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UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR
FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS, PETRÓLEOS Y
AMBIENTAL
CARRERA DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA
“CÁLCULO DE LOS RECURSOS MINERALES DEL SULFURO MASIVO
VOLCANOGÉNICO DEL DEPÓSITO VMS EL DOMO, UBICADO EN LA
PROVINCIA DE BOLÍVAR”
Trabajo de grado presentado como requisito parcial para obtener el Título de Ingeniera en
Geología, Grado Académico de Tercer Nivel
AUTOR:
Cuenca Manya Karina Aracely
TUTOR:
Ing. Viterbo Adán Guzmán García
Quito, junio 2018
ii
DEDICATORIA
A mis queridos padres María Manya y Luis Cuenca quienes me han brindado su apoyo,
sacrificio y cariño incondicional toda mi vida, impulsándome a seguir adelante siempre y
cumplir mis objetivos en cada etapa de mi vida.
A mis hermanos William y Edwin por el cariño que me han regalado día a día.
iii
AGRADECIMIENTOS
A Dios por brindarme salud y permitirme culminar exitosamente mis estudios en compañía
de mi familia.
A mis padres por sus sacrificios, cariño y apoyo incondicional.
A SALAZAR RESOURCES LTD. por el apoyo necesario y facilidades para la realización
de este trabajo, en especial al ingeniero Francisco Soria.
Al ingeniero Adán Guzmán por su amistad, colaboración y apoyo desinteresado para la
elaboración del presente trabajo.
A Christian N. y Diana I. por brindarme su apoyo incondicional a pesar de cualquier
dificultad.
A mis amig@s quienes me han apoyado en innumerables ocasiones a lo largo de toda la
carrera y siempre estuvieron para darme ánimos.
iv
AUTORIZACIÓN DE LA AUTORÍA INTELECTUAL
Yo Karina Aracely Cuenca Manya en calidad de autor y titular de los derechos morales y
patrimoniales del trabajo de titulación: “CÁLCULO DE LOS RECURSOS MINERALES DEL
SULFURO MASIVO VOLCANOGÉNICO DEL DEPÓSITO VMS EL DOMO, UBICADO EN
LA PROVINCIA DE BOLÍVAR”, modalidad presencial, de conformidad con el Art. 114 del
CÓDIGO ORGÁNICO DE LA ECONOMÍA SOCIAL DE LOS CONOCIMIENTOS,
CREATIVIDAD E INNOVACIÓN, concedemos a favor de la Universidad Central del Ecuador
una licencia gratuita, intransferible y no exclusiva para el uso no comercial de la obra, con fines
estrictamente académicos. Conservamos a mi/nuestro favor todos los derechos de autor sobre la
obra, establecidos en la normativa citada.
Asimismo, autorizo/autorizamos a la Universidad Central del Ecuador para que realice la
digitalización y publicación de este trabajo de titulación en el repositorio virtual, de conformidad a
lo dispuesto en el Art. 144 de la Ley Orgánica de Educación Superior.
El (los) autor (es) declara (n) que la obra objeto de la presente autorización es original en su forma
de expresión y no infringe el derecho de autor de terceros, asumiendo la responsabilidad por
cualquier reclamación que pudiera presentarse por esta causa y liberando a la Universidad de toda
responsabilidad.
Firma:
_______________________
Karina Aracely Cuenca Manya
C.I.: 1716940190
e-mail: [email protected]
v
UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR
FACULTAD DE INGENIERÌA EN GEOLOGÍA, MINAS PETRÓLEOS Y
AMBIENTAL
CARRERA DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA
APROBACIÓN TRABAJO DE TITULACIÓN POR PARTE DEL TUTOR
Yo, Viterbo Adán Guzmán García en calidad de tutor del trabajo de titulación: “CÁLCULO
DE LOS RECURSOS MINERALES DEL SULFURO MASIVO VOLCANOGÉNICO DEL
DEPÓSITO VMS EL DOMO, UBICADO EN LA PROVINCIA DE BOLÍVAR”, elaborado por
la estudiante Karina Aracely Cuenca Manya, de la Carrera de Ingeniería en Geología, Facultad
de Ingeniería en Geología, Minas, Petróleos y Ambiental, de la Universidad Central del
Ecuador, considero que el mismo reúne los requisitos y méritos necesarios para ser sometido a
la evaluación por parte del jurado examinador que se designe, por lo que lo APRUEBO, a fin
de que el trabajo sea habilitado para continuar con el proceso de titulación determinado por la
Universidad Central del Ecuador.
En Quito, a los 04 días del mes de mayo de 2018
________________________
Viterbo Adán Guzmán García
Ingeniero en Minas
C.I: 1800727115
TUTOR
vi
UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR
FACULTAD DE INGENIERÌA EN GEOLOGÍA, MINAS PETRÓLEOS Y
AMBIENTAL
CARRERA DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA
APROBACIÓN DEL TRABAJO DE INVESTIGACIÓN POR PARTE DEL
TRIBUNAL
El Dr. Jorge Ortiz Presidente del tribunal, Ph.D. Jaime Jarrín y MS.c Ing. Marcelo Llerena
miembros del tribunal del proyecto denominado: “CÁLCULO DE LOS RECURSOS
MINERALES DEL SULFURO MASIVO VOLCANOGÉNICO DEL DEPÓSITO VMS EL
DOMO, UBICADO EN LA PROVINCIA DE BOLÍVAR”, preparado por la señorita Karina
Aracely Cuenca Manya, Egresada de la Carrera de Ingeniería en Geología, declaran que el presente
proyecto ha sido revisado, verificado y evaluado detenida y legalmente, por lo que lo califican
como original y auténtico del autor.
En la ciudad de Quito, a los 01 días del mes de junio de 2018.
_____________________
Dr. Jorge Ortiz
PRESIDENTE DEL TRIBUNAL
_______________________ ________________________
Ph.D. Jaime Jarrín MS.c. Marcelo Llerena
MIEMBRO DEL TRIBUNAL MIEMBRO DEL TRIBUNAL
vii
CONTENIDO
…………………………………...…..pág.
