg kg-1 y con la mayor dispersión, debido a las 161 IN ] Pb en ca rb o— Pb en su lf ur os [m g kg ”] 411 11M) 50 S Movilización de elementos con potencial tóxico condiciones de humedad tan variables en la superficie de este sitio. El sitio con O años tiene 11.3 mg kg y en los demás sitios se encuentran mayores concentraciones en la zonas distales (21.4 mg kg” en VM2D, 25.8 mg kg * en VM4D, 23 mg kg'* en VM16D) que en las proximales (11 mg kg'' en VM2P, 19.6 mg kg * en VM4P y 8 mg kg * en VM16P). A) Carbonatos B) Oxidos xidos 100 80 60 40 t 5 a : - = o $ Pb en óx id os [m g kg ] o C) Sulfuros D) Residual 100 40 Pb re si du al [m g kg ] - VMO, A VM2, O VM4, Ol VMI16, > VM70; O Proximal, € Distal Figura 6.10 Variación de Pb en las diferentes fracciones de jales de la Veta madre. Los contenidos de Pb como sulfuros (figura 6.10C) no siguen una tendencia fija, el mayor valor promedio se encuentra en VM4P con 37.5 mg kg y muy alta variación y el menor valor promedio se encuentra en VM2P con 12.8 mg kg''. Los contenidos de Pb en la fracción residual (figura 6.10D) muestran una tendencia similar a los contenidos asociados con óxidos, el mayor valor promedio se encuentra en VM70P con 53.7 mg kg ' y tiene además muy alta variación. 6.4.2.8 Zinc en jales de la Veta Madre En la figura 6.11 A se grafican las concentraciones de Zn en la fracción de carbonatos. 162 º' "' .. 100 xo E 60 ; e: ~ 40 e: " ..Q o.. 20 E ¿ o 00 80 ~ 40 ovilización e entos n otencial i o dici nes e edad ri bles erficie e te ti . l it n os e . g " 1 s ás i s cuentran ayores centraciones nas i t les .4 g " 1 2D, .8 g - 1 4D, g " 1 16D) e s i ales g " 1 2P, .6 g " 1 4P g - 1 16P). ) arbonatos ) ulfuros ., .. "" ~ ~ o "O ·;; •O ¡; J:> Q., ... "" 0 80 . 0 20 o --------- --- e.ii 60 ¡ .§. ) i os 1-----.. ) esidual e: " ..Q o.. 20 : f -- l _ - () o .... - - O, 6 2, 4, D M 16, <> 70; r xi al, e istal i ura . O ariación e b l s i ntes i es e j l s e l eta adre. os t nidos e b o l ros i ra . OC) i en a t encia ij , l ayor alor edio cuentra 4P n .5 g " 1 uy lt ri i n l enor alor edio uentra 2P n . g - 1 • os tenidos e b l i n i ual ra . OD) uestran a encia ilar s ntenidos ci os n idos, l ayor lor edio cuentra 70P n .7 g - 1 e ás uy lta ri ción. . . .8 i c les e eta adre n l i ra . 1 r fi an l s centraciones e n l i n e r onatos. Zn en ca rb on at os | Zn en su lf ur os [m e kg ” | 5 - NATA TEE UT A A A TAROT TT TA AA NA TA AI RAE AS A) Carbonatos B) Oxidos l 600 “3 400 E 100 2 $ 7 5 «S S 200, 50) N | ; Do o». é 5 3 o A 0 Lo D. C) Sulfuros D) Residual 700 S 400 600 300 300 | ==I. 400 . a 300 14H 2 7 | - VMO, A VM2, O VM4, O VMI16, 4 VM70; O Proximal, 60 Distal Zn re si du al [m g kg *] = S o S E i 5 3 HB A Figura 6.11. Variación de Zn en las diferentes fracciones de jales de la Veta Madre Las concentraciones de Zn asociado a óxidos muestran una tendencia de incrementar con el tiempo. El sitio con O años tiene 55.6 mg kg” de Zn y en el sitio con 70 años hay 311 mg kg'' en óxidos. Los contenidos de Zn como sulfuros no muestran una tendencia clara, se observa el valor más alto en VM4P (316 mg kg'') y una gran dispersión ocasionada por la concentración anómala de Zn en la muestra VM4P-35. Los contenidos de Zn en la fracción residual disminuyen con el tiempo. 6.4.3 Análisis de muestras de agua En el cuadro A6-6 del anexo 6 se tabulan los datos de los análisis de las 20 muestras de agua tomadas, los sitios de colecta se muestran en la figura 6.1 163 Movilización de elementos con potencial tóxico El sitio VMO tiene un valor promedio de 38.6 mg kg- 1 • El promedio más alto se encuentra en VM4P con 88.6 mg kg- 1 con una gran dispersión y el más bajo en VM2P con 13.8 mg kg- 1• 200 -: en 150 "" bO E ~ E 0 « e "ª ¡:¡ e ., 0 ,;¡ o 0 (,QQ -:: 5 0 -'-' E 00 e ~ 0 ~ f ¡ -- - --- ) arbonatos I . _______ ___ J __ m • I ) lfuros 0 "':.· 0 ~ o "O ·;¡ •O e ., ,;¡ o 0 0 g 200 := ~ ) xidos f ) esidual ---- --- r ---- --- ~ 200 100 t -- A f ,;¡ 100 t : l ! --!--- --- f o - - ~ - - - _._ - - - ~ - .. o O, 6 2, 4, M 16, 0 70; r xi al, e istal i ura . 1. ariación e n s i r ntes i es e les e eta adre as centraciones e n ci do i os uestran a encia e entar n l e po. l iti n os e .6 g - 1 n y l i n os y 1 g g- 1 idos. os tenidos e n o l ros uestran a encia l ra, serva l lor ás lt 4P 6 g - 1 ) a r n i ersi n si ada or centración ala e n uestra 4P-35 . os tenidos e n i n ual i uyen n l ie po. . . nálisis uestras e ua n l adro 6-6 el xo lan s tos s álisis e s uestras e ua adas, s s lecta uestran ra . Movilización de elementos con potencial tóxico En la figura 6.12 se despliegan los datos de pH y potencial redox en un diagrama de estabilidad para fases de hierro construido con una concentración de Fe en solución de 1 x 10-3 M, es decir 0.055 mg L- 1 , concentraciones que se han cuantificado en los jales de Guanajuato (cuadro A5-4) . ,,.--._ > '-' ..e [..I.J 1.0 FeJ+ 0.8 0.6 0.4 Fe 2+ 0.2 00 .... ....... ...... -0.2 -0.4 -0.6 .. .... .... ...... ..... Fe(OH)2+ Planta de beneficio Valenciana Jo lula \J D o Rellenos son de escurrimien tos en Valenciana reducción de F e'l+ a Fe :!+ ....... .... ...... ...... ....... ...... ...... ...... ....... ...... ....... ...... '.. H20 ....... .... H? .... - .... ...... .... -0. 8 ~~.,---_....,,-----+--__._,.-.......,,..._...,.__-"::-_..,.._~.,,--~-~.,---_.,_,,---_._,. ... ~_ 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 pH Figura 6.12. Diagrama de estabilidad de fases de hierro y lecturas de pH y potencial redox de las muestras de agua. Los números corresponden a la muestra según el cuadro A6.6, Anexo 6. Puede apreciarse que las muestras colectadas en los escurrimientos naturales (AJ6, AJ7, AJ12, AJ 13, AJI 9 y AJ20) se agrupan en una zona específica entre pH 7 y 8 y potenciales redox de 0.4 V, estas aguas se encuentran bien oxigenadas. Las muestras colectadas en la planta de beneficio (AJI y AJ2) así como las de Jolula (AJ3, AJ4 y AJ5) tienen un valor de Eh cercano y son ligeramente más 164 Movilización de elementos con potencial tóxico reducidas que las muestras de Valenciana (AJl O, AJl 1, AJl 5 y AJl 6). Las muestras que se infiltraron en toda la estructura de los jales (AJ8, AJl 4, AJl 7 y AJl 8) se encuentran en la línea de equilibrio entre el ión ferroso y la ferrihidrita; ésto sugiere que al atravesar los jales, las aguas se encuentran en un ambiente con menos oxígeno respecto al que hay en la superficie. Todas las aguas tienen pH de neutro a alcalino, excepto las aguas que se infiltran que son ligeramente ácidas (pH de 6.56 muestra AJ8, 6. 77 en AJl 4, 6.48 en AJl 7 y 6.8 en AJl 8). La conductividad eléctrica es mayor en las aguas que tienen relación con los jales, siendo mayores en las aguas de infiltración por la presencia de los sulfatos liberados por la oxidación de los sulfuros. En la figura 6.13 se distinguen las familias de aguas que forman las muestras analizadas en un diagrama de Piper. Ca2+ Incremento de su lfatos en aguas relacionadas con jales O Escurrimientos naturales (6, 7, 12, 13) {-- Planta de beneficio (1 , 2, 3) O Infiltraciónenjales(8,9, 14, 17, 18, 19, 20) 2:,. Zonas distales en jales (4, 5, 10, 11 , 15, 16) cr Figura 6.13. Diagrama de Piper para mostrar las familias de aguas de las muestras analizadas La litología que aflora en las cuencas donde se depositaron los jales son facies de caliza de la formación Esperanza (capítulo 2) y ésto se ve reflejado en la composición de los drenajes naturales (muestras AJ6, AJ7, AJ12 y AJI3), que tienen como aniones dominantes al sulfato y al bicarbonato. 165 Movilización de elementos con potencial tóxico Las muestras de agua colectadas en las zonas distales de la superficie de los jales y en las aguas de infiltración tienen como anión dominante al sulfato, derivado de la oxidación de la pirita. En todas las muestras el catión dominante es el calcio, derivado de la disolución de calcita, incrementada por los requerimientos de neutralizar los protones liberados por la oxidación de la pirita. Las cantidades originales de yeso como fuente de calcio son despreciables respecto a las de calcita en los jales, sin embargo, al transcurrir el tiempo de exposición a la atmósfera se acumula yeso y puede ser una fuente importante de calcio y sulfato. En el cuadro 6.3 se muestran los índices de saturación para yeso, calcita, dolomita y rhodocrosita. En dos muestras de las aguas de infiltración de jales (AJ14 y AJl 7) se encuentran índices de saturación positivos de yeso. Los difractogramas de los flóculos de oxi-hidróxidos de hierro reflejan la presencia de yeso, por lo que debe precipitarse desde estas aguas. Cuadro 6.3. Índices de saturación de fases que pueden precipitar desde las muestras de agua Muestra Yeso Calcita Dolomita Rhodocrosita AJI -0 .03 0.53 0.95 0.6 AJ2 -0 .06 0.5 0.87 0.54 AJ3 -0 .32 -0.2 -0.53 -0.34 AJ4 -0 .59 0.09 0.03 AJ5 -0.29 -0. 12 -0.42 AJ6 -2.02 -0 .68 -1.53 AJ7 -2 .17 -0.44 -0.79 AJ8 -0.02 -0 .56 -1.32 AJ9 -0.55 -0.14 -0.44 AJIO -1 .02 0.93 1.66 AJl 1 -0.95 0.9 1.6 AJl2 -1 .74 -0.05 -0.82 AJl3 -1 .62 0.43 0.28 AJl4 o.os 0.26 0.34 0.4 AJl5 - 1.19 l.38 2.59 AJl6 -1.1 1 1.01 1.78 AJl7 0.03 0.06 -0.11 0.25 AJl8 -0.04 0.4 0.57 0.7 AJ19 -0.46 1.55 2.75 AJ20 -0.42 1.69 3.03 En todas las muestras las concentraciones de As, Cu, Pb y Zn se encontraron debajo de los límites de cuantificación y en todas fue posible cuantificar vanadio, en concentraciones de 0.65 mg L-1 en las aguas de infiltración. En el Distrito Minero de Guanajuato no se han reportado fuentes de Vanadio, pero este elemento fue descrito por primera vez en un mineral del Distrito de Pachuca, que es también de origen epitermal como el de Guanajuato. 166 Movilización de elementos con potencial tóxico 6.4.4. Flóculos de oxi-hidróxidos de hierro que migran en suspensión En el cuadro 6.4 se tabulan los resultados de los componentes mayores y As en las tres muestras colectadas de los flóculos de oxi-hidróxidos. En la figura 6.19 se grafican los promedios de las concentraciones totales de elementos mayores, las cuales son de 40 % de Fe20 3, 26 % de Si02, 2% de S, 6.4 de CaO, 2.85 Ah03, 2.2 Mn02, y 527 mg kg-1 de As. No se cuantificó Cu, Pb y Zn en éstos flóculos debido a que tenían concentraciones menores a 50 mg kg-1 • Cuadro 6.4 . Análisis de muestras de óxidos de hierro que migran en suspensión elemento Fl F2 F3 % Si02 9.15 38.71 30.11 %Ti02 0.06 0.74 0.20 %Ah03 0.30 4.57 3.68 % Fe203 . 54.73 24.72 40.63 %Mn0 5.26 0.74 0.60 %Mg0 0.79 1.90 1.51 %Ca0 6.91 7.21 5.09 %Na20 0.11 0.22 0.54 %K20 0.25 2.10 1.05 %P20s 0.77 0.69 0.66 %S03 2.59 1.53 1.88 %PPC 18.32 16.21 15.30 mg kg- 1 As 829.0 333.2 419.6 80 70 ... 60 1 . en ~ en 50 -· E e: Q) 40 111 • <( 111 30 o "C • ·;;;: 20 •O Q) "C 10 ~ o i ; T ' • o 1. '--+--' - -----L.-- 1 Si02 Fe2Ü3 CaO Ah03 MnO so, As/10 -10 1 Figura 6.14. Variación de contenidos de elementos en los flóculos que migran en suspensión en las aguas que se infiltran en los jales de Valenciana. 167 Movilización de elementos con potencial tóxico En los jales de Valenciana 7 y 8 el valor máximo de As es de 79 mg kg- 1 en la muestra VM16D-31 y el valor máximo promedio es de 68 mg kg-1 en VM4D, la concentración de As en los flóculos se encuentra enriquecida casi 10 veces (valor promedio de 527 mg ki 1 ) que el promedio de los dos depósitos de jales (55 mg kg-1 ). Los minerales que se detectaron por difracción de rayos X en estas muestras son: cuarzo, yeso y posiblemente la fase bilinita [(FeFe2(S04)4.22H20] y/o halotriquita [FeA12RSÜ4)4.22H20]. 6.5 Discusión: propuesta de modelo de movilización de elementos con potencial tóxico. 6.5.1 Evolución de las fases en que se encuentran los EPT: As, Cu, Pb y Zn Los tiempos de exposición a la atmósfera asignados a cada sitio fueron por información oral. El único sitio que no tiene error en el tiempo de exposición es el de depósito reciente, con O años. Los jales con 2, 4 y 16 años tienen un error de± 3 meses, los jales de cianuración tienen un error de la edad asignada en función del tiempo que duró la construcción de los depósitos, es decir de ± 3 años. Se presentan gráficas de la evolución de los porcentajes de cada fracción para cada EPT en función del tiempo y se reportan ecuaciones de ajuste para los casos en que el coeficiente de determinación r2 explica más del 50 % de la varianza. Para estas ecuaciones existe la misma limitante que al proponer un modelo de evolución para la pirita: las condiciones iniciales en la mineralogía de los jales no son las mismas, sin embargo al tratar con porcentajes las tendencias a lo largo del tiempo resultan ser válidas. 6.5.1.1 Evolución del arsénico Se encontró As soluble en los jales de La Luz (LL 100) en concentraciones que pueden resultar tóxicas a la salud humana, si un kg de estas muestras se disolviera en 1 L de agua (3 mg kg- 1 ); también se encontró As soluble en San Nicolás (LS60) con 0.06 mg kg- 1 , en Pozuelos (VM70P) con un valor promedio de 0.34 mg kg-1 , en VM16P con 0.18 mg kg- 1 y en VM4P con 0.05 mg kg- 1 • En la figura 6.15 se grafica la evolución de los porcentajes de especies de As para dos casos: A) en los jales de cianuración y las zonas proximales de los jales de flotación y B) en zonas distales de jales de flotación . El arsénico como sulfuros (arsenopirita) muestra una tendencia a disminuir con el tiempo, tanto en las zonas proximales como en las distales, debido a que se consume por oxidación. Se aprecia que esta fracción llega a mantenerse aproximadamente constante en el tiempo; ésto puede deberse a que se oxidaron los granos libres de arsenopirita, que no se encontraban encapsulados y el porcentaje de 168 Movilización de elementos con potencial tóxico los que se encuentran encapsulados por fases refractarias (cuarzo o feldespato) ya no se oxidarán ó a la precipitación de fases secundarias en los granos de arsenopirita que ya no permiten su posterior oxidación. 