LISTA DE TABLAS ............................................................................................................ xi
LISTA DE FIGURAS ......................................................................................................... xii
LISTA DE ANEXOS ......................................................................................................... xvi
RESUMEN ........................................................................................................................ xvii
ABSTRACT ....................................................................................................................... xix
1. INTRODUCCIÓN ...................................................................................................... 1
1.1. Estudios Previos ................................................................................................... 1
1.2. Justificación ......................................................................................................... 3
1.3. Objetivos .............................................................................................................. 4
1.3.1. Objetivo General .................................................................................................. 4
1.3.2. Objetivos Específicos........................................................................................... 4
1.4. Alcance ................................................................................................................ 4
1.5. Zona de estudio .................................................................................................... 5
1.5.1. Ubicación ......................................................................................................... 5
1.5.2. Acceso .............................................................................................................. 6
1.5.3. Clima ................................................................................................................ 7
viii
1.5.4. Flora y fauna..................................................................................................... 8
1.5.5. Hidrografía ....................................................................................................... 8
1.5.6. Aspectos morfológicos ..................................................................................... 9
1.5.7. Situación socio económica de la región ......................................................... 10
2. MARCO TEÓRICO .................................................................................................. 11
2.1. Contexto Geológico ........................................................................................... 11
2.1.1. Marco Geodinámico ....................................................................................... 11
2.2. Geología estructural regional ............................................................................. 13
2.3. Litoestratigrafía .................................................................................................. 15
2.3.1. Unidad Macuchi ............................................................................................. 16
2.3.2. Composición magmática y ambiente deposicional. ....................................... 17
2.3.3. Litología ......................................................................................................... 17
2.3.4. Edad ................................................................................................................ 18
2.4. Yacimientos de sulfuros masivos volcanogénicos ............................................. 18
2.4.1. VMS Tipo Kuroko ......................................................................................... 21
2.5. Recursos minerales ............................................................................................ 23
2.5.1. Recurso mineral inferido ................................................................................ 24
2.5.2. Recurso mineral indicado ............................................................................... 24
2.5.3. Recurso mineral medido................................................................................. 25
2.6. Seguro de calidad (QA) y Control de calidad (QC) ........................................... 25
2.7. Estimación de recursos ...................................................................................... 25
ix
2.7.1. Método de perfiles .......................................................................................... 27
2.7.2. Método Geoestadístico ................................................................................... 29
3. MARCO METODOLÓGICO ................................................................................... 36
3.1. Métodos y técnicas ............................................................................................. 38
3.1.1. Trabajo de campo ........................................................................................... 40
3.1.2. Logueo Geológico .......................................................................................... 40
3.1.3. Validación de la información de bases de datos del proyecto minero ........... 42
3.1.4. Estimación de recursos ................................................................................... 43
4. PRESENTACIÓN DE DATOS ................................................................................ 46
4.1. Geología Local ................................................................................................... 46
4.2. Litoestratigrafía .................................................................................................. 47
4.2.1. Unidad ácida inferior (LAU) ............................................................................. 48
4.2.2. Unidad de sulfuro masivo (MSU) ...................................................................... 48
4.2.3. Unidad tobácea superior (UTU)......................................................................... 50
4.2.4. Rocas ígneas....................................................................................................... 51
4.3. Geología Estructural .......................................................................................... 51
4.4. Estimación de recursos ...................................................................................... 53
4.4.1. Método de perfiles ............................................................................................. 53
4.4.2. Método Geoestadístico....................................................................................... 66
5. RESULTADOS Y DISCUSIÓN ............................................................................... 84
6. CONCLUSIONES .................................................................................................... 87
x
7. RECOMENDACIONES ........................................................................................... 89
8. REFERENCIAS ........................................................................................................ 90
9. ANEXOS ................................................................................................................... 94
xi
LISTA DE TABLAS
Tabla1 Coordenadas del área de estudio ............................................................................... 5
Tabla 2 Leyes medias de Au, Ag, Cu, Pb y Zn de los perfiles geológicos de la Figura 35.
.................................................................................................................................................. 56
Tabla 3 Pesos específicos de la litología existente en el depósito El Domo. ...................... 57
Tabla 4 Áreas mineralizadas en perfiles geológicos. .......................................................... 65
Tabla 5 Medidas estadísticas de Au (g/t). ........................................................................... 68
Tabla 6 Medidas estadísticas de Ag (g/t). ........................................................................... 69
Tabla 7 Medidas estadísticas de Cu (%). ............................................................................ 70
Tabla 8 Medidas estadísticas de Pb (%). ............................................................................. 71
Tabla 9 Medidas estadísticas de Zn (%). ............................................................................ 72
Tabla 10 Parámetros de los modelos escogidos para los elementos Au, Ag, Cu, Pb y Zn,
zona Oeste. ............................................................................................................................... 75
Tabla 11 Parámetros de los modelos escogidos para los elementos Au, Ag, Cu, Pb y Zn,
zona Este. ................................................................................................................................. 76
Tabla 12 Volumen del cuerpo mineralizado VMS El Domo. ............................................. 78
Tabla 13 Cálculo del recurso mineral mediante el método de perfiles. .............................. 80
Tabla 14 Contenido de metales de interés económico. ....................................................... 81
Tabla 15 Cálculo del recurso mineral mediante el método Geoestadístico. ....................... 81
Tabla 16 Contenido de metales de interés económico. ....................................................... 82
xii
LISTA DE FIGURAS
Figura 1. Mapa de ubicación de la Concesión Minera Las Naves. ....................................... 6
Figura 2. Mapa de accesibilidad a la Concesión Minera Las Naves. .................................... 7
Figura 3. Flora existente en las cercanías de la Concesión Minera Las Naves. .................... 8
Figura 4. Microcuencas presentes en la concesión minera Las Naves.................................. 9
Figura 5. Configuración tectónica del Ecuador que muestra las principales fallas,
movimientos relativos de las placas, Bloque Norte Andino, Ridge de Carnegie; GG=Golfo de
Guayaquil; DGM = Mega cizalla Dolores-Guayaquil (Gutscher et al., 1999). ....................... 11
Figura 6. Configuración geológica del Ecuador. La Figura se modifica desde Lonsdale
(1978) y Spikings et al. (2001) en (Vallejo, C., 2009)............................................................. 13
Figura 7. Mapa geológico de la Cordillera Occidental de 1º S a 3º S (Vallejo, C., 2007). . 14
Figura 8. Columnas estratigráficas: occidental (izquierda) y oriental (derecha), de las
formaciones volcánicas y sedimentarias de la Cordillera Occidental. Una inconformidad del
Maastrichtiano tardío separa el basamento alóctono oceánico del arco volcánico postcolisional
y las rocas sedimentarias (Vallejo, C. et al., 2009). ................................................................. 15
Figura 9. Depósitos importantes de VMS en los Andes Centro-Norte (Franklin, J., 2009).
.................................................................................................................................................. 16
Figura 10. Edades reportadas para la Unidad Macuchi (Vallejo, C., 2007)........................ 18
Figura 11. Configuraciones tectónicas extensionales para la formación de depósitos VMS:
expansión del fondo oceánico y ambientes de arco (Galley, Hannington, & Jonasson, 2007).
.................................................................................................................................................. 19
Figura 12. Sección representativa de un depósito de sulfuro masivo de tipo Kuroko.
(Modificado de Franklin et al., 1981) (https://pubs.usgs.gov/bul/b1693/html/bull0bfp.htm). 22
Figura 13. Relación de recursos y reservas minerales (Niall Weatherstone, Chairman,
Committee for Mineral Reserves International Reporting Standards (CRIRSCO), 2008). ..... 23
xiii
Figura 14. Categorías de los métodos de cubicación (Modificado de Orche, E. 1999) ...... 26
Figura 15. Métodos convencionales de estimación de recursos minerales: a) isópacas, b)
polígonos, c) triángulos, d) secciones, e) malla aleatoria. (Moon,2006), (Castilla, J. & Herrera,
J., 2012). ................................................................................................................................... 26
Figura 16. Perfiles de cubicación (Orche, E. 1999). ........................................................... 27
Figura 17. Representación gráfica de modelos Esférico, Exponencial y Gaussiano (Giraldo
R., s/f)....................................................................................................................................... 32
Figura 18. Representación gráfica de un variograma básico (Ruiz, Yhonny, 2015). ......... 33
Figura 19. Sondeos exploratorios del proyecto minero El Domo. ...................................... 36
Figura 20. Sondeos exploratorios del proyecto minero El Domo. Vista en 3 dimensiones.
.................................................................................................................................................. 36
Figura 21. Formato CURIMINING S.A. de muestras de testigos de perforación, se resalta
en colores las muestras estándar y blancas (QA/QC), (Protocolos de trabajo Proyecto
Curipamba, 2013). ................................................................................................................... 37
Figura 22. Control estadístico para estimar la precisión analítica del laboratorio de
Inspectorate; estándar CU-152 (media=1.62 g/t, desviación estándar SD= 0.069 g/t) para oro,
el diagrama presenta dos límites estadísticos de ± 2SD (límite de advertencia) y ± 3SD (límite
de falla) Ninguna muestra excede el límite de falla por lo que el estándar es aceptable (Calvo,
G., & Johnston, A., 2015). ....................................................................................................... 38
Figura 23. Flujograma de trabajo del presente estudio. ...................................................... 39
Figura 24. Observación directa de testigos obtenidos, en la plataforma de perforación..... 40
Figura 25. Procedimiento de logueo (Gran Nacional Minera MARISCAL SUCRE, 2013).
.................................................................................................................................................. 41
Figura 26. Logueo geológico de testigos de perforación. ................................................... 42
xiv
Figura 27. Validación de la información digital de las campañas de perforación de
CURIMINING S.A. en el software libre RecMin, se observa que no existen errores. ........... 43
Figura 28. Flujograma del cálculo del recurso mineral mediante aplicación del método de
perfiles...................................................................................................................................... 44
Figura 29. Flujograma del cálculo del recurso mineral mediante aplicación del método
Geoestadístico utilizando software especializado. ................................................................... 45
Figura 30. Mapa geológico del proyecto minero El Domo a escala 1: 2500 (Pratt, W. 2008).
.................................................................................................................................................. 46
Figura 31. Columna estratigráfica del proyecto minero El Domo (Pratt, W. 2008). .......... 47
Figura 32. Ejemplos de mineralización de sulfuros masivos (Pratt, W. 2008). .................. 50
Figura 33. Diagrama estereográfico de Las Naves, (Pratt, W., 2008) ................................ 52
Figura 34. Configuración estructural del depósito El Domo. ............................................. 52
Figura 35. Perfiles W-E que intersecan la mineralización. (Ver Anexo A1 al A16). ......... 53
Figura 36. Leyes medias ponderadas de oro. ...................................................................... 54
Figura 37. Leyes medias ponderadas de plata. .................................................................... 54
Figura 38. Leyes medias ponderadas de cobre. ................................................................... 55
. Figura 39. Leyes medias ponderadas de plomo ................................................................ 55
Figura 40. Leyes medias ponderadas de zinc. ..................................................................... 55
Figura 41. Perfil de áreas mineralizadas A-B. .................................................................... 57
Figura 42. Perfil de áreas mineralizadas C-D. .................................................................... 58
Figura 43. Perfil de áreas mineralizadas E-F. ..................................................................... 58
Figura 44. Perfil de áreas mineralizadas G-H. .................................................................... 59
Figura 45. Perfil de áreas mineralizadas I-J. ....................................................................... 59
Figura 46. Perfil de áreas mineralizadas K-L. ..................................................................... 60
Figura 47. Perfil de áreas mineralizadas M-N..................................................................... 60
xv
Figura 48. Perfil de áreas mineralizadas O-P. ..................................................................... 61
Figura 49. Perfil de áreas mineralizadas Q-R. .................................................................... 61
Figura 50. Perfil de áreas mineralizadas S-T. ..................................................................... 62
Figura 51. Perfil de áreas mineralizadas U-V. .................................................................... 62
Figura 52. Perfil de áreas mineralizadas W-X. ................................................................... 63
Figura 53. Perfil de áreas mineralizadas Y-Z. ..................................................................... 63
Figura 54. Perfil de áreas mineralizadas A´-B´. .................................................................. 64
Figura 55. Perfil de áreas mineralizadas C´-D´. .................................................................. 64
Figura 56. Perfil de áreas mineralizadas E´-F´. ................................................................... 65
Figura 57. Visualización de los sondeos de exploración en software libre RecMin. .......... 66
Figura 58. Perfil geológico S-T, mineralización de sulfuro masivo (color fucsia) separada
por la falla El Domo, además en color azul se muestran fallas locales de dirección NW-SE
(SALAZAR RESOURCES LTD. y autor). ............................................................................. 67
Figura 59. Semivariogramas experimentales ajustados al Semivariograma Teórico, software
SGeMS. .................................................................................................................................... 74
Figura 60. Geometría del depósito VMS El Domo. ............................................................ 77
Figura 61. Modelo de bloques de plata, cuerpo mineralizado Oeste vista en 3 dimensiones.