80 70 "' ~ 50 -~ " "' ~ 40 ~ "' 1 ·E ¡ e 30 -; ~ i ~ 20 J IO J A) Zonas proximales y jales de cianuración " •• Incremento de As Disminución de As como sulfuros -- • • • Incremento de As en ~~c~~n_r~s~~a~ __ )t) ------~---:-~ - -=---:-~r-~~-- Incremento de As en ---------- ----- -------- ~-.:.> carbonatos • .- ·· - ··- ·· - .- ·>• ·-··-··- ·· - 1 o L-- ~~- :._ - ·· - · • - - · _ · - - · ~ · - _ · _ · - ------ ---, -IO o IO 20 B) Zonas distales 60 -, 1 ... 50 ' ... -"' -"!'. -- ' ., 40 "O "' . ~ " ~ 30 "' ., • ?:!., • o;j • e: 20 ., !::'. o o Q., 10 1 o!--·---•- • -2 o 2 30 40 Disminución de As -'Pmo sulfuros o • 4 6 50 8 60 70 80 90 IOO Incremento de As I IO • + Carbonatos • Oxidos .., Sulfuros o Residual ---- -- ------ ---------------- -- -> o --- -- --- ----- ~ 10 12 14 16 Años de exposición a la atmósfer.t Figura 6.15. Evo lución de los porcentajes de las especies de As en los jales del Distrito minero Guanajuato en A) zonas proximales y jales de cianurac ión, B) zonas distales. El ajuste de los porcentajes de As como sulfuros para los zonas proximales y los jales de cianuración a una ecuación exponencial es: 169 Movilización de elementos con potencial tóxico [%As en arsenopirita] = 56.3 e-o.0111(1iempoenaños) r2= 0.8189 (6.1) Esta ecuación de consumo de la arsenopirita asume que en todos los jales a un tiempo cero el 56.3 % del As total se encontraba como sulfuros, la ecuación explica un porcentaje alto de la varianza, como indica el coeficiente de determinación. El porcentaje de As en los óxidos se incrementa con el tiempo, al aplicar un modelo de regresión exponencial a los siete puntos de las zonas proximales resulta la ecuación: [%As en óxidos]= 24.446 e 0.0103 (tiempo en m1os) r2 = 0.5838 (6.2) Esta ecuación explica más de la mitad de la varianza (58 %). Los porcentajes de As en carbonatos tienden a incrementar con el tiempo, al aplicar un modelo de regresión lineal resulta la ecuación: [%As en carbonatos]= 1.26 + 0.08 (tiempo en años) r2= 0.7003 (6.3) Esta ecuación asume que al momento de depósito de los jales ya hay un porcentaje como carbonatos (1.26 %) y que anualmente hay un incremento del 0.08 % por la coprecipitación posiblemente en calcita. Los porcentajes de As en la fracción residual tienden a incrementar ligeramente con el tiempo, esta fracción no reacciona y el aumento indica que parte del As original se lixivia y se pierde de las zonas proximales. Para ajustar una ecuación lineal se eliminó el punto VM70 que resultó muy bajo, la ecuación de la recta con seis puntos es: [%As en fracción residual]= 16.851 + 0.101 (tiempo en años) (6.4) Estas ecuaciones deben de validarse en condiciones controladas de laboratorio para limitar sus rangos de aplicabilidad, sin embargo son un modelo basado en datos empíricos que explican más de la mitad de la varianza y con algunas limitantes podrían aplicarse para conocer la evolución del As en otros Distritos mineros de origen epitermal. En la zona distal también se observa las tendencias de consumo de arsenopirita y adsorción de As en óxidos, sin embargo no se ajustaron los puntos a ecuaciones de regresión porque estas zonas reciben a portes de sustancias en solución y partículas suspendidas de toda la planicie de jales. Si bien el As presenta desorción a pH alcalino (Bowell, 1994), puede presentarse oclusión y coprecipitación que no permite la posterior liberación de As. La presencia de altas concentraciones de As en los flóculos de oxi-hidróxidos que migran en suspensión de la estructura de los jales son un punto que debe tomarse en cuenta para evaluar con más detalle los impactos al ambiente que pueden causar estas aguas que salen de los jales. 170 Movilización de elementos con potencial tóxico 6.5.1.2 Evolución del cobre En la figura 6.16 se muestra la evolución de los porcentajes de las especies de cobre. El porcentaje de Cu como sulfuros (calcopirita) disminuye al transcurrir el tiempo y en los jales antiguos con 60, 70 y 100 años permanece constante. Este comportamiento es acorde con la oxidación de calcopirita y estos valores constantes se deben a la precipitación de fases secundarias que protegen a los granos de posterior oxidación ó a que ya se oxidaron todos los granos de calcopirita libres, no encapsulados. Se ajustó una línea exponencial que describe el consumo de calcopirita en función del tiempo para los jales de cianuración y las zonas proximales de los de flotación: [%Cu en sulfuros)= 57.18 e -0.0llS(tiempoenaños) (6.5) Para estas mismas zonas se aprecia un incremento de Cu asociado con los óxidos y ox1- hidróxidos, la ecuación de ajuste para los siete puntos resultó: [%Cu en óxidos)= 7.435 e o.0221(1ie111ro enañosJ r2= 0.6397 (6.6) El cobre como carbonatos tiende a disminuir ligeramente con el tiempo; ésto contrasta con las simulaciones realizadas en el capítulo 3, donde se observó que la malaquita [Cu2C03(0H)2] es la especie dominante al incrementar el pH. Una explicación es que el cobre liberado por la oxidación de calcopirita se adsorbe en las superficies de los oxi-hidróxidos y es ocluido. Desde que los jales son depositados ya hay una fracción de cobre como carbonatos, éstos se forman en el interior de las minas. Una ecuación para explicar la evolución de Cu en carbonatos es la línea recta: [%Cu en carbonatos)= 22.97-0.103 (tiempo en años) r2= 0.6423 (6.7) Finalmente el Cu en la fracción residual para los jales de cianuración y las zonas proximales muestra una tendencia a incrementar con el tiempo, la explicación es por la migración del Cu hacia las zonas distales y dado que esta fracción no reacciona, incrementa su porcentaje. Se ajustó una ecuación de una línea recta, para lo que se eliminó al punto LS60, ya que no se encontró Cu en la fracción residual en este sitio: [%Cu en fracción residual]= 13.073 + 0.1211 (tiempo en años) r2= 0.7929 (6.8) En la figura 6. l 6B se aprecia la evolución de Cu para las zonas distales de los jales de flotación que tienen como origen la parte central de la Veta Madre. También se observa la tendencia de que el Cu como sulfuros disminuye a lo largo del tiempo y el Cu adsorbido en óxidos incrementa. Para este caso, se proponen modelos de regresión lineal para explicar la evolución de los porcentajes de Cu en sulfuros y óxidos y relacionarlos con las tasas naturales de los procesos de oxidación y adsorción. 171 80 70 ::i u 60 + 10 & • • & A o ' - - - -10 o 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100 B) Zonas distales 60 l 1 50 _: 1 ! o Incremento de Zn • 40 e o 30 -1 20 10 • ' o -2 o 2 4 6 Años de exposición a la atmósfera ------, 1 JO • Carbonatos • Oxidos A Sulfuros o Residual Figura 6.18. Evolución de los porcentajes de las especies de Zn en los jales del Distrito mmero Guanajuato en A) zonas proximales y jales de cianuración, B) zonas distales. El porcentaje asociado con óxidos incrementa con el tiempo hasta volverse constante, ésto puede explicarse por la adsorción del Zn en oxi-hidróxidos y a una posible saturación de los sitios de adsorción, la ecuación que explica mejor el comportamiento es una línea recta: 175 Movilización de elementos con potencial tóxico [% Zn en óxidos] = 22.028 + 0.0549 (tiempo en años) r2= 0.7906 (6.14) En las zonas distales también puede apreciarse claramente una tendencia de disminución de los porcentajes de Zn asociado a la fracción de sulfuros y un incremento de las fracciones adsorbidas en óxidos. Para ambos casos se proponen modelos lineales para explicar el comportamiento, que tienen muy buenos ajustes. Para la disminución de Zn en la fracción de sulfuros, ó la oxidación de esfalerita: [% Zn en sulfuros, distal]= 36.097 -1.936 (tiempo en años) Y para la adsorción de Zn en superficies de óxidos y oxi-hidróxidos: [% Zn en óxidos, distal]= 15.078 + 2.126 (tiempo en años) 6.6 Conclusiones r2= 0.9157 (6.15) r2= 0.8899 (6.16) Los jales del Distrito minero de Guanajuato presentan concentraciones de EPT de medias a altas según las Normas Canadienses y Suecas para sedimentos. El As se encuentra de 20 a 168 mg kg-1 siendo mayor en los jales de La Luz. El Cu se encuentra de 11 a 209 mg kg-1, el sitio donde está con mayor concentración es la zona distal de los jales con 2 años de exposición a la atmósfera (VM2D). El Pb se encuentra en concentraciones de 35 a 267 mg kg-1, siendo el sitio donde está en mayor concentración La Luz. El zinc presenta valores altos, de 143 a 1,129 mg kg-1 , los valores más altos corresponden a la zona proximal del sitio con 4 años de exposición a la atmósfera (VM4P). En general las zonas distales tienen concentraciones mayores de EPT que las zonas proximales (casi el doble ó mayores) ya que los metales se asocian a las fracciones finas . Los datos de la extracción secuencial muestran que las concentraciones de EPT asociados con los sulfuros tienden a disminuir con el tiempo y llegan a una concentración de equilibrio. Estos datos concuerdan con las observaciones en secciones pulidas del capítulo anterior, ya que se apreció un recubrimiento de los granos de sulfuros con costras de oxi-hidróxidos y yeso que inhiben la posterior oxidación. Cuando los jales son depositados, los EPT se encuentran mayoritariamente como sulfuros, al transcurrir el tiempo estos se oxidan, liberan a los EPT a la fase acuosa y en su mayoría son adsorbidos por los oxi-hidróxidos de hierro. El arsénico es el principal problema que representan los jales del Distrito de Guanajuato, los niveles de As soluble en La Luz sobrepasan hasta 100 veces los límites máximos permisibles 0.05 mg L- 1 , pero es importante aclarar que son concentraciones en extractos acuosos que han tenido un tiempo para equilibrar la disolución, aún así no puede pasarse por alto el hecho de que los 176 Movilización de elementos con potencial tóxico escurrimientos que drenan de estos depósitos pueden arrojar pulsos con altas concentraciones de As disuelto en temporada de lluvias. En la fracción soluble el único EPT que se encontró fue As. En las muestras de agua no se encontraron As, Cu, Pb y Zn arriba de los límites de cuantificación, ésto es una evidencia de que estos metales al ser liberados por la oxidación de los sulfuros son incorporados en alguna fase tal como carbonatos y en su mayor porcentaje son retenidos en superficies de oxi-hidróxidos. Las muestras de agua que no tienen relación con los jales son de naturaleza sulfatada- bicarbonatada cálcica y con baja conductividad. Las aguas que drenan de los jales adquieren como soluto principal sulfato y calcio (concentraciones promedio de 2,000 mg L- 1 de S04- y 1,200 mg L- 1 de Ca), generados por la oxidación de sulfuros y la disolución de calcita y son de naturaleza sulfatada cálcica. Se observan valores de pH y potencial redox que sugieren la reducción de los oxihidróxidos. Desde estas aguas precipitan fases secundarias, siendo las más relevantes yeso y los oxi-hidróxidos de hierro que pueden adsorber a los EPT y controlar su solubilidad. En los flóculos de oxi-hidróxidos y sulfatos que migran en suspensión en los depósitos de Valenciana-7 y 8 se encontraron concentraciones de As de 527 mg kg- 1 , casi 1 O veces mayores a las que hay en los jales (55 mg kg-1), si los oxihidróxidos llegan a un ambiente reductor y se disuelven pueden liberar este arsénico ocasionando efectos adversos al ambiente y a la salud. Se propone un modelo de la transformación de los porcentajes de las especies en que se encuentran los EPT basado en datos empíricos que se ajustan a ecuaciones de regresión. Estas ecuaciones tienen un rango de aplicabilidad, dentro del cual la suma de todas las fracciones debe ser menor al 100% y asumen que al momento del depósito todos los jales tenían una distribución inicial similar en los porcentajes a que se encontraba asociado cada EPT. Las condiciones originales no fueron las mismas en todos los jales pues no tuvieron el mismo origen geológico, sin embargo se detectan tendencias de la transformación de los porcentajes de especies que sirven para plantear la evolución natural de los procesos geoquímicos. Las ecuaciones encontradas, con su coeficiente de determinación r2 son: [ O/ A . "t] 56 3 e·0.0171(tiempoenar1os) 1 0 s en arsenopm a = . r2= 0.8189 (6.1) [ O/ A ' "d ] 24 446 e 0.0103 (tiempo en ar1os) / O s en OXI os = . r2= 0.5838 (6.2) [%As en carbonatos]= 1.26 + 0.08 (tiempo en años) r2= 0.7003 (6.3) [%As en fracción residual]= 16.851 + O.lOl(tiempo en años r2= 0.9327 (6.4) 177 Movilización de elementos con potencial tóxico [% Cu en sulfuros] = 57_ 18 e -o.011s (tiempo en aiios¡ [%Cu en óxidos]= 7.435 e o.0221(1iempoenai1os> [%Cu en carbonatos)= 22.97 -0.103 (tiempo en años) r2 = 0.6397 r2= 0.6423 [%Cu en fracción residual]= 13.073 + 0.1211 (tiempo en años r2= 0.7929 [%Cu en sulfuros, distal] = 55.753 - 1.953 (tiempo en años) r2= 0.9923 [%Cu en óxidos, distal]= 1.446 +2.015 (tiempo en años) r2= 0.8914 [% Pb en óxidos]= 18.719 + 0.3266 (tiempo en años) r2= 0.9128 [% Pb en fracción residual]= 21.228 + 0.165 (tiempo en años) r2= 0.7396 [% Zn en sulfuros] = 22 .419 e -0.0203 (tiempo en ar1osl r2= O. 7 44 7 [% Zn en óxidos)= 22.028 + 0.0549 (tiempo en años) r2= 0.7906 [% Zn en sulfuros, distal]= 36.097 -1.936 (tiempo en años) r2= 0.9157 [% Zn en óxidos, distal] = 15.078 + 2.126 (tiempo en años) r2= 0.8899 Referencias bibliográficas (6.5) (6.6) (6.7) (6.8) (6.9) (6.1 O) ( 6.11) (6.12) (6.13) (6.14) (6.15) (6.16) APHA-AWWA-WPCF, 1980. Standard Methods For the Examination of Water and Wastewater, 15a Edición, Washington OC, 1134 p. ASTM, 1996. Standard test method for acce1erated weathering of so1id materia1s using a modified humidity cell: ASTM 05744-96, 13 p. Bowell, R.J ., 1994. Sorption of arsenic by iron oxides and oxyhidroxides in soi1s, App1ied Geochemistry, 9, 279-286. Brown, J. G., Basset, R.L. , Glynn P.D., 2000. Reactive transport of metal contaminants in alluvium-model comparison and column simulation, Applied Geochemistry, 15, 35-49. Chambers, J.C., Sidle, R.C., 1991. Fate of Heavy Metals in an abandoned