.................................................................................................................................................. 78
Figura 62. Compósitos cada 2 metros para el oro, utilizados para la estimación de recursos
en SGeMS. ............................................................................................................................... 79
Figura 63. Leyes medias establecidas mediante el método de perfiles. .............................. 80
Figura 64. Leyes medias establecidas mediante el método Geoestadístico. ....................... 81
Figura 65. Polígono de posible explotación a cielo abierto (Modificado de Calvo, G., and
Johnston, A., 2015). ................................................................................................................. 83
xvi
LISTA DE ANEXOS
Anexo A1: Perfil geológico A-B (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor). ................... 96
Anexo A2: Perfil geológico C-D (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor). ................... 96
Anexo A3: Perfil geológico E-F (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor). .................... 97
Anexo A4: Perfil geológico G-H (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor). ................... 97
Anexo A5: Perfil geológico I-J (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor). ...................... 98
Anexo A6: Perfil geológico K-L (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor). .................... 98
Anexo A7: Perfil geológico M-N (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor). .................. 99
Anexo A8: Perfil geológico O-P (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor). .................... 99
Anexo A9: Perfil geológico Q-R (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor). ................. 100
Anexo A10: Perfil geológico S-T (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor). ................ 100
Anexo A11: Perfil geológico U-V (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor). ............... 101
Anexo A12: Perfil geológico W-X (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor). .............. 101
Anexo A13: Perfil geológico Y-Z (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor). ................ 102
Anexo A14: Perfil geológico A´-B´ (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor). ............. 102
Anexo A15: Perfil geológico C´-D´ (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor). ............. 103
Anexo A16: Perfil geológico E´-F´ (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor). .............. 103
Anexo B1: Modelo de bloques para oro, zona Oeste (izquierda) y Este (derecha). ......... 104
Anexo B2: Modelo de bloques para plata, zona Oeste (izquierda) y Este (derecha). ....... 105
Anexo B3: Modelo de bloques para cobre, zona Oeste (izquierda) y Este (derecha). ...... 106
Anexo B4: Modelo de bloques para plomo, zona Oeste (izquierda) y Este (derecha). .... 107
Anexo B5: Modelo de bloques para zinc, zona Oeste (izquierda) y Este (derecha). ........ 108
xvii
Tema: “Cálculo de los recursos minerales del sulfuro masivo volcanogénico del depósito VMS
El Domo, ubicado en la provincia de Bolívar.”
Autor: Karina Aracely Cuenca Manya
Tutor: Viterbo Adán Guzmán García
RESUMEN
El presente estudio se enfoca en el cálculo de recursos del depósito VMS El Domo
perteneciente a la Concesión Minera Las Naves, concesionada dentro del régimen de pequeña
minería, está localizado en la provincia de Bolívar y que se encuentra dentro de la Unidad
Macuchi. Este depósito es un VMS tipo Kuroko, se caracteriza por ser polimetálico y contener
una mena enriquecida en sulfuros, la mena comprende pirita, esfalerita, calcopirita y en menor
proporción galena.
El depósito El Domo comprende dos dominios estructurales: Oeste y Este, el sector Este
contiene la zona mineralizada más profunda y se encuentra debajo de las rocas de composición
andesítica, y la mineralización del sector Oeste se encuentra debajo de la Unidad Tobácea
Superior conformada por tobas finas verdes, de cristal y raramente estratos delgados de tobas
lapilli de grano fino.
El cálculo de recursos aplicando el método clásico (perfiles) se basó en el análisis de los datos
y resultados de laboratorio provenientes de muestras de testigos de las cinco campañas de
perforación del proyecto, realizando un análisis de la media ponderada de los valores de Au,
Ag, Cu, Pb y Zn con respecto a la longitud de los intervalos mineralizados, obteniendo un total
de 11´783 497.60 toneladas de mineral conteniendo leyes de 2.62 g Au/t, 55.90 g Ag/t, 2.15 %
Cu, 0.30 % Pb y 2.93 % Zn.
xviii
El cálculo de recursos aplicando el método moderno (Geoestadístico) comprendió la utilización
de cómpositos de 2 metros y aplicación de Geoestadística para la obtención de leyes promedio
correspondientes a 2.31 g Au/t, 46.42 g Ag/t, 2.64 % Cu, 0.22 % Pb y 2.10 % Zn contenidas
en 11´245 488.4 toneladas de mineral.
El error de estimación entre los dos métodos es del 4.5%, lo cual se considera un rango
aceptable.
Se estima que el material de sobrecarga a retirarse en la posible fase de explotación a cielo
abierto es de 42´622 557.05 t, donde la mayor parte corresponde al sector Oeste del depósito.
PALABRAS CLAVES: SULFURO MASIVO VOLCANOGÉNICO/ CÁLCULO DE
RECURSOS/ GEOESTADÍSTICA/ MÉTODO DE PERFILES
xix
TITLE: Calculation of the mineral resources of the massive volcanogenic sulfide from the El
Domo deposit VMS, located in the province of Bolivar.
Autor: Karina Aracely Cuenca Manya
Tutor: Viterbo Adán Guzmán García
ABSTRACT
The present study focuses on the calculation of resources of the VMS El Domo deposit
belonging to the Las Naves Mining Concession, concessioned within the regime of small
mining, located in the province of Bolívar and located within the Macuchi Unit. A Kuroko
VMS type deposit, it is characterized for being polymetallic and containing an ore enriched in
sulfides, the ore comprises pyrite, sphalerite, chalcopyrite and in a smaller proportion galena.
El Domo deposit comprises two structural domains: West and East, the East contains the
deepest mineralized zone and located underneath the andesitic composition rocks, and the
Western mineralization sector located under the Upper Tuffaceous Unit formed by fine green
cristal tuffs, and rarely thin strata of fine grain lapilli tuffs.
The resources calculation applying the classical method (profiles) was based on the data
analysis and laboratory results from samples core of the five drilling campaigns in the project,
performing a weighted average analysis of Au, Ag, Cu , Pb and Zn values with respect to the
mineralized intervals length, obtaining a total of 11´783 497.60 tons of mineral ore with values
grading of 2.62 g Au/t, 55.90 g Ag/t, 2.15% Cu, 0.30 % Pb and 2.93 % Zn.
xx
The resources calculation applying the modern method (Geostatistics) comprised the use of
2-meter composites and applying the Geostatistics to obtaining average grades corresponding
to 2.31 g Au/t, 46.42 g Ag/t, 2.64 % Cu, 0.22 % Pb and 2.10% Zn, contained in 11´245 488.4
tons of mineral ore.
The estimation error between the two methods is 4.5%, which is considered an acceptable
range.
It is estimated that the overburden material to be removed in the possible open-pit exploitation
phase is 42´622 557.05 t, where the greater part corresponds to the western sector of the deposit.
KEYWORDS: VOLCANOGENIC MASSIVE SULPHIDE/ CALCULATION OF
RESOURCES / GEOSTATISTICS / PROFILE METHOD.
I CERTIFY that the above and foregoing is a true and correct translation of the original
document in Spanish.
_____________________
Adán Viterbo Guzmán García
Certified Translator
ID: 1800727115
1
1. INTRODUCCIÓN
1.1. Estudios Previos
En el mapa geológico de la Cordillera Occidental del Ecuador entre 1° y 2° S, escala
1:200.000, realizado por geólogos del British Geological Survey (BGS) y la Corporación de
Desarrollo e Investigación Geológico-Minero-Metalúrgica (CODIGEM) (1997), se define
rasgos geológico-estructurales de la Unidad Macuchi, unidad donde se localiza la Concesión
minera Las Naves y que comprende una secuencia volcanoclástica (aproximadamente un 80%),
con niveles intercalados, posiblemente lavas o sills subvolcánicas. Se establece que la mayoría
de las facies de esta Unidad son productos de actividad volcánica efusiva submarina, tanto
eruptivos como material retrabajado depositado por flujos.
En el volumen N° 03 de Evaluación de Distritos Mineros del Ecuador elaborado por el
Proyecto de Desarrollo Minero y Control Ambiental (PRODEMINCA) (2000), se menciona la
existencia de depósitos de sulfuros masivos volcanogénicos (VMS) en el Ecuador, en las
Cordilleras Real (distritos Alao – Paute) y Occidental (distrito La Plata), los mismos que se
encuentran en los terrenos geotectónicos Macuchi y Alao, correspondientes a arcos de islas
oceánicos de edades Paleoceno-Eoceno y Jurásico-Cretácico respectivamente. Los depósitos
VMS presentan un gran interés económico debido a las dimensiones y al contenido
polimetálico que pueden presentar.
Eckstrand et al., 1995 (como se citó en Galley et al., 2007) afirma que los depósitos VMS
se forman en el fondo marino o en su cercanía a través de la descarga de fluidos hidrotermales
calientes enriquecidos en metales, por lo que constituyen depósitos exhalativos.
Galley, Hannington y Jonasson (2007) afirman que los depósitos VMS son fuentes
primordiales de Zn, Cu, Pb, Ag y Au, así como fuentes significativas de Co, Sn, Se, Mn, Cd,
In, Bi, Te, Ga y Ge.
2
El proyecto minero El Domo se localiza en las estribaciones de la Cordillera Occidental del
Ecuador, donde existe la ocurrencia en rocas volcánicas de arco de isla pertenecientes a la
Unidad Macuchi, de edad Paleoceno-Eoceno, Pratt (2008).
En el mapa geológico del proyecto Las Naves a escala 1:2500 realizado por Pratt, W. T. y
Bolsover, M. (2008) se define la litoestratigrafía, conformada por rocas correspondientes a la
Unidad Macuchi, cuerpos intrusivos y de brecha, así como rasgos estructurales que delimitan
al depósito El Domo.
Pratt (2008) interpretó la unidad de sulfuro masivo del proyecto como un depósito VMS,
donde los sulfuros se depositaron durante un evento tectónico marcado por fallas activas y
formación de graben, que comenzó con la erupción de un complejo de domo de flujo ácido
(Unidad Ácida Inferior).
Chiaradia et al, 2008 como se citó en Pratt, (2008) afirmó que las rocas de la Unidad
Macuchi albergan varias ocurrencias de depósitos VMS inusualmente ricos en oro, incluyendo
La Plata (0,84 Mt @ 4,8 g Au/t, 54 g Ag/t, 4,1 % Cu, 4,2 % Zn) y 7.6 g Au/t en Macuchi.
Vallejo, C. (2013) establece que El Domo es un depósito VMS de Zn, Cu, Ag y Au, donde
la mena del cuerpo de sulfuro masivo presenta: pirita, esfalerita, calcopirita y en menor
proporción galena y los minerales de ganga son clorita, barita, cuarzo y anhidrita.
Calvo, G., and Johnston, A. (2015) en el reporte NI 43-101 realizado por Buenaventura
Ingenieros S.A. (BISA), refieren que los recursos minerales indicados del proyecto El Domo
han sido estimados en 6.080 millones de toneladas, con un promedio de 2.33 % Cu, 3.06 % Zn,
0.28 % Pb, 2.99 g Au/t y 55.81 g Ag/t, con 312.95 millones de libras de Cu, 409.56 millones
de libras de Zn, 37.76 millones de libras de Pb, 584.457 onzas de Au y 10.91 millones de onzas
de Ag.
3
1.2. Justificación
La mineralización del depósito VMS de El Domo, localizado en las estribaciones de la
Cordillera Occidental, aproximadamente a 320 km al Suroeste de Quito, amplía
significativamente el potencial prospectivo de la Cordillera Occidental para este tipo de
depósitos, Pratt (2008).
El cálculo de un recurso mineral es fundamental en el desarrollo de proyectos mineros,
debido a que ayuda a cuantificar con un mínimo error posible, la mineralización existente en
un depósito.
El presente estudio tiene por objeto el cálculo de los recursos minerales mediante valores de
ley media ponderada de Au, Ag, Cu, Pb y Zn para conocer el valor de los recursos de este
depósito, que según afirma Pratt (2008) tiene ocurrencia de mineralización de sulfuros de cobre
y zinc, que son inusualmente ricos en oro.
El contenido polimetálico que presentan los depósitos VMS, los convierte en potencial
económico dentro de un mercado con precios fluctuantes de los diferentes metales, por lo que
es importante conocer de la manera más acertada posible el recurso presente en el depósito. Se
debe enfatizar el cálculo del recurso mineral, considerando las evidencias de que los sulfuros
masivos se acumulan dentro de las depresiones en el fondo marino y pueden estar ausentes
localmente, es decir que la mineralización podría estar formada por lentes u horizontes en lugar
de una secuencia continua, estas evidencias incidirán notoriamente en el cálculo, por lo que es
necesaria una reinterpretación y actualización del recurso mineral ya que en agosto del 2017 se
culminó la quinta fase de perforaciones, la misma que ha permitido obtener un mayor potencial
de los lentes y horizontes de sulfuro masivo.