lead-zinc tailings pond:I Yegetation, Journal of Environmental Quality, 20, 745-751 . Chao, T. T., 1984. Use of partial dissolution techniques in geochemical exploration, Journal of Geochemical Exploration, 20, 101-135 . Crock, J.G., Arbogast, B.F., Lamothe, P.J., 1999. Laboratory methods for the analysis of environmental samples. The Environmental Geochemistry of Mineral Deposits, Part a: Processes, Techniques, and Health lssues Plumlee, G.S . and Logdson, M.J. (eds.), Reviews in Economic Geology, Society of Economic Geologist lnc., Colorado, 6 A, 265-288. Dold, B., 1999. M ineralogica1 and Geochemical Changes of Copper Flotation Tailings in Relation to their 178 Movilización de elementos con potencial tóxico Original Composition and Climatic Setting-lmplications for Acid Mine Drainage and Element Mobility. Terre et Environment, Vol. 18, tesis doctoral, xiii + 230 pp. Elberl ing, B., N icholson, R. V., 1996. Field determination of sulphide oxidation rates in mine tai lings, Water Resources Research, 32, 1773-1784. Fanfani, L. , Zuddas, P., Chessa, A., 1997. Heavy metals speciation analysis as a tool for studying mine tailings weathering, Journal of Geochemical Exploration , 58, 241-248. Ficklin, W.H., Dossier E.L., 1999. Field methods for sampling analysis of environmental samples for unstable and selected stable constituents. The Environmental Geochemistry of Mineral Deposits Part A. Proceses, Techniques and Health Issues, Geoffrey S. Plum lee and Mark J. Logsdon (eds.), Reviews in Economic Geology, Society of Economic Geologist, In ., Colorado, 6 A, 249 - 264. Filipek, L.H.,Yan-Wyngarden, T.J ., Papp, CS. E., Curry, J. 1999. A multi-phased approach to predict acid production from porphyry copper-gold waste rock in an arid montane environment. The Environmental Geochemistry of Mineral Deposits, Part B. Case Studies and Research Topics in Filipek, L.H. and Plumlee, G.S. (eds.), Society of Economic Geologists, Reviews in Economic Geology, Society of Economic Geologist Inc., Colorado, 68, 433-445. Gee, C ., Ramsey, M.H., Thornton, l. , 2002. Buffering from secondary rninerals as a lirniting factor in lead polluted soils at historical smelting sites, Applied Geochemistry, 1193-1199. Li, M.G. 1997. Neutralization potential versus observed mineral dissolution in humidity cell test for Louvicourt tailings. Fourth lnternatonal Conference on Acid Rock Drainage, Vancouver, B.C., Canada, 149-164. Lozano-Santa Cruz R., Pal-Yerma, S. , Girón, P., Velasco, F. , Morán-Centeno J., Viera, F., Chávez, G., 1995. Calibración preliminar de fluorescencia de rayos-X para análisis cuantitativo de elementos mayores en rocas ígneas, Actas INAGEQ, 1, 203-208. Malmstrom, M.E., Destouni, G. , Banwart, S.A,. Stromberg, B.H.E., 2000. Resolving the scale-dependance of mineral weathering rates, Environmental Science and Technology, 34, 1375-1378. Maskall, J., Whitehead, K., Gee, C., Thornton, l. 1996. Long-term migration of metals at historical smelting sites, Applied Geochemistry 11, 43-51. Montour, M.R., Hageman, P.L., Meier, A.L. , Theodorakos, P., Briggs, P.H., 1998. EPA Method 1312 (synthetic precipitation leaching procedure) leachate chemistry for solid mine waste composite samples from Silverston Colorado: U.S. Geological Survey Open-File Report 98-624, 24 p. Nordstrom, D.K., 1977. Thennochemical redox equilibria of ZoBell's solution, Geochimica et Cosmochimica Acta, 41, 1835- 1841. Pal-Yerma, S., Lozano-Santa Cruz, R., Girón, P., Velasco, F., 1996. Calibración preliminar de fluorescencia de rayos-X para análisis cuantitativo de elementos traza en rocas ígneas, Actas INAGEQ, 2, 237-242. Parkhust, D., Appelo C.A.J., 1999. User's guide to PHREEQC (version 2) a computer program for 179 Movilización de elementos con potencial tóxico speciation, batch-reaction, one-dimensional transport, and mverse geochemical calculations. U.S. Department of the Interior, U.S. Geological Survey, 326 p. Shaff, W ., 200 l. What can element budgets of false-time series tell us about ecosystem development on post- 1 ignite mining sites?, Ecological Engineering, 17, 241-252. Sidle, R.C. , Jeanne, C., Amacher, M.C., 1991. Fate of Heavy Metals in an abandoned lead-zinc tailings pond : 11. Sediment, Journal of Environmental Quality, 20, 752-758. Stromberg, B., Banwart, S. , 1994. Kinetic modelling of geochemical processes at the Aitik mining waste rock site in northern Sweden, Applied Geochemistry, 9, 583-595 . U SEPA, 1994. A cid Mine Drainage Prediction, Technical Document, 52 p. 180 Conclusiones y perspectivas CAPITUL07 7.- Conclusiones generales y perspectivas 7.1 Conclusiones generales En este trabajo se plantea un modelo conceptual de los procesos geoquímicos que ocurren en la superficie de los jales del Distrito minero de Guanajuato. Específicamente se describen las condiciones de generación de acidez, caracterizando la capacidad de neutralización neta de acidez (CNNA) y la liberación de EPT (As, Cu, Pb y Zn). Fueron demostradas las tres hipótesis de trabajo planteadas (página 12 capítulo l ): La primera postula que la geología del yacimiento controla las concentraciones de calcita, pirita y EPT en los jales resultantes; que, como se describirá más adelante, se comprobó. La segunda (la variación espacial en las condiciones de aireación y humedad dentro de los sitios controlan Ja intensidad de los procesos geoquímicos) fue comprobada desde observaciones en campo y análisis de laboratorio. La tercer hipótesis (es posible conocer la evolución natural de los procesos geoquímicos a través del uso de una cronosecuencia) funciona sólo si los jales bajo estudio tienen las mismas condiciones iniciales. Sin embargo todos los depósitos de jales estudiados tienen un origen característico y fueron producto de diferentes eficiencias de recuperación en el proceso de beneficio; los porcentajes tanto de sulfuros metálicos como de calcita no fueron los mismos al inicio, después de que los jales fueron construidos y abandonados. Otra limitante del uso de la cronosecuencia es que todos los jales estudiados tienen áreas superficiales y distribución de tamaño de partícula diferentes, por lo que no reciben las mismas cantidades de agua y no tienen las mismas condiciones de aireación en la superficie. Aún con condiciones diferentes en los jales, los resultados obtenidos muestran que al compararse los porcentajes de las fracciones en que se encuentran los EPT en sitios con diferente edad de abandono, se aprecian tendencias que sugieren la transformación de las fases y pueden plantearse los mecanismos de los procesos geoquímicos que ocurrieron. A continuación se resumen las conclusiones de éste trabajo: El Distrito minero de Guanajuato ha estado operando desde 1550 y según la historia de extracción existirían aproximadamente 95 millones de toneladas (Mt) de residuos de las actividades de extracción y beneficio. A través de una cartografía en campo se encontraron 39.5 Mt de jales de cianuración y flotación; los 55.5 Mt que faltarían para alcanzar los 95 que sugiere 181 Conclusiones y perspectivas la historia de extracción, se explican porque existen varias decenas de Mt de jales de amalgamación como sedimentos en el río Guanajuato. Cada uno de los tres sistemas de vetas que existen en el Distrito (La Luz - LL, La Sierra - LS y Veta Madre-VM) tiene condiciones geológicas específicas. Las concentraciones de pirita varían entre cada veta y dentro de un mismo cuerpo mineralizado en función de la profundidad. Se ha observado que las contenidos de pirita en las vetas siguen el orden relativo: VM Centro profundo > La Sierra ::::: La Luz > VM Sur > VM Centro somero. Según el yacimiento de origen existe un orden relativo de la CNNA: La Luz > VM Sur > VM Centro somero ::::: La Sierra> VM Centro profundo. Los jales que provienen de las partes bajas de los yacimientos son los que tienen mayor potencial de aportar acidez y EPT al ambiente por que en estos yacimientos hay mayores contenidos de sulfuros. Se plantearon los escenarios teóricos extremos de los jales del Distrito minero de Guanajuato utilizando el programa de modelación geoquímica PHREEQC2 for Windows. Después de oxidar completamente con oxígeno disuelto una muestra con altas concentraciones de metales se probó el efecto de la calcita en el control de la solubilidad de los EPT, tanto por precipitación de fases secundarias al subir el pH, como por la adsorción en la superficie de ferrihidrita. La solubilidad de As esta controlada por adsorción en el rango de pH de ácido a neutro, liberándose a pH alcalino. El Cu es controlado por adsorción hasta un pH de 3.7, al incrementar el pH precipita como brocantita [Cu4(0H)6S04] en el rango de pH de 3.7 a 7 y por malaquita [Cu2(0H)2C03] a pH mayor que 7. El Pb es controlado por precipitación: a pH ácido como anglesita PbS04 y a pH mayor que 7 como hidróxido [Pb(OH)2]. El Zn puede permanecer en solución debido a la baja afinidad por la adsorción en ferrihidrita y sólo se precipita como Zn(OH)2 a pH superior a 6.5. Para todos los EPT se aprecia que la adsorción comienza a bajo pH, llega a un máximo y ya no incrementa el porcentaje de adsorción al subir el pH, las condiciones teóricas favorecen la precipitación. Estas tendencias parecen contrastar con los datos de la extracción secuencial presentados en el capítulo 6, ya que los jales más antiguos tienen un mayor porcentaje de EPT asociados a óxidos que los jales recientes. Sin embargo lo que sugieren ambas aproximaciones (teórica y de datos empíricos) es que la adsorción de los EPT en los oxi-hidróxidos se da instantáneamente al liberarse de los sulfuros y que ésta reacción a las condiciones de los jales no es reversible, los EPT son ocluidos y al transcurrir el tiempo los porcentajes asociados a óxidos incrementan. Esta oclusión de los EPT en los oxi-hidróxidos explica porque el As incrementa en 182 Conclusiones y perspectivas la fracción de óxidos con el tiempo en un medio de pH alcalino donde se esperaría que fuera liberado. Las observaciones de campo mostaron que los jales presentan una variabilidad espacial muy alta en sus propiedades, ocasionada principalmente por el origen geológico tan diverso. Los jales de cianuración se encuentran muy erosionados debido a que no cuentan con obras de retención ni de desviación del drenaje natural y el retrabajado de los materiales incrementa la variabilidad espacial. En la superficie de los jales de flotación una fuente de variación muy importante es el mecanismo de construcción, que condiciona la formación de dos zonas con propiedades contrastantes: proximal y distal a la cortina del depósito. La zona proximal se caracteriza por texturas arenosas, se encuentra bien aireada y drena rápidamente, de tal manera que las condiciones son oxidantes. La zona distal tiene texturas finas, se encuentra mal drenada y con baja capacidad de aireación; en los meses de lluvia se acumula agua dando lugar a condiciones reductoras, lo que favorece una dinámica estacional muy compleja en los procesos de oxidación-reducción. Cada sistema de vetas produce jales con valores específicos de la CNNA. Los jales de La Luz (LL 100) tienen concentraciones de calcita superiores al 25 % y cantidades muy bajas de pirita, con un valor promedio en la CNNA de 191 kg-eq de CaC03 f 1 • Los jales de la Sierra (LS70) tampoco tienen capacidad de liberar acidez, tienen en promedio un valor de CNNA de 35 kg-eq de CaC03 f 1 y muy bajas cantidades de pirita. Los jales la Veta Madre tienen en general mayores concentraciones de calcita respecto a pirita. Sólo se apreciaron valores bajos en la CNNA ( 1 kg-eq de CaC03 f 1 ) en dos muestras de textura arenosa provenientes de zonas húmedas de los jales de Pozuelos (VM70P-l 8 y VM70TJ-20). También en una muestra de la zona distal de los jales con 2 años de exposición (VM20-44) se encontró un valor en la CNNA de -5 kg-eq de CaC03 f 1 , esto se debe a que un porcentaje importante(:::: 35 %) de los materiales procede de un yacimiento en la zona baja de la veta Madre, donde hay altos contenidos de sulfuros. No se detectó liberación de acidez desde los jales recientes o antiguos hacia el ambiente; sin embargo, dentro de los jales hay zonas localizadas que pueden presentar acidificación. Ésta se favorece en estratos de textura gruesa que permiten una buena aireación y que reciben agua de escurrimiento como el caso de algunos horizontes arenosos en los jales de Pozuelos (VM70), donde se registraron lecturas en el pH de 5. Los contenidos promedio de cada uno de los EPT son menores a 600 mg kg· 1 y resultan bajos comparados con otros Distritos mineros y de medios a altos según la Normatividad Internacional para suelos y sedimentos. El As varía de 20 a 168 mg kg- 1 , siendo mayor en La 183 Conclusiones y perspectivas Luz; el Cu de 11 a 209 mg kg- 1 encontrándose en mayores concentraciones en la zona distal de los jales procedentes de la Veta Madre con 2 años de exposición a la atmósfera; el Pb de 35 a 267 mg kg- 1 , con un mayor valor en La Luz y el Zn de 143 a 1,129 mg ki 1 , el mayor valor se encontró en la zona proximal de los jales procedentes de la Veta Madre con 4 años de abandono. Al desplegar los datos de las diferentes fracciones que se analizaron en la extracción secuencial en función del tiempo pueden observarse tendencias en los procesos geoquímicos. Los sulfuros metálicos se oxidan hasta que en la superficie de los granos se acumulan fases secundarias (yeso y oxihidróxidos) que los estabilizan y no permiten el contacto directo del sulfuro con los agentes oxidantes. Al transcurrir el tiempo los EPT se adsorben en los óxidos de hierro y esta es la principal especie en que se presentan. Todas las muestras de agua colectadas presentan un pH de neutro a alcalino y las que están en contacto con los jales tienen altas concentraciones de sulfatos por la oxidación de los sulfuros. Las aguas que drenan de los jales de Valenciana acarrean en suspensión flóculos de oxi-hidróxidos de hierro, los que contienen altas concentraciones de As (527 mg kg- 1 , casi 1 O veces las que se encuentran en estos jales, que tienen un promedio de 55 mg kg- 1 ) . Si estas partículas llegan a un ambiente reductor (aguas residuales ricas en materia orgánica), podrían disolverse y liberar al As, ocasionando efectos tóxicos al ambiente. El principal problema que presentan los jales del Distrito Minero de Guanajuato es la liberación de estas partículas en suspensión; aunque no se detectó As disuelto, se encontraron altas concentraciones de As en la fracción soluble de los jales de La Luz (3 mg kg- 1 ), que sugieren que se podría estar liberando As en las aguas que escurren de estos jales. La liberación de As debe incrementarse por la erosión de los jales de cianuración. 7 .2 Perspectivas Es importante realizar un diagnóstico ambiental del mercurio en el Distrito de Guanajuato. Esto implica el desarrollo una cartografía de los jales de amalgamación y determinar su extensión. Es necesario apoyarse en la revisión de archivos históricos sobre el consumo de mercurio en el Distrito y realizar trabajos en campo en las antiguas haciendas de beneficio para estimar cuanto mercurio se utilizó, cuánto se perdió por sublimación, cuanto permanece en las haciendas y cuanto puede encontrarse en el río. En los sedimentos del río Guanajuato deben ubicarse los jales de amalgamación y delimitarse para estimar potenciales riesgos al ambiente. Un buen indicador en campo para delimitar la extensión de los jales como sedimentos en el río es con HCI al 1 O % ya que las rocas en el Distrito (salvo la formación Esperanza y las que tienen alteración propilítica) no tienen carbonatos y las vetas del Distrito tienen calcita. 184 Conclusiones y perspectivas Deben construirse obras de desviación del drenaje natural en los jales de cianuración para mm1m1zar la erosión hídrica y obras de retención de los materiales para evitar que sigan aportando sustancias suspendidas y en solución que pueden ocasionar efectos tóxicos al ambiente. Es muy importante considerar el tratamiento de las aguas que drenan de los jales en el Distrito, particularmente, los que se ubican al Norte de la ciudad de Guanajuato, ya que llevan en suspensión partículas que contienen altas concentraciones de As que pueden ocasionar efectos adversos al ambiente. El conocimiento del potencial económico de éstos flóculos que migran en suspensión (pueden tener concentraciones importantes de oro y plata) es de interés a las compañías mineras y a las entidades regulatorias como para que apoyen un estudio sobre el tratamiento de esta agua por filtración de los flóculos. Este trabajo se limitó a las condiciones en la superficie de los jales, sin embargo y para tener una visión completa de la problemática, es necesario colectar muestras no alteradas de núcleos que corten toda la estructura de los jales y definir las diferentes zonas a profundidad que se forman por la infiltración de agua y la difusión de oxígeno. Los jales de flotación presentan una alta variación espacial en las propiedades, y en las zonas distales ocurren dinámicas estacionales en los procesos de oxidación y reducción muy complejas. Es muy importante desarrollar un estudio a detalle para definir en éstos depósitos de jales los flujos de EPT considerando los balances hídricos que ayuden a definir el tiempo de residencia del agua en las diferentes zonas. También deben considerarse las variaciones estacionales para proponer modelos que ayuden a predecir el comportamiento de los EPT en éstos depósitos y plantear las acciones de remediación que se requieran . Este estudio es un antecedente para plantear protocolos de trabajo en campo y determinar sitios que representan riesgos ambientales en los Distritos mineros de México. Como se resalta a lo largo de todo el trabajo, los jales tienen una variabilidad espacial muy alta en sus propiedades y éste factor debe tomarse en cuenta cuando se realizan muestreos para conocer los niveles de EPT, sobre todo si las concentraciones a cuantificar servirán para tomar decisiones respecto al uso y manejo de los sitios. El modelo de evolución de las fases en que se encuentran los EPT debe validarse desde experimentos en laboratorio utilizando fases puras de sulfuros y de calcita y definir los rangos de aplicabilidad. 185 Anexo 1 ANEXO 1 Anexo l. Datos de lluvias de 1900 a 1999 (Archivo meteorológico Universidad de Guanajuato) Año mm Año mm Año mm Año mm 1900 653,3 1925 429,2 1950 537,7 1975 809,8 1901 551,9 1926 993,7 1951 668,3 1976 1028,2 1902 545,5 1927 808, 1 1952 649,6 1977 722,7 1903 572,2 1928 638,4 1953 631,7 1978 836,7 1904 901,9 1929 648,4 1954 668,5 1979 575,4 1905 686,2 1930 875,9 1955 799,4 1980 681, l 1906 792 1931 744,l 1956 455,2 1981 674,6 1907 515,7 1932 496,9 1957 285 1982 492,2 1908 532,9 1933 823,6 1958 816,9 1983 845, 1 1909 372,8 1934 776,5 1959 701,4 1984 607 1910 646,2 1935 1004,4 1960 495,6 1985 693,5 1911 680 1936 592,6 1961 280,3 1986 688,2 1912 802,9 1937 679,3 1962 544,5 1987 524,5 1913 722,8 1938 591, 1 1963 619,5 1988 668,7 1914 674,9 1939 642,7 1964 803,4 1989 567,9 1915 406, 1 1940 697 1965 654, 1 1990 883,8 1916 600 1941 1135,2 1966 700 1991 963,7 1917 471,6 1942 611,9 1967 908,5 1992 969,1 1918 290,3 1943 709,6 1968 655 1993 649,4 1919 764,8 1944 702,7 1969 710,5 1994 628,8 1920 434,5 1945 480 1970 805,2 1995 759,1 1921 527,6 1946 660,5 1971 1253 1996 518,5 1922 600,9 1947 773,2 1972 546,4 1997 602,6 1923 868, I 1948 814,1 1973 817,5 1998 723,7 1924 470,4 1949 539,9 1974 602,7 1999 393 En 1961 ocurrió la precipitación mínima de 280.3 mm y la máxima en 1971 de 1253 mm. La media es de 670.71 con una desviación estándar de 173.25. 186 Anexo 2 ANEX02 Producción de plata en el Distrito de 1550 a 1986 (Humboldt, 1822; Galindo-Montiel, 1993; Jáuregui de Cervantes, 1998, SCMMSFG, 2002; ver bibliografia en capítulo 2). Año TAg Año TAg Año TAg Año TAg 1551-1560 75 1876 133 1915 22 1954 52 1561-1570 220 1877 131 1916 29 1955 46 1571-1580 350 1878 132 1917 49 1956 52 1581-1590 400 1879 132 1918 53 1957 35 1591-1600 420 1880 136 1919 82 1958 47 1601-161 o 450 1881 132 1920 83 1959 43 1611-1620 480 1882 134 1921 91 1960 48 1621-1630 500 1883 135 1922 97 1961 43 1631-1640 520 1884 150 1923 104 1962 45 1641-1650 550 1885 151 1924 104 1963 56 1651-1660 570 1886 139 1925 108 1964 55 1661-1670 600 1887 141 1926 101 1965 43 1671-1680 600 1888 109 1927 87 1966 45 1681-1690 600 1889 107 1928 84 1967 42 1691-1700 600 1890 106 1929 85 1968 43 1701-171 o 700 1891 102 1930 76 1969 41 1711-1720 700 1892 104 1931 52 1970 43 1721-1730 700 1893 108 1932 54 1971 37 1731-1740 700 1894 120 1933 52 1972 45 1741-1750 700 1895 149 1934 56 1973 49 1751-1760 700 1896 127 1935 51 1974 40 1761-1770 650 1897 156 1936 44 1975 53 1771-1775 427 1898 160 1937 58 1976 184 1776-1780 645 1899 121 1938 64 1977 192 1781-1800 2521 1900 108 1939 59 1978 191 1801-181 o 1374 1901 1o1 1940 68 1979 187 1811-1820 559 1902 94 1941 66 1980 156 1821-1830 338 1903 90 1942 70 1981 171 1831-1840 728 1904 95 1943 75 1982 178 1841-1850 1357 1905 86 1944 54 1983 157 1851-1855 828 1906 98 1945 43 1984 175 1856-1860 655 1907 170 1946 37 1985 146 1861-1865 597 1908 194 1947 37 1986 157 1866-1870 499 1909 197 1948 52 1987 160 1871 67 1910 200 1949 45 1988 160 1872 75 1911 222 1950 47 1989 160 1873 86 1912 173 1951 45 1990 160 1874 88 1913 18 1952 44 1875 90 1914 22 1953 46 187 Anexo 3 ANEX03 Anexo 3. Ejemplo de un archivo de entrada de las simulaciones geoquímicas con el programa PHREEQC2/or Windows. TITLE Simulaciones oxidación total de muestra por oxígeno disuelto y neutralización con calcita permitiendo adsorc ión y neutralización competitivas. SOLUTION 1 PURE WATER 7.0 25 . 0 SÓLUTI ON MASTER SPEC IES As H3As04 As(+3) H3As03 As (+5) H3As04 .SOLUTION SPECIE.S H3As04 = H3As04 o o -1. o o.o -1. o kcal H3As04 + 2e - + 2H+ H3As03 + 19.444 -30.015 kca l H3As03 H2As03- + H+ -9.228 6.56 kcal H3As03 HAs03 - 2 + 2H+ -21.33 14.199 kcal H3As03 As03-3 + 3H+ -34.744 20 . 25 kcal H3As03 + H+ H4As03+ -0.305 o kcal H3As04 H2As04- + H+ -2.243 -1. 69 kcal H3As04 HAs04-2 + 2H+ -9.00 1 -0.92 kcal H3As04 As04-3 + 3H+ - 20.5 97 3 . 43 kcal H3As04 + 2e- + 2H+ = H3As03 + 19 .444 -30.015 kcal 74.9216 74.9216 74 . 9216 74.9216 H20 H20 188 PHASES Chalcopyrite CuFeS2 + 2H+ ~ Cu+2 + Fe+2 + 2HS - - 35. 270 Galena PbS + H+ Malac hite 35 .480 kcal Pb+2 + HS- -1 2 . 780 19.4 kcal Cu2(0H)2C03 + 3H+ = 2Cu+2 + 2H20 + HC03 - 5 .1 50 - 19 .7 60 kcal Cove lli te CuS + H+ = Cu+2 + HS- - 23.038 24 . 01 kca l Anglesite PbS04 = Pb+2 + S04 - 2 - 7.79 2 . 15 kcal Arsenolite As406 + 6H20 4H3As03 - 2 . 80 1 14. 33 kcal As205 As205 + 3H20 = 2H3As04 6.699 -5.405 kcal Arsenopyrite FeAsS + 3H20 + 2H+ + e- - 36 . 497 kcal Cha l cocite Cu2S + H+ = 2Cu+ + HS- - 34 . 619 49.35 kcal Covellite CuS + H+ = Cu+2 + HS- - 23. 038 24.01 kcal Cha l c anthite H3As03 + HS- + 2H2 + Fe+2 CuS04:5H20 = Cu+2 + S04-2 + 5H20 - 2 .64 1.44 kcal Greenockite CdS + H+ = Cd+2 + HS- - 15. 930 16.360 kca l Brochant i te Cu4(0H)6S04 + 6H+ = 4Cu+2 + 6H20 + S04 - 2 15. 34 Fix H+ H+ = H+ o.o -0 kcal 189 Anexo 3 Anexo 3 USE So l ution 1 EQU IL IBRI UM PHASE S 1 Clavo mi na de Raya s Pyrite o.o 0.95 Chalcopyrite o.o 0. 7 4 Sphalerite o.o 0.59 Galena o.o 0.1 Greenockite o.o 0.002 Arsenopyrite o.o 0 . 002 Brochantite o.o o.o Anglesite o.o o.o Siderite o.o o.o Malachite o.o o.o Cerrusite o.o o.o Pb(OH)2 o.o o.o Smithsonite o.o o.o Otavite o.o o.o Cd(OH)2 o.o o.o Gypsum o.o o.o Zn(OH)2(e) o.o o.o Fe(OH)3(a) o.o o.o 02 (g) -0 . 677 C02(g) -3 . 52 SAVE Solution 2 SAVE EQUILIBR I UM PHASES 2 - SELECTED OU TPUT - Raya s - a . x l s Calcite Gypsum pyr i te Fe(OH)3(a) Chalcopyrite Sphaleri t e Galena Greenockite Arsenopyri t e Siderite Brochantite Ma l achite Otavite Cd(OH)2 Anglesite Ce rrusite Pb(OH)2 Smithsonite Zn(OH)2(e) Calc i te Gypsum pyrite Fe(OH)3(a) Cha l copyrite Sphaler i te Galena Greenockite Arsenopyr i te Siderite Brochanti t e Ma l achite Otavite Cd(OH)2 Ang l esite Cerrusite Pb(OH)2 Smithsonite Zn(OH)2(e) Ca Fe As Cu Cd Zn Pb S(6) END US E Solution 1 EQUI LIB RIUM PHASE S 3 Cl avo mina de Rayas condiciones aisladas - de l a atmósfera Pyrite o.o 0.95 Chalcopyrite o.o 0.74 Spha l erit e o.o 0.59 Galena o.o 0. 1 Greenocki t e o.o 0.002 Arsenopyrite o.o 0 . 002 Brochantite o.o o.o Ang l es i te o.o o.o Siderite o. o o.o Malachite o.o o.o 190 Cerrusite Pb(OH)2 Smithsonit e Otavite Cd(OH)2 Gypsum Zn(OH)2(e) REACTI ON 1 02 1.0 Anexo 3 o.o o.o o.o o.o o.o o.o o.o o.o o.o o.o o.o o.o o.o o.o o.o 0.001 0 .0 1 0 .1 0.3125 0 . 5 0 .7 5 1 2.5 5 10 SELECTE D OU TPUT Rayas -oxí.xls Calci te Gypsum pyrite Fe(OH)3(a) Chalcopyrite Sphalerite Galena Greenockiée Arsenopyrite Siderite Brochantite Malachite Otavite Cd(OH)2 Anglesite Cerrusit e Pb(OH)2 Smithsonite Zn(OH)2(e) Calcite Gypsum pyrite Fe(OH) 3 (a) Chalcopyrite Sphalerite Galena Greenockite Arsenopyrite Siderite Brochantite Malachite Otavite Cd(OH)2 Anglesite Cer rusite Pb(OH) 2 Smithsonite Zn(OH)2(ei Ca Fe As Cu Cd Zn Pb S(6) END USE Solution 1 US E EQUILIBRIUM_PHASES 1 REACTION 2 Ca l ci te 1. 0 o 1 l. 5 SELECTED OUTPUT 2 2.5 2.75 3 3 .25 3.5 Rayas - calcita.xls i 4 4.5 5 10 Calcite Gypsum pyrite Fe(OH)3(a) Chalcopyri te Sphalerite Galena Greenockite Arsenopyr ite Siderite Brochantite Malachite Otavite Cd(OH)2 Anglesite Cerrusite Pb(OH) ' Smithsonite Zn(OH)2(e) Calcite Gypsum pyrite Fe(OH)3(a) Chalcopyrite Sphalerite Galena Greenockite Arsenopyrite Siderite Brochantite Malachite Otavite Cd(OH)2 Anglesite Cerrusit e Pb(OH)2 Smithsonite Zn(OH)2(e) Ca Fe As Cu Cd Zn Pb S(6) END 191 Anexo 4 ANEX04 Anexo 4. Descripción completa de las condiciones de los sitios y de los perfiles Se describen con detalle las condiciones de los sitios que evolucionaron naturalmente luego de ser depositados y la lectura de perfiles representativos, las claves de cada sitio se toman del cuadro 4.2. Las claves de cada horizonte son las mismas que se utilizan en el capítulo 4. La Luz (LLlOO), sitio 1 en figura 4.1 Los jales se encuentran a aproximadamente a 10 km al NW de la ciudad de Guanajuato, en la comunidad de La Luz, enfrente del antiguo panteón por el camino de terracería que va de Valenciana al monumento a Cristo Rey; los residuos tienen color blanco que se aprecia fácilmente en fotografías aéreas. En la figura A4-1 se aprecia el plano de los jales y una sección. Fueron vaciados debajo de un patio de cianuración que trabajó desde 1895 hasta 191 O en una ladera con una pendiente de 15º a 20º, presentan estratigrafía paralela a la pendiente. Ocupan un área aproximada de 2 has y se ubican dentro de una microcuenca con un área de captación de 22.57 has. El grosor del depósito, ó la profundidad a la roca basal varía de 20 hasta 35 m y representan un volumen aproximado de 1.0 Mt. Provienen de la mina La Luz, en la veta La Luz, un filón de cuarzo y calcita, tienen más de 100 años de abandono y se ha erosionado más del 50 % del material originalmente depositado. A lo largo de la corriente principal se aprecian playas de material erosionado por más de 2 km. La geología que aflora incluye facies de caliza de la formación Esperanza y diorita de origen Cretácico, estas unidades son impermeables y las pendientes abruptas favorecen un drenado rápido y no tienen relación con un manto freático aunque muy cerca aflora un manantial debido a un cambio de litología de caliza a diorita. Se aprecia erosión laminar por impacto de la lluvia y movimiento en masa de material, además de carcavamiento. Según la erosión de los materiales es posible distinguir dos tipos de superficies: zonas erosionadas que ocupan un 70% del área y una terraza estabilizada a la erosión por la colonización vegetal que cubre un 30% de la superficie. Las especies vegetales que han invadido los depósitos en la planicie alta estabilizándola a la erosión son pirules (schinus mole), magueyes (agave sp.) y jaras (Baccharis glutinosa) en zonas por donde escurre el agua. La extracción dejó granos gruesos (50 % mayor a 200 µm) y el material no ofrece capacidad de 192 Anexo 4 retención de agua disponible ni se tiene almacenamiento apreciable, por lo que sólo en temporada de lluvias se tendrá disponibilidad de agua para la oxidación de los sulfuros residuales. · .. ·.. ~ >-~ . :; .. iprntlr;le e; )~ lt l :' · yri eroslo1'1 : : · ~u • PO!lode clam1mc:lón {\ 2.