4
1.3. Objetivos
1.3.1. Objetivo General
Calcular los recursos minerales del sulfuro masivo volcanogénico del depósito El Domo, a
través de métodos clásicos y modernos, en la provincia de Bolívar, en el período diciembre del
2017 a mayo del 2018.
1.3.2. Objetivos Específicos
i. Analizar la información de 193 sondeos que atravesaron la mineralización y que se han
efectuado en el proyecto minero El Domo, para obtener valores de áreas, intervalos
mineralizados, volúmenes, pesos específicos, tonelaje y leyes medias ponderadas.
ii. Determinar la geometría del horizonte mineralizado mediante la elaboración de 16
perfiles geológicos W-E.
iii. Realizar un modelo de bloques para los elementos Au, Ag, Cu, Pb y Zn, a través de la
aplicación de Geoestadística.
iv. Efectuar el cálculo de recursos a través del método clásico de perfiles y método
moderno de Geoestadística.
v. Calcular el volumen de sobrecarga del depósito para una futura aplicación del método
de explotación.
1.4. Alcance
En el presente estudio se realizará el cálculo de los recursos minerales del depósito El Domo,
a través del análisis de información de los 193 sondeos que cortaron la mineralización y que
han sido obtenidos en las cinco campañas de perforación existentes.
Con el fin de obtener la interpretación geológica del horizonte mineralizado (modelo
geológico), se realizarán 16 secciones geológicas W-E, posteriormente para aplicar el método
clásico (Método de perfiles) se calcularán las áreas, intervalos mineralizados, volúmenes, pesos
específicos, tonelaje y leyes medias ponderadas de Au, Ag, Cu, Pb y Zn de los sondeos que
5
cortaron la mineralización en cada sección geológica. Para la aplicación del método moderno
(Geoestadística) se utilizarán software libres (RecMin y SGeMS) especializados en sondeos,
modelamiento y estimación de recursos y a través del método Kriging Ordinario, se obtendrá
las leyes y recursos para los metales de interés económico; además con la información
litológica de los sondeos, se determinará el volumen de sobrecarga que será removido en una
posible futura primera fase de explotación a cielo abierto.
1.5. Zona de estudio
1.5.1. Ubicación
El área de estudio se localiza en las estribaciones de la Cordillera Occidental del Ecuador,
en la provincia de Bolívar, cantón Las Naves y parroquia del mismo nombre. Pertenece a la
concesión minera Las Naves (Figura 1), adjudicada a la empresa privada CURIMINING S.A
y actualmente perteneciente al régimen de pequeña minería.
La concesión minera Las Naves se encuentra dentro de los límites de las hojas topográficas
Moraspungo y Quinsaloma, escala 1:50000, el polígono del área minera está georreferenciado
en el sistema PSAD 56, zona geográfica 17 Sur y comprende un total de 1458 hectáreas mineras
localizadas en las siguientes coordenadas (UTM) (Tabla 1):
Tabla1 Coordenadas del área de estudio
Punto Coordenada Este Coordenada Norte
P1 694000 9857000
P2 697000 9857000
P3 697000 9856300
P4 696800 9856300
P5 696800 9856200
P6 697000 9856200
6
P7 697000 9854000
P8 696600 9854000
P9 696600 9853000
P10 693000 9853000
P11 693000 9856000
P12 694000 9856000
Figura 1. Mapa de ubicación de la Concesión Minera Las Naves.
1.5.2. Acceso
El acceso principal a la concesión minera Las Naves (Figura 2) es a través de vías de primer
orden por la carretera costera que conecta las ciudades de Quito y Guayaquil, se toma la vía
asfaltada Guayaquil-Quevedo hasta la cabecera parroquial de Zapotal y a partir de aquí hacia
el Este, en aproximadamente 14 km se llega al poblado Las Naves. Luego mediante vías de
7
segundo orden se llega hasta la comunidad Naves Chico, en donde existen caminos de verano
y senderos accesibles a pie, que permiten ingresar a las diferentes áreas de trabajos de
exploración del proyecto El Domo.
También a lo largo de la carretera Quito-Guayaquil, en el cantón Ventanas se puede llegar
a la bodega de testigos del proyecto localizada en la vía principal.
Figura 2. Mapa de accesibilidad a la Concesión Minera Las Naves.
1.5.3. Clima
El área de estudio presenta un clima tropical megatérmico semihúmedo, con promedios de
temperatura que varían entre 24 °C – 26 °C en el sector de Las Naves. (Plan de Desarrollo y
Ordenamiento Territorial-Bolívar, 2015).
8
El clima se caracteriza por presentar una estación húmeda en los meses de diciembre a mayo
con rangos de precipitación media anual entre 2.200 y 2.500 mm, y la estación seca es de junio
a noviembre (Calvo, G., and Johnston, A., 2015).
1.5.4. Flora y fauna
En el área predominan exuberantes bosques nativos con hierba gruesa, vegetación arbustiva,
pastizales (Figura 3). Además, existen cultivos que incluyen plátano, café, cacao y naranjas
(Calvo, G., and Johnston, A., 2015).
Existen áreas despejadas utilizadas específicamente para la crianza de ganado bovino.
Figura 3. Flora existente en las cercanías de la Concesión Minera Las Naves.
1.5.5. Hidrografía
La concesión minera Las Naves está localizada en la cuenca del Río Guayas, conformada
por los afluentes de agua de la provincia que recorren de Este a Oeste, hasta desembocar en la
subcuenca del río Babahoyo, con el principal drenaje del mismo nombre que finalmente
desemboca en el Océano Pacífico. El sistema hidrográfico (Figura 4) que atraviesa la concesión
9
minera está comprendido por las microcuencas: Río Naves Grande, Río Naves Chico y Río
Oncebí (Suquibí y Runayacu), (Calvo, G., and Johnston, A., 2015).
Figura 4. Microcuencas presentes en la concesión minera Las Naves.
1.5.6. Aspectos morfológicos
La concesión minera Las Naves se encuentra en los flancos exteriores de la Cordillera
Occidental de los Andes, el área se caracteriza por presentar un relieve accidentado y
montañoso con llanuras de inundación, hondonadas y valles en el sector occidental y
pendientes moderadas a escarpadas que definen morfológicamente colinas, lomas alargadas y
redondeadas (Domo) en el sector oriental. Las elevaciones varían desde 100 msnm hasta 1.400
msnm.