~160 orn·!'. ~ E:; : l OOm 1 1 1 \ 1 1 1 1 1 1 1 . · 2é\OO <:lo Jules que se extienden ix•r más oo 2 krn :.1400 '.l.:IOOmsnm ---- -- - ------------- Figura A4- l. Mapa de jales del mineral de La Luz Se leyó un perfil en la zona estabilizada a la erosión en la parte alta del depósito que se encontraba seco con una inclinación moderada (5 %) y exposición NW. LLlOOPCl: de O a 5 cm de profundidad, color café muy oscuro en húmedo (7 .5 YR 2/2), textura franco arcillo arenosa (CRA), presencia de carbonatos del 25 -50 %, pH de 7.23, conductividad eléctrica (CE) de 400 µS cm-1 , estructura en bloques subangular gruesa y débil, 193 Anexo 4 estabilidad de agregados alta, muchos poros tubulares de finos a gruesos, densidad de raíces de 1 O a 25 raíces dm-2 , límite claro y quebrado. LL100PC2: de 5 a 12 cm de profundidad, color café en húmedo (7.5 YR 4/2), textura franco - arcillo arenosa (CRA), presencia de carbonatos del 25 - 50 %, pH de 7.26, CE de 280 µS cm- 1 , estructura subangular gruesa de grado débil; estabilidad de agregados alta, muchos poros tubulares finos a medios, densidad de raíces de 1 O a 25 raíces dm-2 , límite claro y quebrado. LL100PC3: de 12 a 35 cm de profundidad, color café en húmedo (7.5 YR 4/2), textura franco limosa fina (CLf), presencia de carbonatos del 25 - 50 %, pH de 7.12, CE de 190 µS cm- 1 , estructura subangular en bloques fina, estabilidad de agregados alta, pocos poros tubulares finos a medios, densidad de raíces de 10 a 25 raíces dm-2 . La colonización tanto por líquenes como plantas permite la acumulación de materia orgánica en la superficie y se aprecia un lavado de la materia orgánica ya que el color café obscuro que existe en la superficie (1 O YR 3/2) se va atenuando hasta una profundidad aproximada de 1.5 m, donde los minerales tienen su color gris claro original (1 O YR 6/2). La materia orgánica actúa como agente cementante, un factor muy importante para la formación de agregados estables a la erosión. En las paredes de los taludes se aprecia precipitación de fases secundarias (yeso y óxidos) que también ayudan a estabilizar a los efectos de la erosión. Monte de San Nicolás (LS70), sitio 23 en figura 4.1 Son una serie de planicies de jales ubicadas en la comunidad del Monte de San Nicolás a 7 km al NE de la ciudad de Guanajuato. Se llega por la carretera a Dolores Hidalgo, en el km 12 en el poblado de Santa Rosa hay un camino de terracería a la derecha que lleva al mineral del Monte de San Nicolás. En la figura A4-2 se aprecia un plano y sección de estos jales. Tienen una edad de abandono cercana a los 70 años y proceden de la veta Asunción, un stockwork en el sistema de vetas de la Sierra. El material se trató por cianuración, los residuos son de grano grueso (50 % > 250 ~Lm) , se observa una estratigrafía producto de las etapas de vaciado del material y se tiene acumulación de materia orgánica en la superficie. Ocupan un área de 3 has y representan un volumen total de 1.11 Mt, las zonas cercanas a la ladera no disturbada están colonizadas por jaras, pirul y pastos. 194 Anexo 4 En la región donde fueron depositados los jales, la sierra de Santa Rosa se tiene la más alta precipitación pluvial del Distrito (788 mm), en éstos jales ha habido movilizaciones en masa ocasionadas por tormentas. 23291 10 2708 25 A ibo Perfil descrito o Terrazas de jales 200 - - - - - · __: ·c--o-~~~~ .,..- T 2360 msnm -------:...----- 2310 A Figura A4-2. Mapa de los jales del Monte de San Nicolás. El perfil que se describió estaba expuesto al Sur y se encontraba seco, con una inclinación moderada (5 %). Sólo se tomaron en cuenta dos estratos diferenciables por la presencia de raíces . LL 70PC1: de O a 40 cm de profundidad, color gris pardo claro en húmedo (2.5 Y 6/2), textura franco arcillo arenosa (CRA), pH de 7.26, CE de 280 µS cm-1 , contenido de carbonatos del 5 195 Anexo 4 al 1 O %, estructura subangular en bloques fina y moderada, pocos poros tubulares finos a medios, densidad de raíces de 10 - 25 raíces dm-2 , límite claro y uniforme. LL 70PC2: de 40 a 75 cm de profundidad, mismas propiedades que el horizonte anterior excepto pH de 7.05, CE de 3,050 µS cm- 1 y la densidad de ráces de 5 a 10 raíces dm-2 • Se tiene colonización primaria por líquenes y vegetación, además de humificación de hojas de pirules que producen acumulación de materia orgánica. No hay limitantes fisicas para la penetración de raíces, el drenaje natural es bueno. La naturaleza del material ofrece una capacidad de retención de agua media. Pozuelos (VM75), sitio S en figura 4.1 Se encuentran a la entrada de la ciudad desde la carretera de León e lrapuato, cerca de la cortina de la presa Pozuelos y atrás de la estación de bomberos. El depósito tiene un área de 1.09 has y un volumen aproximado de medio millón de toneladas. Proceden de sedimentos del río Guanajuato así como de la mina Sirena, en la parte central de la Veta Madre de una zona de brechas y stockworks, fueron tratados por cianuración, con una edad de abandono de aproximadamente 75 años. Son de grano grueso (50 % > 250 µm) aunque se tienen texturas arcillosas en las zonas bajas de los jales. Forman una terraza moderadamente inclinada (5 %) a media altura de una ladera convexa, en lomeríos bajos de pendientes fuertes. Se observan evidencias de erosión laminar por impacto de la lluvia, presencia de cárcavas y movimiento en bloques que da lugar a grietas profundas. Bien drenado y no existe relación con algún manto freático. Se encuentran completamente cubiertos por vegetación: huizaches, magueyes (Agave sp.). cactáceas, pirules, pasto y jaras; en la superficie también hay colonización primaria por líquenes. Durante el depósito se desarrolló una estratigrafia donde se alternan un horizonte limoso y uno arenoso. Los escurrimientos estacionales han dejado una serie de planicies con diferentes niveles topográficos. Se asientan sobre el conglomerado rojo de Guanajuato, una unidad poco permeable pero muy fracturada, en las fracturas se aprecia circulación de lixiviados de jales. En este sitio se realizó una cartografia de las condiciones en nodos cada 1 O metros para conocer la variabilidad de las condiciones geoquímicas. En la figura A4-3 se observan las diferentes zonas. Terraza alta. Con texturas gruesas, bajos contenidos de carbonatos y coloraciones (5YR 3/4) 196 Anexo 4 muy similares al suelo de las laderas, desarrollado sobre el conglomerado roJo. El horizonte superficial es una acumulación de material erosionado y su grosor varía de 5 cm a 1 m en las zonas de vías de flujo que tienen además pedregosidad mayor al 50 %. La retención del material erosionado de la cuenca de captación en zonas cercanas a la ladera ayudó a estabilizarlas de la erosión, favoreciendo la colonización vegetal y formando una zona alta relicto de la superficie original. Talud alto. Acumulación de material derrumbado de la terraza alta, con baja densidad de raíces debido a la inclinación (50 a 70 %), se observa colonización por líquenes que ayuda a estabilizar de la erosión hídrica. El material es muy poroso con buena infiltración que favorece además la difusión de oxígeno. En los poros de raíces se observan costras de color amarillo (2.5Y 7 /8) que en las vías de drenaje constituyen hasta un 30% del volumen total. 2324693 264421 ' ' ' ' ' ' ' ' ' ' \ ' ' ' ' ' \ \ ' \ ' ' .... - - - ...... - - - o 10 50 1 ' ' 1985 1975,.. ... lOOm Figura A4-3. Mapa de los jales de Pozuelos (VM75) 197 ' - - - 1990 ]995- ,, 2000.,, ,. Anexo 4 Terraza baja. Las propiedades presentan una gran variación dentro de esta zona relacionada con el drenaje natural. Se observa la tendencia de que a menor contenido de carbonatos, la pedregosidad es más alta; puede plantearse la hipótesis que los arrastres han lavado los carbonatos y depositado el material rocoso erosionado desde las laderas. Talud bajo. En la pared del talud se observa una estratigrafia muy compleja en relación a la coloración, es posible distinguir diferentes etapas de deposición. En estratos arcillosos que retienen humedad se tiene crecimiento de líquenes y algas así como eflorescencia de sales. El sustrato es muy poroso y se tiene colonización vegetal, no se observaron coloraciones amarillas de óxidos. Lecho del arroyo. La zona se encuentra húmeda, se observan arrastres tanto de jales como de suelo y rocas de las laderas, el sustrato en general presenta alta pedregosidad y poco desarrollo radicular. En esta zona la textura es arcillosa y en la vía de flujo principal se aprecian coloraciones grises metálicas a negras que despiden olor a H2S al agregar HCl al 1 O %, sugiriendo una zona de reducción donde posiblemente se precipitan sulfuros metálicos. En el sitio se leyeron dos perfiles, uno ubicado en la terraza alta y otro en la terraza baja Perfil de la terraza alta (VM75Pl): profundo, bien drenado; el horizonte superior es muy pedregoso 25 - 50 % de pedregosidad, la textura es franco limosa fina; presenta acumulaciones por aportes de roca y suelo de la ladera. Hacia abajo los horizontes se van alternando en series de estratos limosos y arenosos, donde se observa migración de materiales del estrato superior fino hacia los gruesos, apreciable en forma de cutanes arcillosos. VM75Pl Cl: de O a 1 O cm de profundidad, color café grisáceo muy oscuro (1 OYR 3/2), textura franco limosa fina (CLf), pH de 6.70, CE de 350 µS cm·1 , carbonatos del 2 al 10 %, estructura subangular en bloques medios, densidad de raíces de 25 a 50 raíces dm-2 , límite claro y quebrado. VM75P1C2: de 10 a 30 cm de profundidad, color café amarillento en húmedo (10 YR 4/4), textura franco limosa gruesa (CLg) , pH de 6.92, CE de 190 µS cm·1 , carbonatos del 0.5 al 2 %, estructura subangular en bloques finos, pedregosidad del 5 %, muchos poros tubulares finos y gruesos, densidad de raíces mayor a 50 raíces dm-2 , límite claro y quebrado. VM75P1C3 : de 30 a 50 cm de profundidad, color amarillo en húmedo (lOYR 6/8), textura franco arenosa (CA), pH de 6.49, CE de 1,880 µS cm· 1 , sin carbonatos, sin estructura (grano simple), sin piedras, pocos poros tubulares finos, densidad de raíces de 1 O a 25 raíces dm-2, límite 198 Anexo 4 difuso y quebrado. Se observan cutanes de arcilla de color anaranjado de 1 cm de grosor que representan 10% del total del horizonte. VM75P1C4: de 50 a 65 cm de profundidad, color café amarillento ligero en húmedo (lOYR 6/4), textura franco limosa gruesa (CLg), pH de 7.16, CE de 250 µS cm-1 , carbonatos del 0.5 al 2 %, sin estructura (grano simple), muy pocos poros tubulares finos y gruesos, densidad de raíces baja de 1-5 raíces dm-2 , límite claro y quebrado. VM75P1CS: de 65 a 90 cm de profundidad: color amarillo en húmedo (lOYR 6/8), textura franco arenosa (CA), pH de 5.24, CE de 2,420 µS cm-1 , sin carbonatos, sin estructura (grano simple), muy pocos poros tubulares finos y gruesos de sistemas radiculares primarios, densidad de raíces de de 1-5 raíces dm-2 . Hay acumulación de materia orgánica tipo mull por colonización primaria de líquenes y algas, así como por humificación de hojas y depositación de suelo erosionado de la ladera. En horizontes con textura arenosa se observa eflorescencia de sales que muestran evidencias de procesos de disolución - precipitación. Perfil de la terraza baja (VM75P2): tiene desarrollo radicular profundo, bien drenado, homogéneo, color café claro, con límites entre horizontes rectos y claros que representan diferentes etapas de deposición. VM75P2Cl: de O a 18 cm de profundidad, color café amarillento ligero en húmedo (10 YR 5/4), textura franco arcillo- limosa (CRL) pH de 7.26, CE de 340 µS cm-1 , carbonatos del 2 al 10 %, estructura laminar gruesa que rompe a subangular, estabilidad de agregados media, presencia común de poros finos y gruesos tubulares, densidad de raíces de 25 a 50 raíces dm-2 , límite claro y uniforme. VM75P2C2: de 18 a 40/45 cm de profundidad, mismo color, textura, presencia de carbonatos y estabilidad de agregados que el anterior, pH de 7.49, CE de 2,31 O µS cm-1 , estructura laminar gruesa y en bloques subangulares gruesos, poros tubulares grandes y finos comunes , densidad de raíces de 25 a 50 raíces dm-2 , límite claro y uniforme. VM75P2C3: de 40/45 a 100 cm, mismas propiedades de color, textura, presencia de carbonatos, estabilidad de agregados y estructura que los anteriores, pH de 7.52, CE de 2,770 µS cm- 1 , muy pocos poros tubulares gruesos, densidad de raíces de 5 a 10 raíces dm-2 • 199 Anexo 4 Las .texturas de los horizontes favorecen una capacidad de agua disponible muy alta y buenas condiciones de drenaje, el tipo de humus es mull. Se tiene un lavado de sales hacia abajo en el perfil como se observa por los datos de la conductividad eléctrica. Valenciana-8 (VM16), sitio 14 en figura 4.1 Forman una planicie de aproximadamente 4 Has de extensión (Figura A4-4) ubicada en la cañada de Valenciana, se llega por un camino de terracería en el km 1 de la carretera a Dolores Hidalgo. Los jales tienenn un volumen de 3.26 Mt, son residuos de la flotación "bulk", el tamaño de grano es el 80 % menor a 250 µm. proceden de la parte central de la veta Madre y tienen aproximadamente 16 años de abandono. o 10 so lOO m 2327740 265800 Talud ~ --·------··-- Figura A4-4. Mapa de los jales de Valenciana-8 (VM 16). Fueron construídos por el método aguas arriba y se levantó una cortina con clastos gruesos, se aprecia qu estos clastos presentan alteración argílica y propilítica. Debido al mecanismo de 200 Anexo 4 construcción, se aprecia un desnivel de aproximadamente 2 m desde la cortina de la presa hacia la zona distal. Se tiene un gradiente de los tamaños de partícula desde predominancia de arenas en la zona proximal a arcillas en la distal. El depósito cuenta con obras para desviar las corrientes principales de la cuenca, lo que minimiza los riesgos de erosión hídrica; el drenaje dentro de la planicie ocasiona una redistribución de los materiales, movilizando minerales hacia zonas distales. A través de una cartografía realizando lecturas en nodos cada 1 O metros se delimitaron cuatro zonas: Zona proximal. De textura gruesa, se alternan horizontes arenosos de más de 3 cm y arcillosos finos de pocos mm. En los horizontes arcillosos se aprecia eflorescencia de sales. Se observa colonización por huizaches y pastos. Zona de dunas. La erosión eólica deposita arenas que forman dunas, la alta permeabilidad permite un drenado rápido. Zona intermedia. De textura limosa, se aprecian arroyos que forman tajos hasta de 1 m de profundidad donde queda expuesta una estratigrafía muy compleja, en los estratos de textura arcillosa se aprecia eflorescencia de sales. Zonas distales. Se tiene acumulación del agua que escurre en toda la planicie y de las sustancias arrastradas en solución. Debido a la textura fina, es impermeable y presenta inundación estacional, se observa desarrollo de plantas acuáticas y algas; la especie dominante son los tules (Typha sp.). En tiempo de secas, las arcillas se fracturan permitiendo la difusión de oxígeno, cuando esta zona se encuentra inundada se aprecian coloraciones azules y gris metálico del ión ferroso así como agregados negros que al reaccionar con HCl desprenden olor característico a sulfuros, evidencia de sulfato reducción. Se describió un perfil en la zona proximal, con exposición Este, casi plano (2 % de inclinación), somero, desarrollo de estructura débil, los estratos arenosos se encontraban y los arcillosos húmedos donde se observó eflorescencia de sales. En los estratos arcillosos que alguna vez estuvieron expuestos a la atmósfera se observó una capa muy delgada de óxidos que indica oxidación. Las condiciones de aireación y capacdad de retención de humedad contrastan en los estratos arenoso, bien aireados y baja capacidad de retención de humedad y lo arcillososo, que retienen agua y están pobremente aireados. Se describen sólo los dos primeros horizontes. VM16PC1: de O a 0.5/4 cm de profundidad, color gris pardo ligero en húmedo (2.5Y 6/2), textura franco arcillosa (CR), pH de 7.58, CE de 3,100 µS cm-1 , carbonatos del 10 al 25 %, 201 Anexo 4 estructura subangular en bloques moderada, muy pocos poros tubulares finos, densidad de raíces de 1 O a 25 raíces dm-2 sólo en zonas muy localizadas donde crece pasto, límite claro y uniforme. VM16PC2: de 0.5/4 a 8116 cm de profundidad, color café grisáceo en húmedo (2.5Y 5/2), textura franco arenosa (CA), pH de 7.36, CE de 1, 100 µS cm·', presencia de carbonatos del 0.5 al 2 %, estructura subangular moderada en bloques finos, muy pocos poros tubulares finos, raíces muy localizadas sólo donde crece pasto. El Cedro VMSO, sitio 20 en figura 4.1 Al Este de la ciudad de Guanajuato en la comunidad de Calderones existen 4 planicies de jales escalonadas que en total ocupan un área de 27 has, con un volumen aproximado de 16 Mt. Se describió el depósito más reciente ya que las otras planicies se riegan continuamente, residuos del proceso de flotación "bulk" con un tamaño de grano del 80% < 125 µm . Se asientan sobre una formación litológica impermeable, el conglomerado rojo del Terciario. Se tiene una clasificación textural. La característica más notable de estos depósitos es la heterogeneidad interestratos debido a la procedencia tan diversa de los materiales. En forma de terraza rellenando una cañada, con una altura del talud de 30 m. El perfil se encontraba seco con exposición W, no se observan rocas en superficie, se aprecia eflorescencia de sales en estratos arcillosos. Se observa una capa muy delgada ( 1 mm) de color rojo de óxidos entre estratos arcillosos y arenosos que muestran procesos de oxidación de la pirita. VMSOPCl : de O a 4 cm de profundidad, color gris en húmedo (5 Y 5/1), textura franco arcillo arenosa (CRA), pH de 7.52, CE de 1,010 ~LS cm- 1 , carbonatos del 2 - 10 %, sin estructura (masiva), pocos poros tubulares finos a medios, densidad de raíces media, límite abrupto y uniforme. VMSOPC2: de 4 a 20 cm de profundidad, color gris en húmedo (5Y 511 ), textura franco arenosa (CA), pH de 7.39, CE de 890 µS cm·', carbonatos del 2 - 10% , sin estructura (masiva), muy pocos poros tubulares finos, densidad de raíces baja, límite abrupto y uniforme. 202 Anexo 5 ANEXOS Anexo 5. Resultados del capítulo 5. Cuadro A5- I. Propiedades registradas en campo de las muestras estudiadas en capítulos 5 y 6. Muestra Descripción Textura Color % CaC03 LLI00-1 Veta LaLuzlOOaños(I) CR IOYR3/4 10-25 LLI00-3 Veta La Luz 100 años (3) CRA 7.5 Y 7/1 10-25 LLI00-4 Veta La Luz 100 años (4) CRL 10 YR 5/3 10-25 LLI00-5 Veta La Luz 100 años (5) CLf 10 YR 4/2 10-25 LLI00-6 Veta LaLuzl00años(6) CRA 5Y6 /4 10-25 ---T,s60-·1 · ------- -----· vé!a ri1s-ierra-60-a.fi0s·ny · --- ------ ---- · c:RA:- ---- ---· ¡ o·vrf 4?f -------· 5-_·¡0-- ---- Ls6o-s Veta La Sierra 60 años (2) CRA 1 O YR 4/2 5 -1 O LS60-9 Veta La Sierra 60 años (3) CLf 2.5 Y 4/2 5 -10 LS60-IO VetaLaSierra60años(4) CLf 2.5Y4/2 5-10 LS60-ll VetaLaSierra60años(5) CLf 2.5Y4/2 5-10 LS60-12 Veta La Sierra 60 años (6) CLf 2.5 Y 4/2 5 -10 -· vrvi7oí>~r3 · -----------· v eia-Madi-e-?'ó-afios-( o· ----------------·e:-cr- · --------¡a· v-¡r 4i:f- --------2~5- --- --- VM70P-14 Veta Madre 70 años (2) CLf 10 YR 5/3 2-5 VM70P-15 VetaMadre70años(3) CLf IOYR5/4 2-5 VM70P- l 6 Veta Madre 70 años ( 4) CLf 1 O YR 5/3 2-5 VM70P-17 Veta Madre 70 años (5) CLf 10 YR 5/3 2-5 VM70P-18 Veta Madre 70 años (6) CRL 10 YR 6/4 2-5 VM70TJ-l 9 Veta Madre 70, transecto jara (30 cm) CRA 1 O YR 5/6 2-5 VM70TJ-20 Veta madre 70, transecto jara (60 cm) CRA 10 YR 7/8 > 0.5 VM70TJ-2 l Veta Madre 70, transecto jara (90 cm) CLf 1 O YR 5/3 2-5 ---vMs ~ -dlsiai-( i )-------- -----·e:rx · ----- --·¡o· vR.-4i:f ---------5~ ¡·o------ VM70D-26 Veta Madre 70 años, distal (2) RL 1 O YR 5/3 5-1 O VM70D-27 Veta Madre 70 años, distal (3) RL 10 YR 5/4 5-10 -· vrvii6r~2s · ----- · veia-fVtadré-r6-afiüs: rroxirrlaf'(i) -------- --- -c-i ~ r- -------· 2.5 Y 5¡3 ·-- --- ----5~ro-- ---- vM l 6P-29 Veta Madre 16 años, proximal (2) CLf 2.5 Y 5/3 5-1 O VMl6P-30 Veta Madre 16 años, proximal (3) C 5 y 4/3 5-10 VM 160-31 Veta Madre 16 años, distal ( 1) R 5 Y 5/3 5 -1 O VMl6D-32 Veta Madre 16 años, distal (2) R 5 Y 5/3 5-10 VM 160-33 Veta Madre 16 años, distal (3) R 5 Y 5/3 5-1 O --·vfVt-4?--34---- ------\-'eia-t\tfadre_4_afiüs; ·¡;¡.<;xíñiai -(i)------- ---- · cR:i\ --- ---- -· 2.s-·y;412 · --------- 5~ ·1 ·o·-- --- VM4P-35 Veta Madre 4 años, proximal (2) A 1 O YR 4/3 5-1 O VM4P-36 Veta Madre 4 años, proximal (3) A 2.5 Y 5/2 5-1 O VM4D-37 Veta Madre 4 años, distal ( 1) R 5Y 512 5-1 O VM4D-38 Veta Madre 4 años, distal (2) CRL 5Y 512 5-1 O VM4D-39 Veta Madre 4 años, distal (3) RL 5Y 511 5-1 O --·vfVt-2?--4o- ------- -\,,-eia-t\tfadre-iafiüs;-¡;i-<>xíñiai -( i)-----------·cR:A: ____ ---- --·5y·4¡¡-- ----------5~ ro· ----- VM2P-4 I Veta Madre 2 años, proximal (2) CRA 5Y 4/ 1 5-1 O VM2P-42 Veta Madre 2 años, proximal (3) CA 5Y 5/ 1 5-10 VM2D-43 VetaMadre2años,distal(l) R 5Y5/I 5-10 VM2D-44 Veta Madre 2 años, distal (2) R 5Y 5/1 5-1 O VM2D-45 VetaMadre2años,distal(3) R 5Y5/I 5-10 203 Anexo 5 Cuadro AS-2. Análisis físicos y mineralogía VM2P-40 2,636 Q, F, C, K, CI, Py VM2P-41 2.654 VM2P-42 2.647 VM2D-43 2.667 Q, F, C, K, CI, Py, Y VM2D-44 2.725 VM2D-45 2.542 LS- lodos saturados, Q - cuarzo, F- feldespato, C- calcita, K- caolinita, CI- clorita, Py - pirita, Hem- hematita, Y - yeso . 204 Anexo 5 Cuadro A5-3. Elementos mayores totales(% de óxidos) Mta Si02 Al203 Fe20 3 Ti20 3 MnO MgO CaO Na20 - ---¡__:c¡00~¡---- --- 6-4:6s _____ __ 4_-90--------3-.-14 _____ __ o.--J_i--- ----0-_-1-.s--------2::zci ______ _ fi :9-o ____ ___ o:4o ___ _ LL 100-3 64 .90 1.90 0.92 0.11 0.1 O 0.95 17.89 0.25 LLI00-4 66.01 3.85 2.71 0.23 0.09 1.97 12.59 0.3 1 LL 100-5 64.32 3.39 1.89 0.20 0.09 1.33 12.66 0.41 LL 100-6 72.51 2.42 1.09 0.14 0.08 1.08 12.16 0.27 -- ---cs6o=i -------;iijs--- ·- -- 8.-6i ___ ___ _ i9j _______ _ o_-43-- ----- -0-.r3--------¡:55--- -----¿f.os ___ _____ o:9s ___ _ LS60-8 63.58 11.88 4.87 0.60 0.14 1.77 3.94 1.44 LS60-9 62.35 9.35 3.67 0.48 0.17 1.84 6.69 0.98 LS60-IO 69.30 9.72 3.61 0.48 0.18 1.92 4.79 0.96 LS60-ll 74.69 7.97 3.13 0.42 0.19 1.67 4.59 0.73 LS60-12 63.15 9.68 3.67 0.50 0.18 1.92 8.28 0.97 --- vr\176?~ l 3--. ---lf3 :7-1- ------3.-?6- ---- ---i'.f9- -------6.-i i -------0-.06- -------ój lf ---- ----1-.92- -------ó:3o ---. VM70P-14 83 .91 4.72 2.68 0.20 0.09 0.44 1.47 0.31 VM70P-15 84.71 4.71 3.00 0.23 0.06 0.44 1.47 0.30 VM70P-16 87.61 3.76 2.13 0.16 0.06 0.36 1.35 0.26 VM70P-17 87.73 3.50 2.09 0.15 0.05 0.33 0.85 0.26 VM70P-18 88.52 3.44 2.41 0.15 0.05 0.29 0.45 0.31 VM70TJ-19 77.61 6.50 3.14 0.27 0.11 0.60 3.80 0.35 VM70TJ-20 87.54 3.99 2.47 0.17 0.07 0.35 1.36 0.33 VM70TJ-2 I 88.18 3.43 2.1 O 0.15 0.05 0.29 1.47 0.26 ---- \i"Mó~22- ------;.i3:6_1_ -------6.-64- -------:r9-2- -------óji -------0-.r2- -------2:¡-¡- -------6-.63- -------6:32--- VM0-23 73.49 5.45 2.77 0.31 0.13 1.95 6.12 0.53 VM0-24 76.84 7.69 3.74 0.37 0.10 1.20 3.72 0.93 --vJ\-rioo=2-.s -----·is :¿3- -------5_-44- -------:r6_3 _ -------0.-29- -------0-. -1-2- -------¡ :90-------s-.3.s- -------6:44- -- VM70D-26 76.66 6.22 3.67 0.31 0.13 0.94 4.67 0.43 VM70D-27 75 .08 5.77 3.95 0.30 0.15 0.80 4.93 0.25 ---vr\1-f6?:23 ----- i4:6-1 _____ ___ 6.-si _____ __ i6s _______ _ oj6--------0-.r¡ --------¡:96 _______ s_.30 ________ 0:6s __ _ VMl6P-29 73.15 7.10 2.84 0.38 0.13 2.08 5.02 0.64 VMl6P-30 72.86 6.79 2.91 0.38 0.11 2.00 5.97 0.63 VMl6D-31 57.45 11.70 5.86 0.62 0.18 4.51 6.09 0.70 VMl6D-32 67.44 8.41 3.78 0.46 0.14 2.62 6.15 0.65 VM l 6D-33 61.02 10.49 5.25 0.57 0.16 3.92 6.18 0.68 --- \/r\14-i>=3-4 -- --- -i9:06 ___ ___ _ 4_-53--------:r-1_1 ________ 0_-24- ·------0-.rn··--- --·¡:.s¿i ------- 5-_50--------o::z9··- vM4P-35 84.80 2.99 2.01 0.14 0.11 0.92 3.26 0.33 VM4P-36 83.83 3.72 1.65 0.19 0.09 1.18 4.25 0.28 VM4D-37 63 .09 9.38 4.61 0.46 0.19 3.24 6.80 0.29 VM4D-38 74.89 5.42 2.63 0.30 0.13 1.90 5.84 0.30 VM4D-39 72.01 6.07 3.05 0.32 0.13 2.31 6.03 0.37 ---Vr\1ip:4·0··--··¡f3:2:z--··-- -"3.-55--------¡ -_44· ·------6.-iif _______ o-.·1-ó-------·¡:¡9··-- ·--3-_74--·--- --ó:20- ·· VM2P-4 I 80.06 4.79 2.03 0.22 0.13 1.48 4.24 0.16 VM2P-42 84.76 3.30 1.55 0.18 0.10 1.14 3.50 0. 17 VM2D-43 65.92 9.29 4.27 0.41 0.23 2.95 5.37 0.24 VM2D-44 65.27 9.49 4.27 0.41 0.21 2.83 5.47 0.24 VM2D-45 70.45 7.17 3.50 0.35 0.18 2.34 5.59 0.25 205 Anexo 5 Cuadro A5-3 . Continuación, o/o de óxidos de elementos mayores totales y de pérdida por calcinación (PPC), especies de Sen mg kg- 1 • Mta K10 P20 s % MO S sulfato S sulfuro PPC % CaC03 - - - - ¡_x¡o-o~¡-- -- --- - ·0:82· --- - - - -· 0:05 ·- --- - ---¡ - .:f2·----- -- --¡:fo _________ <_io0-------·¡2.-2cf·----- -¡-s j :,--- - LLI00-3 0.46 0.02 0.43 70 < 100 13.80 24.32 LLI00-4 0.81 0.05 2.78 150 < 100 12.40 18.76 LLl00-5 0.67 0.06 3.47 220 < 100 14.80 20.41 LLI00-6 0.62 0.02 0.61 40 < 100 13.90 25.89 ----Ts6ó~ 7· ---------:E>o- -------·0: n·-- ------¿f.9T --------·230 ·-- ------<-100· ---- -- ---r6o ____ -----.n -r--- LS60-8 2.70 0.12 4.31 150 < 100 9.30 6.01 LS60-9 2.98 O.JI 4.97 270 < 100 10.30 7.43 LS60-IO 2.94 O.JO 3.52 150 < 100 7.50 3.95 LS60-11 2.67 0.07 1.09 80 < 100 3.70 3.01 LS60-12 3.06 O.JO 2.46 180 < 100 6.90 7.88 -- VJ\it76P~i:3·- -- -- - ¡jg-·- ----- --0:06 · --------3-_5·0·-------·-570·- -- - -- -- < -io6·--- - ---·5:90----------3j9·--- VM70P-14 1.48 0.06 2.04 440 < 100 4.40 1.99 VM70P-15 1.60 0.05 1.88 540 < 100 4.1 O 2.08 VM70P-16 1.33 0.04 0.86 440 < 100 3.10 2.61 VM70P- l 7 1.28 0.05 2.01 350 < 100 3.90 1.61 VM70P- l 8 1.36 0.04 1.27 520 < 100 3.1 O 0.46 VM70TJ-19 1.68 0.06 0.41 2520 < 100 4.70 5.53 VM70TJ-20 1.42 0.04 0.37 550 < 100 2.1 O 0.35 VM70TJ-21 1.29 0.03 0.54 2280 < 100 2.40 2.71 ----vMó~22-- -- -----2:02 · - ----- - · 0:06· - - -- - -- -0-.87 ___ ____ ___ 56o·--------2670- ----- ---7:20 ·-- -----·7:67 ___ _ VM0-23 VM0-24 1.99 1.63 0.06 0.08 0.63 0.62 1650 1160 1250 1360 6.00 5.50 6.73 8.14 -- \,,-Mióo~2-5·------f:98 __ _______ _ o:66 ___ __ ___ Tf6 __ ___ ____ i550·-------<-i06----- ----5:70--------T42 ___ _ VM70D-26 1.78 0.07 1.07 1470 2440 5.30 7.96 VM70D-27 1.74 0.07 1.32 2080 2980 5.80 7.87 - -- vJ\it-i6?~2s · - --- -- T22 ·- - - --- - ·0 : 01·- - - - ---- 0-.<:; _ 2 ___ __ ____ '3so ·- ---- ---<-100·-- -- ---·5:.¡o·-- --- ---6:M-- -- vM16P-29 2.13 0.08 0.90 280 < 100 5.70 7.34 VMI6P-30 2.16 0.08 0.84 120 < 100 6.10 7.23 VMl6D-31 2.58 0.12 1.30 2560 < 100 8.90 4.75 VMl6D-32 2.35 O.JO 1.15 1100 < 100 7.30 7.78 VM 160-33 2.54 0.11 1.18 1250 1350 8.00 10.41 --- \ ,- rV1 , fi>~3·4 - - -----· c82-- ------·0:04· --------0·.12 · --------·44·0 ---------·3g-0 ·---------5:50·--- ---··sxi- --- VM4P-35 1.36 0.03 0.58 430 135 3.1 O 1.84 VM4P-36 1.69 0.04 0.56 250 < 100 3.80 4.75 VM4D-37 2.30 0.09 1.11 1450 3050 8.70 9.23 VM4D-38 2.06 0.06 0.91 1230 1220 6.60 8.00 VM4D-39 2.02 0.06 0.89 3430 1660 6.50 9.41 ---v-rV12i>~40 · --- - --·r:1·1·-- -- -- --· 0:04 · - -- -- - --0- . s·1 · -- -- -- - -·4¡·0·-- - ----- < -100·------ -- 4 :2 0·- - - - - - - - 5 : 5 - ¡ · --- vM2P-41 1.92 0.05 0.64 560 440 4.80 4.85 VM2P-42 1.56 0.03 0.48 200 71 O 4.60 5.45 VM2D-43 2.49 0.08 0.91 1050 4680 6.20 6.21 VM2D-44 2.58 0.08 0.86 1420 4830 6.50 3.73 VM2D-45 2.40 0.07 0.89 950 3710 5.90 6.11 206 207 C uadro A 5-4. D atos de extractos acuosos 1 :5, C .E . (conductividad eléctrica en m icrosiem m ens/cm ), todos los resultados en m g L- 1• M O D : m ateria orgánica disuelta. M uestra pH C .E . C a M g N a K H C 0 3 - C F · S04L - M O D A l Si F e M n C u Z n L L l00-1 8.14 169.20 30.95 3.10 1.33 3.05 79 .30 14.44 15.54 0.87 0.40 3.J9 0.40 0.01 0.06 0.04 L L J00-3 9.08 JJ6.20 27.65 2.00 2.58 5.86 J00.65 J8.29 3 .68 0.71 1.J6 3.83 1.2J 0 .00 0.06 O .J2 L L l00-4 8.29 J61.20 31.55 2 .90 0.45 5.06 J J5 .90 9.62 12.52 0.64 0.38 7.25 0.64 0.00 0.05 O .JO L L l00-5 7.J7 279.00 53 .20 1.60 1.23 7.08 J58 .60 13.47 31 .76 J.48 0.27 6.81 0.54 0.23 0.04 0 .05 L L l00-6 8.04 J02.25 21.45 1.90 0 .55 4.03 67.10 11.55 6.96 0.43 1.46 5.39 2.53 0.05 0.03 0 .14 L S60-7 7.19 296 .00 41.40 3.90 2.21 29.79 146.40 11.55 63.51 1.7 0.59 8.03 1.32 0 .94 0 .07 0 .12 L S 60-8 7.27 344.50 48.00 5.00 3 .96 18.77 195.20 32 .72 21.07 1.63 0.13 8.90 0 .59 0.63 0.05 0.03 L S 60-9 7 .34 347.50 53.05 3 .00 3.84 38 .55 186 .05 26 .95 62.70 1.6 0.27 8.80 1.08 0.73 0.08 O .JO L S 60-10 7 .58 279.00 44.20 2.10 3 .39 13.52 146.40 28.87 21.26 1.66 0 .13 7.20 0.78 0.27 0.08 0.07 L S 60-l J 8.58 111.75 21.25 1.85 3. 