10
1.5.7. Situación socio económica de la región
El cantón Las Naves tiene dos parroquias urbanas: Las Mercedes y Las Naves, según el
censo de población y vivienda realizado por el INEC en el 2010, representa el 3.8% del
territorio de la provincia de Bolívar y cuenta con una población de 6100 habitantes, donde el
48.5% son mujeres y el 51.5% son hombres. Está conformada por un 24.4% de pobladores en
la zona urbana y un 75.6% en la zona rural (INEC, 2010).
La población económicamente activa (PEA) se dedica en un 73.7% a la realización de
actividades agrícolas, ganaderas, silvicultura y pesca. Sólo un 1.9% se dedica a la explotación
de canteras y minas (INEC, 2010).
11
2. MARCO TEÓRICO
2.1. Contexto Geológico
2.1.1. Marco Geodinámico
El margen Andino Norte es una región de intensa deformación de la corteza, en particular
donde el Ridge Carnegie está subduciéndose debajo de Ecuador (Figura 5). A lo largo de este
margen, la placa Nazca está subduciéndose hacia el Este por debajo de América del Sur a una
velocidad de 5-7 cm/a (Figura 5). Simultáneamente, el bloque Norte Andino está siendo
desplazado hacia el Noreste a una velocidad de 1 cm/a lo largo de la Mega cizalla Dolores-
Guayaquil. Por lo tanto, el Ridge Carnegie orientado ENE está barriendo hacia el Sur a lo largo
del margen de Ecuador, (Gutscher, J., Malavieille, S., Lallemand, J., Collot, 1999).
Figura 5. Configuración tectónica del Ecuador que muestra las principales fallas, movimientos relativos de las placas,
Bloque Norte Andino, Ridge de Carnegie; GG=Golfo de Guayaquil; DGM = Mega cizalla Dolores-Guayaquil (Gutscher et
al., 1999).
Concesión
Las Naves
12
Al Norte de la zona de fractura de Grijalva (Figura 6), la corteza oceánica joven (< 25 Ma)
producida en el centro de extensión Cocos-Nazca se subduce en un ángulo de 25-35° (Lonsdale,
1978; Lonsdale y Klitgord, 1978), mientras que la corteza oceánica más antigua (> 25 Ma) se
subduce al Sur del escarpe (Lavenu et al., 1992) (Vallejo, C. 2007).
Vallejo, C., Winkler, W., Spikings, R.A., Luzieux, L., Heller, F., and Bussy, F. (2009),
establecen que el Ecuador está dividido en cinco regiones morfotectónicas (Figura 6):
(1) Planicies costeras, donde el basamento de corteza oceánica (Feininger y Bristow, 1980;
Jaillard et al., 1995; Reynaud et al., 1999) es cubierto por depósitos forearc Paleógeno a
Neógeno, (2) Cordillera Occidental, conformada por rocas intrusivas y extrusivas máficas a
intermedias, tectónicamente yuxtapuestas principalmente con depósitos turbidíticos de edad
Cretácico Tardío a Oligoceno, (3) Depresión Interandina, localizada al Este de la Cordillera
Occidental y que alberga gruesos depósitos volcánicos del Plioceno al Pleistoceno (Winkler et
al., 2005), (4) Cordillera Real, compuesta por rocas metamórficas Paleozoicas y granitoides
Mesozoicos (Aspden y Litherland, 1992; Litherland et al., 1994; Pratt et al., 2005), (5) Cuenca
Oriente, incluida la zona subandina, es una cuenca foreland Holoceno - Cretácico Tardío que
se desarrolló en la placa de Sudamérica en respuesta al crecimiento de la Cordillera Real
(Martin-Gombojav y Winkler, 2008).
13
Figura 6. Configuración geológica del Ecuador. La Figura se modifica desde Lonsdale (1978) y Spikings et al. (2001) en
(Vallejo, C., 2009).
2.2. Geología estructural regional
Vallejo, C. (2007) describe que el área de estudio se encuentra entre 1° y 2° Sur en la
Cordillera Occidental de Ecuador y está conformada por bloques oceánicos alóctonos que se
han acrecionado contra el margen de la Placa Sudamericana durante el Cretácico Tardío
(Goosens y Rose, 1973, Feininger, 1980; Jaillard et al., 1995).
El desplazamiento de fallas transcurrentes a lo largo de tendencias aproximadamente N-S
ha dado lugar a un conjunto complicado de unidades tectono-estratigráficas (Figura 7), que
yuxtapone sucesiones volcanosedimentarias de litologías similares, pero de diferentes edades.
Concesión Las Naves
14
El límite oriental del área de estudio está definido por una falla a escala regional
parcialmente oculta (falla Calacalí-Pujilí-Pallatanga) que separa las secuencias estratigráficas
del Cretácico y el Terciario de la Cordillera Occidental de las gruesas rocas volcánicas
cuaternarias de la Depresión Interandina.
El límite occidental de la Cordillera Occidental es una ruptura topográfica aguda que marca
su límite con una llanura costera plana.
Figura 7. Mapa geológico de la Cordillera Occidental de 1º S a 3º S (Vallejo, C., 2007).
Concesión
Las Naves
15
2.3. Litoestratigrafía
La geología del área de estudio se caracteriza por la ocurrencia de una secuencia
volcanosedimentaria, con lavas de almohadilla y cuerpos intrusivos relacionados, derivados de
un arco de isla oceánico, de composición basáltica a andesítica correspondiente a la Unidad
Macuchi (Figura 8) (Hughes & Pilatasig, 2002).
Faucher y Savoyat, 1973; Bristow y Hoffstetter, 1977; Henderson, 1979, 1981; Kennerly,
1980 (como se citó en Vallejo, C., 2007), aplicaron el término Unidad Macuchi en rocas
máficas y ultramáficas en la Cordillera Occidental del Cretácico Tardío a Terciario. Sin
embargo, datos radiométricos y geoquímicos más recientes (Egüez, 1986; Hughes y Bermúdez,
1997; Kerr et al., 2002a; Vallejo, 2007) sugieren que la Unidad Macuchi se depositó durante
el Paleoceno al Eoceno, como una secuencia volcánica submarina calcoalcalina y tolehítica.
Figura 8. Columnas estratigráficas: occidental (izquierda) y oriental (derecha), de las formaciones volcánicas y
sedimentarias de la Cordillera Occidental. Una inconformidad del Maastrichtiano tardío separa el basamento alóctono
oceánico del arco volcánico postcolisional y las rocas sedimentarias (Vallejo, C. et al., 2009).