19 4.78 73 .20 26.95 2 .98 0.59 1.61 7.43 2.49 0.20 0.07 0.25 L S 60-12 8. J7 334.50 36.55 3.20 5.52 43 .56 115.90 48.J2 48.92 0.83 0.40 5.13 J.29 0.09 O .JJ 0.05 V M 70P -J3 7.5J 336.50 51.05 3.25 2 .66 33 .04 J79.95 39.46 47 .69 1.4 0.24 11.31 1.7J 0.28 0.11 0.09 V M 70P - J4 7.67 290.00 35 .55 2.30 3.11 38 .05 207.40 32.72 11.53 0.59 0.39 10.80 2.08 O. J4 0.07 0 .09 V M 70P -J5 7.67 260 .00 43 .25 1.65 3.31 24.03 164 .70 45 .24 3.78 0.36 O.J9 8.88 0 .91 0.05 0.07 0.04 V M 70P -16 8.0J 199 .50 28 .30 1.60 0.40 J5 .J2 97 .60 J3.47 27 .57 0 .68 0.75 J6.64 2.90 O.JO 0.08 0.13 V M 70P -17 7.47 298.50 44.30 2.45 1.15 J8.12 143 .35 J0 .59 36.49 l.J3 0.31 J2.50 1.24 0 .29 0.07 0.06 V M 70P -J8 7.76 236.00 32.45 1.65 0.68 J5.52 97.60 J3.47 44 .28 0.59 0.43 JO .J J 3.49 O .J3 0.06 0.07 V M 70T J-19 7.82 2740.00 675.00 5.JO 2 .01 16.22 48.80 12 .51 1997.58 0.66 0.00 8.00 0 .09 0.04 0.05 0 .03 V M 70T J-20 7.68 298 .50 40.75 1.JO 0 .53 1 0 .lJ 64 .05 Jl.5 5 66 .28 0 .23 0 .00 10.27 0.67 0.00 0.02 O.O J V M 70T J-2J 7.85 2095 .00 490.50 1.60 1.91 6 .23 36 .60 13.47 J412 .96 0.35 0.00 9.50 0.07 0.00 0.04 0.03 V M 0-22 8.39 565 .00 48 . 50 J4.49 13.05 8.46 61.00 13.47 J72.50 0.69 0.00 2.86 0.05 0.00 O .O J O .O J V M 0-23 8.05 J995.00 314.00 60 .97 16 .56 12.02 42.70 17 .32 1287 .76 0.42 0.00 3.24 0.04 0.00 0 .02 0 .02 V M 0-24 8.05 J322 .00 237 .00 41.98 12.80 11.5J 45 . 75 J5.40 965 .82 0.7J 0.00 3.88 0.08 0.03 0.01 0 .02 C uadro A S-4. C ontinuación M uestra pH V M 70D -25 7.76 V M 70D -26 8.98 V M 70D -27 8 .66 V M 16P -28 8 .29 V M 16P -29 8.20 V M 16P -30 V M 16D -31 V M 16D -32 V M 16D -33 V M 4P -34 V M 4P -35 V M 4P -36 V M 4D -37 V M 4D -38 V M 4D -39 V M 2P -40 V M 2P -41 V M 2P -42 V M 2D -43 V M 2D -44 V M 2D -45 8.40 8.53 7 .99 8.24 8 .11 8.61 8 .51 8 .02 8 .17 8 .38 7 .75 7.80 7 .91 7.65 7 .65 7.67 C .E . 1598 .00 903 .50 1776 .50 453 .00 372 .00 152 .50 3095 .00 1324 .00 2060 .00 481.00 403 .50 296 .50 1767 .00 1655.50 2220 .00 504.50 601.00 258 .50 1207 .00 1552 .50 1292 .00 C a 317.50 165 .50 459 .00 43.50 4 2.95 19.95 412.00 216.50 308.50 69.00 56 .00 42 .35 365.50 422 .00 475.00 60.60 96.00 35 .15 252 .50 309 .50 262 .00 M g 19 .99 2.3 5 2 .90 20.49 14.49 3 .6 5 2 24.91 60.97 100.96 11.00 11.00 7 .95 85 .96 66 .4 7 79 .4 7 2 2.94 32 .79 10 .85 107 .96 227.41 80.47 N a 14.55 11 .54 14 .3 0 1.88 1.35 1.63 102.87 8. 03 62.72 2.18 0 . 63 0.43 28 .60 19.32 80 .54 7 .96 9.48 1.82 29.88 27.76 29.73 K 11 .87 3 .38 3 .81 5 .5 8 6 .93 4.81 46.31 19 .78 31.29 6 .01 2.28 6 . 01 23.78 23 .2 8 30 .29 4 .71 6 .39 2 .34 19.42 16 .00 16 .95 H C 03- cr 73 .20 14.44 57 .95 14.44 64 .05 19.25 54.90 10.59 67 .10 11.55 79 .30 39 .65 48 .80 42 .70 57 .95 27.45 51.85 51.85 36 .60 30 .50 39 .65 39 .65 30 .50 73.20 70 .15 54 .90 10.59 46 .20 11.55 30 .80 9 .62 9.62 9 .62 18 .29 17 .32 51.01 7.70 7.70 3 . 85 7 .70 8 .66 2 .89 S 0 4L- 1025.44 470 .99 1331.48 150 .04 137 .12 13 .31 2639 .11 830 .68 1657 .39 147.06 202 .70 115 .26 1506 .36 1562 .74 193 7.05 177 .18 2 80 .90 86.43 849.18 1244 .60 764 .91 M O D 1.03 0 .83 0 .73 0 .74 0 .78 0 .71 0 .71 0.48 0 .53 0.52 0 .69 0 .12 0 .83 0 .59 0 .53 0.36 0 .27 0 .39 0 .64 0.51 0.57 A l 0 .03 0 .05 0 .07 0 .08 0 .11 0.27 0.16 0.00 0.00 0.00 0 .00 0 .10 0 .06 0 .00 0 .00 0 .00 0 .00 0 .00 0 .00 0 .00 0.00 Si Fe 13 .08 0 .15 14 .72 0.16 11.46 0 .08 2 .58 0 .09 2 .90 0 .10 3 .78 2.40 2 .76 2 .89 2 .56 1.66 3 .82 2.82 3.40 3.54 2.29 2 .72 2 .38 3 .57 3 .85 3.44 0.40 0 .12 0 .11 0.10 0 .09 0.16 0 .13 0 .15 0.09 0 .09 0.19 0 .17 0 .18 0 .10 0 .11 0 .09 M n 0 .05 0 .00 0 .00 0 .00 0 .00 0 .00 0.00 0 .00 0.00 0 .00 0 .00 0 .00 0 .20 0 .02 0 .00 0 .00 0 .00 0 .00 0 .83 1.28 0.54 C u 0 .04 0.03 0 .03 0 .00 0 .01 O.O ! 0.03 0 .02 0.02 0.01 0 .01 0 .00 0.02 O .O ! 0.02 0 .01 0 .01 0 .01 0 .01 0 .02 0 . 01 208 Zn 0 .02 0.01 0 .02 0 .01 0 .01 O .O ! 0.02 0.01 0 .02 0.01 0 .02 O.O ! 0.02 0 .02 0 .02 0 .03 0 .04 0.04 0 .05 0 .06 0.05 Anexo 5 Cuadro AS-5. Promedio de duplicados de capacidad de intercambio catiónico (todos en mmolc kg- 1 ) Muestra Ca Mg Na K LLI00-1 164.47 4.44 2. 18 1.12 LLI00-3 148.01 1.17 2.09 0.41 LLI00-4 191.92 5.08 1.93 1.21 LLI00-5 160.47 1.81 1.70 1.60 LLI00-6 141.82 0.71 1.82 0.31 ----Is60-·7 · -- ---- -94~74- ---- ---:f66- ---------f . - ~Fi- --------2:95-- -- LS60-8 153.35 6.13 1.85 3.91 LS60-9 97.32 3.03 1.92 4.41 LS60- I O 74.69 2.26 1.66 1.98 LS60- I 1 56.35 1.05 1.72 0.57 LS60-12 120.61 3.84 1.96 5.23 -· v!Vi7or~-f3 ______ 96~~28 __ ____ io9:6:5 _______ 9.-?ff----- ---- 2~20----------ó:94---- VM l 6P-29 156.39 12.93 2.40 1.65 VMl6P-30 162.15 0.61 2.3 1 1.38 VM 160-31 201.85 60.20 7 .66 4.81 VMl6D-32 181.53 38.57 2.80 2.48 VMl6D-33 180.02 17.00 4.79 3.46 --- vfvf4i>--34 _______ ios:ü __ ____ _ 2.-Jif·- -------2~ ó8 ____ ____ __ ó:63 ___ _ VM4P-35 31.38 3.67 1.82 0.23 VM4P-36 88.44 2.80 1.98 0.52 VM4D-37 184.66 33.03 3. 16 2.81 VM4D-38 183.80 19.2 1 2.95 1.95 VM4D-39 218.08 11.79 4.99 2.29 ---vfvf2i>--4b ______ _ 69~4-8 ___ _____ f 5-.76-- - ----- - f~96 __________ ó:47 ___ _ VM2P-41 111.15 VM2P-42 33.51 VM2D-43 152.27 VM2D-44 116.98 VM2D-45 157.42 7.94 1.07 54.94 25.39 19.51 209 2.45 1.57 3.05 2.8 1 3.04 0.79 0.25 2.42 2.11 1.92 Anexo 5 Cuadro A5-6. Estimación de la capacidad de neutralización neta de acidez (CNNA), reportada en kg-eq CaC03 f 1 , se utilizó una base de cálculo de l 00 g. CGA: capacidad de generación de acidez Muestra g Ca en % Caco, Moles CGA por % Caco, CaC03 corregida Caco, FeS2 CNNA ----¡__:e¡ cfo: ¡- ------ -¡ sj:,---------6:?/f ____ ----1K6-if- ---- --o-.-f -r- -- ---o.ooo:E ______ ú56-.s-9- -- LLl00-3 24.32 9.14 22.84 0.23 0.00025 228.13 LL 100-4 18. 76 6. 73 16.83 0.17 0.00025 168.07 LLI00-5 20.41 7.52 18.80 0.19 0.00025 187.78 LLI00-6 25 .89 9.79 24.47 0.24 0.00025 244.44 -----Ls6o=i- --------,r ir- --------1:26- --------3-.-iK- -------o.03-- -----o.ooo:E- -----3-f.j7 ___ _ LS60-8 6.01 l. 79 4.4 7 0.04 0.00025 44.41 LS60-9 7.43 2.58 6.45 0.06 0.00025 64.22 LS60-IO 3.95 1.28 3.20 0.03 0.00025 31.71 LS60-l I 3.01 0.98 2.45 0.02 0.00025 24.23 LS60-12 7.88 2.67 6.67 0.07 0.00025 66.46 --vJ\17or:13--- ---- T39 _________ o:97 _________ i.43 _________ o.o:r------o.0002s-------2-;for --- vM10P-14 1.99 0.43 1.08 O.O 1 0.00025 10.53 VM70P- l 5 2.08 0.48 1.19 O.O 1 0.00025 11.67 VM70P-16 2.61 0.69 1.72 0.02 0.00025 16.95 VM70P- l 7 1.61 0.42 1.04 O.O 1 0.00025 10.16 VM70P- l 8 0.46 0.05 0.13 0.00 0.00025 1.04 VM70TJ-l 9 5.53 1.43 3.59 0.04 0.00025 35.62 VM70TJ-20 0.35 0.05 0.13 0.00 0.00025 1.01 VM70T J-21 2. 71 0.63 1.57 0.02 0.00025 15.46 VM0-22 7.67 2.52 6.29 0.06 0.01669 46.21 VM0-23 6. 73 2.18 5.46 0.05 0.00781 46. 79 VM0-24 8.14 2.71 6.78 0.07 0.00850 59.25 -- \,.-rvrioo=is- ----- -1x2---------ii7---------5-.43-- --- ----o.os _____ __ o.oóo:E ______ s4.-o6 ___ _ VM700-26 7.96 2.45 6.12 0.06 0.01525 45.98 VM700-27 7.87 2.38 5.95 0.06 0.01863 40.88 --vJ\1-f 6r:2&- -- ----KM- --------2:22------- --5-.5-4- --------0.06-- -----o.00025-------55.-i-3---- vM 16P-29 7.34 2.31 5.77 0.06 0.00025 57.46 VMl6P-30 7.23 2.24 5.61 0.06 0.00025 55 .81 VM 160-31 4.75 1.07 2.68 0.03 0.00025 26.53 VM 160-32 7.78 2.37 5.93 0.06 0.00025 59.09 VM 160-33 10.41 3.43 8.58 0.09 0.00844 77.32 ---vrV1~fi>=3-4- -------sxf- --------2:94-- ---- ---i3-S- ------ --o.o-r- -----0.-0023& ___ _ ---if.-i-o- --- VM4P-35 1.84 0.61 1.52 0.02 0.00084 14.35 VM4P-36 4.75 1.54 3.86 0.04 0.00025 38.35 VM40-37 9.23 2.94 7.34 0.07 0.01906 54.31 VM40-38 8.00 2.44 6.11 0.06 0.00763 53.47 VM40-39 9.41 2.87 7.17 0.07 O.O 1038 61.32 ---vrV1ir=¿fo ----· --·s:s y- ---· · · · -¡ :92 -- --- ----¿ü_ i _ ------·-o.os- ---- · ·0.00025- -- ----,intr --- VM2P-41 4.85 1.49 3.73 0.04 0.00275 34.52 VM2P-42 5.45 2.04 5.11 0.05 0.00444 46.67 VM20-43 6.21 1.86 4.66 0.05 0.02925 17 .31 VM20-44 3.73 1.01 2.52 0.03 0.03019 -4.97 VM20-45 6.1 1 1.80 4.50 0.05 0.02319 21.84 210 Anexo 6 ANEX06 Anexo 6. Resultados del capítulo 6 Cuadro A6- l. Promedio de duplicados de metales totales y arsénico, todos en mg kg- 1 • Los promedios se indican en negritas. Muestra As Cd Cu Ni Pb Z n LLI00-1 138 0.5 40.9 42 268 514 LLI 00-3 32 0.4 15.8 1 O 60 144 LLI00-4 168 0.6 41.4 33 308 759 LLI00-5 41 0.4 22.8 21 101 317 LLI00-6 37 83 0.3 0.4 11.7 26.5 16 24 41 155 122 371 ----- u,-60~1-- - -- - ¡7----------- - -2:4------------39:5 -- -----------¿--- -- ---------49 -------------286 _________ _ LS60-8 21 2.1 53.4 13 50 237 LS60-9 31 3.5 41.9 9 68 32 1 LS60-IO 28 4.5 56.9 11 111 535 LS60- I 1 24 3 .O 52.8 1 O 78 522 LS60- l 2 30 25 2.4 3.0 41.0 47.6 7 10 65 70 308 368 ---vNf7ó-i>=ij __ __ 36 _____________ 6::2------------;i&:s---- ---------¿-- ----- ---- --- ¡5(¡- ----------j5-5------- --- VM70P-14 43 0.6 77.7 9 196 394 VM70P-15 53 0.2 64.2 8 213 341 VM70P-16 34 0.3 57.7 5 120 308 VM70P-l 7 35 0.2 64 .2 6 140 282 VM70P-18 46 41 0.2 0.2 79.0 68.l 5 7 180 168 205 314 -- vtv1füfi:Ef ---77-------------ó:ó- ---,-------6Kó· ------------f¡ -------------248 _________ ___ 5i3 __ _______ _ VM70T J-20 51 0.1 62.3 6 228 2 19 VM70T J-21 43 O.O 91.8 9 173 355 - - - - - - - - ---- - -- - - - - -- - - ----- -- - - - - - - - ------------ -------------- - - ------------------------------------ - - ----------- VM0-22 39 0.8 77.3 29 56 248 VM0-23 45 O. 9 75.4 28 52 258 VM0-24 36 40 0.9 0.9 74.3 75.7 25 27 54 54 238 248 VM70D-25 51 0.1 72.4 16 115 330 VM70D-26 50 0.5 58.7 14 101 741 VM70D-27 62 54 0.8 0.4 78.7 69.9 14 15 106 108 421 497 ---vrvf U>-i>=is- · -·47- ------------o:5 _____ ----- --¿f2:-r · --------·-2.s-· --------- --3-f- --- -- ---- ---f 5-9---- ------ vM l 6P-29 54 0.5 63. 1 34 53 195 VMl6P-30 40 47 0.7 0.6 50.5 52.1 26 28 38 41 183 179 VMl6D-31 79 0.5 133 .6 63 109 242 VM 160-32 53 0.6 66. 8 36 52 236 VMl6D-33 71 68 0.6 0.6 103.5 101.3 53 51 79 80 228 235 --- \irV14f>~34 ·---·40··--------- -- ¡ ~ 2----------- - 6 - 6K ----------- 2¡- ·--- ------· - 50 ------ - ------i ii __ _______ _ VM4P-35 31 7.3 193 .9 18 145 1129 VM4P-36 38 36 1 .5 3.3 83. 8 114.7 16 18 66 87 291 564 VM4D-37 66 1.3 188.7 52 118 33 1 VM4D-38 67 1.5 106.9 36 80 279 VM4D-39 71 38 1.4 1.4 112. 1 135.9 33 41 92 97 270 294 --- \irV12f>~4ó ·--·- ¡0- ------------ óK ____ __ __ ___ 3j§ ____________ f¡ ---------- - ·· 35----------- -- f ~f 6 _______ __ _ VM2P-41 13 1.0 44.2 13 41 196 VM2P-42 15 13 1.4 1.0 66.9 48.3 8 l 1 57 44 272 220 VM2D-43 23 1.7 152.5 30 121 362 VM2D-44 23 2.9 209 .54 30 179 482 YM2D-45 20 22 2.2 2.3 115.2 159.1 24 28 94 131 366 403 211 Anexo 6 Cuadro A6-2. Concentraciones de As en las diferentes fracciones, todos en mg kg-1 • Se reporta el porcentaje del total de cada fracción considerando la suma de las fracciones. Muestra Soluble % suma Carbonatos % suma Oxidos %suma LLI00-4 7.52 3.26 26 .75 11.60 105.16 45 .58 LLI00-5 1.45 2.66 2.85 5.22 28.00 51.34 LLI00-6 0.39 0.84 2.67 5.80 12.90 28.03 LS60-10 0.12 0.44 0.44 1.56 13 .35 47.32 LS60-l l 0.06 0.30 0.43 2.06 10.90 52.25 LS60-12 < 0.04 0.12 0.71 2. 14 22.08 66.33 VM7016 0.51 1.73 3.03 10.37 22.34 76.51 VM70-17 0.18 0.46 0.83 2.17 25.34 66.23 VM70-18 0.33 0.43 10.45 13.46 58.92 75 .87 VM0-22 < 0.04 0.08 0.74 1.52 11 .57 23.80 VM0-23 < 0.04 0.07 0.56 1.04 14.72 27.18 VM0-24 < 0.04 0.09 0.47 1.00 9.76 20.99 YM16P-28 0. 11 0.20 1.13 2.05 20.67 37.57 VM16P-29 0.14 0.27 1.22 2.41 21.17 41.88 VM16P-30 0.30 0.57 1.23 2.38 19.56 37.85 YMl6D-31 < 0.04 0.04 1.55 1.58 41.73 42.56 VMl6D-32 < 0.04 0.06 1.38 2.06 36.90 55.28 VMl6D-33 < 0.04 0.05 1.21 1.38 42.61 48.33 VM4P-34 0.03 0.11 0.92 1.64 11.98 21.36 VM4P-35 < 0.04 0.09 0.52 1.21 4.70 10.88 VM4P-36 0.06 0.14 0.82 1.79 5.21 11.34 YM4D-37 < 0.04 0.04 3.00 2.67 25.64 22.83 YM4D-38 < 0.04 0.03 2.75 2.35 26.08 22.32 YM4D-39 < 0.04 0.04 2.80 2.57 23.06 21.22 YM2P-40 < 0.04 0.69 0.15 2.57 1.94 33.46 YM2P-41 < 0.04 0.50 0.24 2.94 2.69 33.52 YM2P-42 < 0.04 0.55 < 0.04 0.55 1.02 14.09 YM2D-43 < 0.04 0.19 0.64 2.97 6.27 29.31 VM2D-44 < 0.04 0.18 0.74 3.30 6.37 28.19 VM2D-45 < 0.04 0.48 0.53 6.38 4.02 48.22 212 Anexo 6 Cuadro A6-2, continuación. Concentraciones de As en las diferentes fracciones, todos en mg kg- 1 • Se reporta el porcentaje del total de cada fracción considerando la suma de las fracciones . Muestra Sulfuros % suma Residual %suma Suma Total Error LLI00-4 24.84 10.77 66.44 28 .80 230.72 168 -15 .73 LLI00-5 7.30 13.39 14.94 27.39 54.55 41 -14.18 LLI00-6 20.99 45 .61 9.07 19.72 46.02 37 -10.86 LS60-IO 6.81 24.15 7.49 26.53 28.22 28 -0.39 LS60-l I 3.51 16.80 5.97 28.59 20.87 24 6.98 LS60-12 5. 16 15.51 5.30 15 .9 1 33 .25 30 -5.14 VM7016 3.29 11.26 < 0.04 0.14 29.16 34 7.67 YM70-17 5.09 13.29 6.83 17.85 38.26 35 -4.45 VM70-18 5.52 7.10 2.44 3.14 77.65 77 -0.42 VM0-22 26.91 55.37 9.34 19.23 48.56 39 -10.92 VM0-23 29.60 54.66 9.23 17.04 54.10 45 -9.19 VM0-24 27.65 59.47 8.58 18.46 46.45 36 -12.67 VM 16P-28 23.38 42.50 9.72 17.68 55.00 47 -7.84 VMl6P-29 22.37 44.25 5.66 11.19 50.55 54 3.30 YMl6P-30 20.04 38.78 10.55 20.42 51 .67 40 -12.73 YMl6D-31 31.37 32.00 23.35 23 .81 98 .01 79 -10.74 VMl6D-32 18.86 28.26 9.57 14.33 66.71 53 -11.45 VMl6D-33 28.75 32.61 15.56 17.65 88.13 71 -10.76 VM4P-34 33.72 60.12 9.42 16.79 56.07 40 -16.73 VM4P-35 30.89 71.47 7.07 16.35 43 .19 31 -16.43 VM4P-36 31.40 68 .38 8.43 18.36 45 .92 38 -9.44 VM4D-37 35 .50 3 1.61 48.13 42 .86 11 2.27 66 -25 .95 VM4D-38 53.26 45.57 34.75 29.73 116.83 67 -27.11 VM4D-39 50.69 46.63 32.11 29.54 108.66 71 -20.96 YM2P-40 3.62 62.59 < 0.04 0.69 5.71 10 27.34 VM2P-41 3.98 49.64 1.07 13.40 7.98 13 23 .92 VM2P-42 4.62 63.67 1.54 21.15 7.18 15 35 .23 VM2D-43 9.57 44.71 4.88 22.82 21.36 23 3.71 VM2D-44 10.55 46.69 4.89 21 .64 22.56 23 0.98 VM2D-45 < 0.04 0.48 3.71 44.45 8.26 20 41.52 213 Anexo 6 Cuadro A6-3 . Concentraciones de Cu en las diferentes fracciones, todos en mg kg- 1 • Se reporta el porcentaje del total de cada fracción considerando la suma de las fracciones. Muestra Soluble % suma Carbonatos % suma Oxidos %suma LLI00-4 < 0.05 0.13 5.93 9. 11 15;96 40.91 LLI00-5 < 0.05 0.23 2.00 16.12 9.40 42.75 LLI00-6 < 0.05 0.34 2.38 11.68 3.21 21.72 LS60-JO 1.00 2.93 3.99 23.46 20.15 59.06 LS60-l I < 0.05 0.16 7.16 28 .23 14.39 47.19 LS60-12 < 0.05 0.24 5.93 10.44 12.55 59.74 VM7016 < 0.05 O.JO 5.21 6.37 22.70 45.42 YM70-17 < 0.05 0.09 3.67 11 .87 23.28 40.47 YM70-18 < 0.05 0.07 8.12 13 .90 36.60 53.47 VM0-22 < 0.05 0.07 9.81 27.71 0.77 1.1 o VM0-23 < 0.05 0.09 15.39 29.07 7.93 14.28 VM0-24 < 0.05 0.08 17.85 21.27 6.17 10.04 VMl6P-28 < 0.05 0.13 7.89 20.60 8.45 22.80 YMl6P-29 < 0.05 0.12 8.73 17.62 12.92 30.47 VMl6P-30 < 0.05 0.11 7.79 25.47 6.68 15.11 VMl6D-31 < 0.05 0.05 26.25 21.35 25 .61 24.84 YMl6D-32 < 0.05 0.08 14.07 19.28 28.92 43.88 VMl6D-33 < 0.05 0.05 20.08 17.43 41.09 39.45 VM4P-34 < 0.05 0.07 12.61 10.67 5.51 7.61 VM4P-35 < 0.05 0.03 20.14 7.71 1.63 0.87 YM4P-36 < 0.05 0.05 7.13 36.21 1.93 2.09 VM4D-37 < 0.05 0.03 66.92 28.72 6.56 3.55 YM4D-38 < 0.05 0.04 36.34 29.04 9.88 7.81 VM4D-39 0.49 0.39 36.49 14.52 12.40 9.86 VM2P-40 < 0.05 0.12 6.27 24.69 5.85 13.54 VM2P-41 < 0.05 0.11 11.48 25.85 4.69 10.08 VM2P-42 < 0.05 0.07 17.36 23.10 2.60 3.88 VM2D-43 < 0.05 0.03 36.36 24.87 0.86 0.55 VM2D-44 < 0.05 0.02 51 .50 24.77 < 0.05 0.02 VM2D-45 < 0.05 0.04 27 .85 15.20 < 0.05 0.04 214 Anexo 6 Cuadro A6-3 continuación. Concentraciones de Cu en las diferentes fracciones, todos en mg kg· 1 • Se reporta el porcentaje del total de cada fracción considerando la suma de las fracc iones. Muestra Su lfuros % suma Res idual % suma Suma Total Error LLI00-4 6.60 16.9 1 10.48 26.86 38.96 41.4 3.01 LL I00-5 2.89 13.14 7.65 34.78 2 1.93 22.8 1.99 LLI00-6 6.61 44.68 2.54 17.14 14.75 11.7 -1 1.42 LS60- IO 8.93 26 .1 8 < 0.05 0. 15 34.07 56.9 25.10 LS60- l I 8.85 29.02 < 0.05 0. 16 30.40 52. 8 26.90 LS60- 12 2.43 11.55 < 0.05 0.24 20.9 1 4 1.0 32.47 VM7016 11.67 23.34 10.35 20.70 49.92 57.7 7.19 VM70-17 19.79 34.40 10.74 18.67 57.47 64.2 5.55 VM70- 18 12.38 18.08 11 .29 16.50 68.39 79.0 7.22 VM0-22 48.28 68.4 1 11.66 16.52 70.52 77.3 4.59 VM0-23 25.90 46.65 6.26 11.27 55.48 75.4 15.22 YM0-24 29.79 48.51 7.55 12.30 6 1.37 74 .3 9.56 VM l6P-28 15.25 41. 12 5.44 14.66 37.03 42.7 7. 11 VMl6P-29 17.00 40.10 3.70 8.72 42.36 63 .1 19.63 YM l6P-30 19.26 43.55 10.44 23.60 44. 18 50.5 6.68 YMl60-31 30.52 29.61 20.65 20.03 103 .04 133.6 12.93 YMl6D-32 13.38 20.29 9.50 14.4 1 65.87 66 . 8 0.69 VMl6D-33 23.46 22 .52 19.47 18.70 104 .10 103.5 -0.30 VM4P-34 45 .25 62.55 8.93 12.35 72.30 66.6 -4.13 VM4P-35 148.96 78.90 18.01 9.54 188 .74 193.9 1.35 VM4P-36 73 .95 80.00 9.38 10.15 92 .38 83 . 8 -4.88 VM4D-37 82.35 44.55 28.96 15.67 184.80 188.7 1.05 VM4D-38 6 1.1 8 48.34 19. 10 15.09 126.50 106.9 -8.4 1 VM40-39 59.37 47 .25 16.91 13.46 125.65 11 2. 1 -5 .7 1 VM2P-40 19.88 46.01 11.15 25 .82 43 .15 33.9 - 1 1.95 VM2P-4 1 24.47 52.6 1 5.82 12.5 1 46.46 44.2 -2.49 VM2P-42 38.68 57.58 8.48 12.62 67 .11 66.9 -0.16 VM2D-43 75 .53 47 .98 44.62 28.34 157.37 152.5 -1.57 VM2D-44 119.02 57.47 36.48 17.62 207 .00 209.5 0.61 VM2D-45 60.89 54.15 23 .61 21.00 11 2.35 11 5.2 1.25 2 15 Anexo 6 Cuadro A6-4. Concentraciones de Pb en las diferentes fracciones, todos en mg kg- 1 • Se reporta el porcentaje del total de cada fracción considerando la suma de las fracciones. Muestra Soluble % suma Carbonatos %suma Oxidos %suma LLI00-4 <0.02 0.01 98.54 33.77 56.86 19.49 LLI00-5 <0.02 0.02 15 .27 11.76 23.02 17.73 LLI00-6 <0.02 0.11 6.55 34.97 2.95 15 .73 LS60-IO <0.02 0.02 7.95 7.91 40.02 39.83 LS60-l I <0.02 0.03 11.93 14.95 29.90 37.47 LS60-12 <0.02 0.03 3.56 5.44 15.67 23.99 VM7016 <0.02 0.02 22.48 18.03 57.25 45.92 YM70-17 <0.02 0.01 11 .80 7.71 84.56 55.28 VM70-18 <0.02 0.01 54.82 20.00 106.64 38.90 YM0-22 <0.02 0.03 10.37 16.40 10.62 16.78 VM0-23 <0.02 0.04 6.43 12.63 12.58 24.71 VM0-24 <0.02 0.04 10.27 19.03 10.71 19.84 VMl6P-28 <0.02 0.07 4.82 15.86 7.13 23.44 VMl6P-29 <0.02 0.05 6.51 16.76 11.66 30.01 VMl6P-30 <0.02 0.05 7.48 19.72 4.92 12.96 VMl6D-31 <0.02 0.02 14.32 13.20 22.62 20.85 VMl6D-32 <0.02 0.03 6.68 10.02 16.62 24.92 YMl6D-33 <0.02 0.02 7.95 8. 11 29.60 30.18 VM4P-34 <0.02 0.03 13.77 19. 15 15.16 21.08 VM4P-35 <0.02 0.01 58.09 29.77 33 .78 17.3 1 YM4P-36 <0.02 0.03 20.14 25.44 9.83 12.41 YM4D-37 <0.02 0.02 40.28 31 .57 25.37 19.88 VM4D-38 <0.02 0.02 25 .77 25 . 15 28.16 27.49 .. VM4D-39 <0.02 0.02 32.61 32.32 23.79 23.58 YM2P-40 <0.02 0.06 9.83 27.45 11.07 30.89 VM2P-41 <0.02 0.04 13.85 30.20 10.03 21.89 YM2P-42 <0.02 0.03 11.45 19.1 4 11.13 18.60 VM2D-43 <0.02 0.02 46.68 37.37 24.05 19.26 VM2D-44 <0.02 0.01 88.38 50.03 25.05 14.18 VM2D-45 <0.02 0.02 43.74 43.42 15.08 14.97 216 Anexo 6 Cuadro A6-4 cont inuación. Concentraciones de Pb en las diferentes fracc iones, todos en mg kg- 1 • Se reporta e l porcentaje del total de cada fracción considerando la suma de las fracciones. Muestra Sulfuros % suma Residual % suma Suma Total % Error LL 100-4 25. 13 8.61 111.26 38.13 291 .80 308 2.68 LL I00-5 16. 10 12.40 75.44 58.09 129.83 101 -12.40 LLI00-6 4.48 23.92 4.73 25 .27 18.72 4 1 36.86 LS60- IO 35 .07 34.9 1 17.4 1 17.33 100.46 11 1 5. 16 LS60-l I 8.77 10.99 29.18 36.56 79.78 78 - 1.01 LS60- 12 28.54 43 .68 17.54 26.85 65.31 65 -0.28 VM7016 8.48 6.80 36.46 29.24 124.67 120 -1.80 VM70-17 32.26 21.09 24.32 15.90 152.93 140 -4.48 VM70- 18 12.46 4.55 100.22 36.56 274.15 180 -20.64 VM0-22 28.81 45.54 13.44 21 .25 63.25 56 -6.08 VM0-23 21.36 41.98 10.50 20.64 50.88 52 1. 17 VM0-24 23.03 42.67 9.94 18.42 53.95 54 0.06 VM 16P-28 11.82 38.85 6.63 2 1.78 30.40 31 0.63 VM l6P-29 14.04 36.17 6.61 17.01 38.8 1 53 15.7 1 VM l6P-30 15.08 39.73 10.45 27.53 37.93 38 0.25 VMl6D-31 48.07 44.31 23.46 21.62 108.46 109 0.46 YM16D-32 12.13 18.19 31.24 46.83 66.68 52 -12.31 VMl6D-33 35.41 36. 11 25.10 25.59 98.06 79 -10.64 VM4P-34 20.09 27.93 22.88 31 .81 7 1.90 50 -18. 16 VM4P-35 67.36 34.52 35.89 18.39 195.12 145 - 14.61 VM4P-36 24 .89 31.43 24.29 30.68 79. 15 66 -9.03 VM4D-37 40.96 32.10 20.96 16.43 127.57 118 -3 .86 VM4D-38 31.78 31.02 16.72 16.32 102.43 80 -1 2.35 VM4D-39 31.41 31.13 13.08 12.96 100.90 92 -4.64 VM2P-40 9.25 25.82 5.66 15.79 35.81 35 - 1.23 VM2P-4 1 12.42 27.08 9.53 20.79 45 .83 41 -5 .34 VM2P-42 16.66 27.85 20.57 34.38 59.8 1 57 -2.4 1 YM2D-43 27.46 21.98 26.69 2 1.37 124.89 121 - 1.51 VM2D-44 36.31 20.55 26.90 15.23 176.63 179 0.60 VM2D-45 20.52 20.38 21.38 2 1.22 100.71 94 -3.21 2 17 Anexo 6 Cuadro A6-5 . Concentraciones de Zn en las diferentes fracciones, todos en mg kg- 1 • Se reporta el porcentaje del total de cada fracción considerando la suma de las fracciones . Muestra Soluble % suma Carbonatos % suma Oxidas % suma LLI00-4 <0.02 0.00 84.58 8.49 359.43 72.13 LLI00-5 <0.02 0.00 17.40 3.84 104.35 46.12 LLI00-6 <0.02 0.02 15.77 14.81 28.73 53.98 LS60-IO 5.45 0.88 55.60 9.02 189. 11 61.33 LS60-l I <0.02 0.00 109.30 17.11 222 .68 69.72 LS60-12 <0.02 0.01 38.07 10.40 92.52 50.55 VM7016 <0.02 0.01 45.01 14.48 108.45 69.76 VM70-17 <0.02 0.01 31.46 9.76 101.34 62.86 VM70-18 <0.02 0.00 67.63 9.75 256.45 73.95 VM0-22 <0.02 0.01 11.85 3.33 10.79 6.06 VM0-23 <0.02 0.01 69.07 25.44 49.81 36.68 VM0-24 <0.02 0.01 34.97 11.43 22.81 14.90 VMl6P-28 <0.02 0.01 33.41 16.03 48.84 46.88 VMl6P-29 <0.02 0.01 39.14 16.61 66.83 56.70 VMl6P-30 <0.02 0.01 32.42 14.49 40.73 36.42 VMl6D-31 <0.02 0.01 32.45 12.66 50.34 39.28 VMl6D-32 <0.02 0.01 28.76 8.84 87.75 53.96 VMl6D-33 <0.02 0.01 33 .67 9.52 90.01 50.92 VM4P-34 <0.02 0.00 49.25 11.69 59.31 28.15 VM4P-35 <0.02 0.00 187.76 13 .83 137.08 20.19 VM4P-36 <0.02 0.01 28.77 7.43 29.81 15.40 VM4D-37 <0.02 0.00 83.41 18.78 48 .94 22.03 VM4D-38 <0.02 0.00 84.28 20.24 66.51 31 .94 VM4D-39 <0.02 0.01 69.01 17.32 63 .91 32.07 VM2P-40 <0.02 0.01 12.43 4.06 21.95 14.34 VM2P-41 <0.02 0.01 20.09 5.85 23 .78 13 .85 VM2P-42 <0.02 0.00 8.86 1.84 15.52 6.44 VM2D-43 <0.02 0.00 55.80 10.98 41.53 16.34 VM2D-44 <0.02 0.00 79.27 11 .61 34.20 10.02 VM2D-45 <0.02 0.00 43 .34 8.13 27.16 10.19 218 Anexo 6 Cuadro A6-5 continuac ión. Concentrac iones de Zn en las diferentes fracc iones, todos en mg kg- 1 • Se reporta el porcentaje del total de cada fracc ión considerando la suma de las fracc iones. Muestra Sulfuros % suma Residual % suma Suma Total Error LLl00-4 23 .66 2.37 169.44 17.00 637 . 11 759 8.7 1 LL l 00-5 39.89 8.82 186.47 4 1.2 1 348.09 317 -4.60 LLl00-6 6.42 6.03 26.78 25 .1 6 77.69 122 22.28 LS60-10 45 .08 7.3 1 132.36 2 1.46 427.60 535 11. 16 LS60-11 7.68 1.20 76.40 11 .96 4 16.06 523 11 .38 LS60-1 2 27.80 7.60 115 .1 0 3 1.45 273.48 308 5.88 VM70 16 9.67 3.11 39.34 12.65 202.47 308 20.70 VM70-1 7 25.39 7.88 62 .90 19.51 22 1.09 282 12.04 VM70- 18 18.64 2.69 94.37 13.6 1 437.09 573 13.46 VM0-22 162.41 45.62 160.16 44.99 345.2 1 248 -1 6.44 VM0-23 37.77 13.9 1 65 .07 23.96 22 1.73 258 7.55 YM0-24 77 .09 25.19 148 .36 48.47 283 .24 238 -8 .72 VMl 6P-28 2 1.03 10.09 56.22 26.98 159.5 1 159 -0.19 YM 16P-29 20.78 8.82 42.12 17.87 168 .87 196 7.3 1 YM 16P-30 29.81 13.33 79 .97 35.75 182.94 183 0.06 VM1 6D-3 1 33 .93 13.24 89.22 34.8 1 205 .94 242 7.97 VM 16D-32 19.67 6.05 101.29 3 1.1 4 237.47 236 -0.38 YM 16D-33 23.4 1 6.62 116.42 32.93 263.5 1 228 -7 .29 VM4P-34 95 .36 22 .63 158.1 4 37.53 362.06 271 - 14.35 VM4P-35 672 .28 49.52 223.50 16.46 1220.62 11 29 -3.88 VM4P-36 179 .60 46.40 11 9.03 30.75 357.20 29 1 -1 0.26 VM4D-37 11 2.81 25.39 150. 12 33.79 395 .28 33 1 -8 .85 VM4D-38 80 .53 19.33 11 8.62 28.48 349.94 279 -11.20 VM4D-39 68.1 7 17.11 133 .50 33.50 334.58 270 -1 0.61 VM2P-40 45.30 14.80 204.46 66.79 284.14 190 - 19.95 VM2P-4 1 54.18 15.77 22 1.62 64.53 319.67 196 -23 .86 VM2P-42 54 .20 11 .24 388.0 1 80.48 466.6 1 272 -26 .27 VM2D-43 143 .58 28.24 225 .94 44.44 466.84 362 -1 2.58 VM2D-44 246.05 36.05 288 .78 42 .31 648.29 482 -1 4.75 VM2D-45 144.28 27.05 29 1.33 54.63 506. 12 366 -1 6.08 2 19 220 C uadro A 6.6. R esultados de análisis de m uestras de agua, los aniones están en m eq L -'. M uestra D escripción T (ºC ) p H C .E . (µS cm - 1) Eh (m V ) H C 0 3- cr S 04 2- A JI P lanta de beneficio S C M M S F G entrada 20.1 7.36 2580 146 4 .2 1.5 43.86 A J2 P lanta de beneficio S C M M S F G salida 20.3 7.4 2600 159 4 .0 1.5 44.2 A J3 L odos de entrada en jales de Jolula-9A (V M O ) 22 7.06 1790 123 2.4 1.0 30.43 A J4 Z o n a distal 1 en jales de Jolula-9 120 a 29 7.62 2170 160 1.2 0 .6 16.89 A J5 Z ona distal 2 en jales de Jolula-9 120 a 24.3 7.32 2160 160 1.2 l. 1 27.72 A J6 D renaje natural en cañada Jolula, arroyo W 21.2 7.36 317 270 2.1 0.4 1.89 A J7 D renaje natural en cañada Jolula, arroyo E 21.9 7.97 405 225 1.0 0.4 1.49 A J8 A guas de infiltración de jales Jo lula ( 1) 15.3 6.56 2400 68 2.3 1.6 40.8 A J9 A guas de infiltración de jales Jolula (2) 16 7.42 1120 217 1.8 0.6 19 .04 A JJO Jales de V alenciana-8, zona distal N orte (2 0 N IIl/2002) 22 8.52 1039 213 2.0 0.5 7.66 A Jl J Jales de V alenciana-8, zona distal N oreste (2 0 N IIl/2002) 22 8.47 1080 208 1.9 0.5 8.36 A J12 D renáje natural en cañada V alenciana, arroyo N 17.9 6.95 691 266 7 .6 0.4 1.25 A J13 D renaje natural en cañada V alenciana, arroyo N E 19.8 7.36 797 232 7.5 0.3 1.55 A J14 A guas de infiltración jales V alenciana (2 0 N III/2002) 18.2 6.77 4730 53 8.8 1.6 50.41 A J15 Jales de V alenciana-8, zona distal N orte (l 7/IX /2002) 22.1 9.01 611 226 2.3 0.6 5.39 A J16 Jales V alenciana-8, zona distal N oreste (l 7/IX /2002) 22.3 8 .58 596 217 2 .2 0.4 6.13 A JI 7 A guas de infiltración jales V alenciana ( 1 7 /IX /2002) 17 6.48 2590 29 !O .O l. 7 44.03 A J18 A guas de infiltración jales V alenciana ( l 4/X /2002) 18.7 6.8 2170 12 JO .O 1.7 36.89 A J19 D renaje general cuenca V alenciana ( l 4/X /2002) 16 .7 8.14 1398 216 11.6 1.2 17 .77 A J20 M ezcla drenaje y aguas infiltración V alenciana (14/X /2002) 18 8.2 1445 184 11.8 1.2 17 .57 221 C uadro A 6.6, continuación. R esultados de análisis de m uestras de agua, C a, M g , N a y K en m eq L - 1, los dem ás elem entos en m g L- 1• M u estra A J! A J2 A J3 A J4 A J5 A J6 A J7 A J8 A J9 A JIO A Jl 1 A Jl2 A J 13 A Jl4 A Jl5 A J16 A Jl7 A Jl8 A Jl9 A J20 C a 27.14 24 .04 13.75 9.56 16 .35 1.14 0.96 28.42 9.29 5.12 5 .79 4 .37 5.10 30 .77 4 .62 4.76 32 .76 30 . 75 14.67 17.13 M g 18.62 15 .70 8 .66 4 .79 8.60 0 .64 0.96 17.98 6.14 2 .65 2 .97 0.76 1.14 18 .76 2.51 2.20 18.42 16 .20 6.20 7.00 N a 5.47 4.29 2 .22 1.46 2.50 0.3 7 0 .30 5.72 1.74 0 .58 0.42 0.43 0 .51 5.72 0 .54 0 .31 6.14 5.20 2.09 2 .36 K 0.72 0.62 0.33 0.30 0.48 0 .01 0.03 0 .80 0.13 0.26 0.26 0.00 0 .00 0 .95 0 .23 0 .19 1.03 0.87 0.20 0 . 23 C ationes 51.95 44 .65 24.96 16 .12 27.94 2 .15 2 .24 52.92 17 .30 8.61 9.43 5.56 6.75 56 .20 7.90 7.49 58.35 53 .05 23 .16 26.73 A n io n es 49 .52 49 .66 33.86 18.74 30 . 05 4.37 2.92 44 .72 21.49 10 .15 10.80 9 .28 9 .37 60.78 8.34 8.76 55 .70 48 .56 30.56 30.56 E rror 2.40 -5 .31 -15.12 -7 .52 -3.65 -33 . 93 -13 .14 8.40 -10.79 -8 .18 -6.77 -25.09 -16 .27 -3 .91 -2.71 -7 . 85 2.32 4.41 -13 .78 -6.68 A l < 0.02 < 0 .02 < 0.02 < 0 .02 < 0.02 0 .04 0.04 < 0 .02 < 0 .02 < 0.02 < 0.02 < 0.02 < 0.02 < 0 .02 < 0.02 0.18 < 0 . 02 < 0.02 < 0 .02 < 0 .02 C u