16
2.3.1. Unidad Macuchi
Excluyendo las secuencias de cobertura posteriores a la acreción, el Terreno Macuchi
comprende solo una unidad litoestratigráfica, la Unidad homónima Macuchi. Se ubica entre
2°30´S y la línea ecuatorial, a lo largo del borde occidental de la Cordillera Occidental y su
límite oriental con el Bloque Pallatanga coincide con la falla regional N-S Chimbo-Toachi
(Hughes y Bermúdez, 1997; Hughes y Pilatasig, 2002). Contiene al menos dos depósitos de
sulfuros masivos volcanogénicos de importancia económica (Macuchi y La Plata), además del
depósito VMS de este estudio, que es el principal de los tres depósitos de sulfuros masivos
importantes en el arco volcánico del Ecuador del Eoceno (Figura 9).
Figura 9. Depósitos importantes de VMS en los Andes Centro-Norte (Franklin, J., 2009).
17
2.3.2. Composición magmática y ambiente deposicional.
Henderson, W. (1979), establece que la depositación se realizó principalmente en un
ambiente marino, comprobado por la buena estratificación que presentan las tobas turbidíticas,
fósiles marinos y lavas de almohadilla; sin embargo, algunas partes del arco deben haberse
construido sobre el nivel del mar.
Hughes, R. & Pilatasig, L. (2002) establecen la variación en composición de basáltica a
andesítica de la Unidad Macuchi, representando los restos de un arco de islas oceánico.
Vallejo, C. (2007) define a la Unidad como un arco volcánico de composición tolehítica y
calcoalcalina que se formó en la corteza oceánica.
2.3.3. Litología
Vallejo, C. (2007), describe que la Unidad Macuchi está conformada por lavas basálticas de
almohada, tobas líticas de composición basáltica y andesítica, brechas basálticas, intrusiones
andesíticas de alto nivel, material volcánico retrabajado en lechos turbidíticos y cherts.
Los lechos volcanoclásticos son la litología más común (~ 80% de la secuencia), las brechas
volcánicas son polimícticas, las andesitas tienen textura porfirítica.
El sideromelano está presente en la sucesión volcanoclástica de la Unidad Macuchi, según
Fisher y Schmincke (1984), el sideromelano se forma durante las erupciones submarinas de
magma basáltico, cuando se enfría en agua de mar y normalmente es abundante en rocas
sedimentarias volcanoclásticas que se forman durante la etapa de formación de escudos
submarinos de los volcanes de las islas oceánicas.
La paragénesis mineralógica de epidota, zeolita y prehnita-pumpellyita son indicadores de
un metamorfismo de bajo grado.
Kerr et al. (2002a) estimaron que el espesor de la Unidad Macuchi es de 2 a 2,5 km.
18
2.3.4. Edad
La edad de la Unidad de Macuchi es escasamente limitada, pero probablemente varía desde
el Paleoceno hasta el Eoceno Tardío, como se indica a partir de las edades radiométricas y
bioestratigráficas (Egüez, 1986; Hughes y Pilatasig, 2002; Spikings et al., 2005) en Vallejo, C.
et al., (2009).
Edades de 40Ar/39Ar (plagioclasa y matriz) (Figura 10) respaldan que la Unidad Macuchi
entró en erupción durante el Eoceno Temprano y Tardío (Vallejo, C. 2007).
Figura 10. Edades reportadas para la Unidad Macuchi (Vallejo, C., 2007).
2.4. Yacimientos de sulfuros masivos volcanogénicos
Los VMS también se conocen como depósitos de sulfuros masivos: volcánicos asociados,
volcánicos hospedados y volcanosedimentarios hospedados. Constituyen fuentes principales
de Zn, Cu, Pb, Ag y Au. Las rocas que los albergan pueden ser volcánicas o sedimentarias, por
lo que se consideran depósitos "exhalativos" (Galley et al., 2007).
Los VMS suelen presentarse como lentes de sulfuro masivo polimetálico que se forman en
o cerca del fondo marino en ambientes volcánicos submarinos, a partir de la descarga
concentrada de fluidos enriquecidos con metales asociados con la convección hidrotermal del
fondo marino (Galley et al., 2007).
Vallejo,
2007
19
Ohmoto, H. (1996), establece que todos los depósitos VMS pueden formarse en ambientes
tectónicos extensionales, centros de expansión del fondo oceánico, centros de expansión de
back Arc y rifts intracontinentales, (Figura 11).
Figura 11. Configuraciones tectónicas extensionales para la formación de depósitos VMS: expansión del fondo oceánico y
ambientes de arco (Galley, Hannington, & Jonasson, 2007).
20
Ohmoto, H. (1996), propone que los procesos fundamentales para la formación de depósitos
VMS incluyen los siguientes procesos:
(1) La intrusión de una fuente de calor (típicamente un plutón de ~103 km de tamaño) en
una corteza oceánica o una corteza continental submarina provoca una circulación convectiva
profunda de agua de mar alrededor del plutón. El radio de una celda de circulación es
típicamente ~5 km. La temperatura de los fluidos que se descargan en el piso marino aumenta
con el tiempo desde la temperatura ambiente hasta un máximo típico de ~350 °C, y luego
disminuye gradualmente a la temperatura ambiente en una escala de tiempo de ~100 a ~10000
años. La mayoría de la mineralización de sulfuro y sulfato ocurre durante la etapa de encerado
(waxing stage) de la actividad hidrotermal.
(2) Las reacciones entre rocas de baja temperatura (T <150 °C) con agua de mar que se filtra
hacia abajo provocan la precipitación del 𝑆𝑂42−de agua de mar como yeso diseminado y
anhidrita en las rocas.
(3) Las reacciones del agua de mar "modificada" con rocas de mayor temperatura en las
profundidades durante la etapa de encerado causan la transformación del "agua de mar" en
fluidos formadores de minerales ricos en metales y H2S. Los metales y sulfuro de azufre se
lixivian de las rocas; el yeso y la anhidrita previamente formados son reducidos por los
minerales que contienen 𝐹𝑒2+ y la materia orgánica, proporcionando H2S adicional. La masa
de rocas de alta temperatura que proporcionan los metales y el azufre reducido es típicamente
~ 1011 toneladas (~40 km3 en volumen). Las funciones de los fluidos magmáticos o los gases
son menores en la mayoría de los sistemas de sulfuros masivos, a excepción del SO2 para
producir alteraciones de tipo ácido en algunos sistemas.
(4) Las reacciones entre los fluidos formadores de mineral y las rocas más frías en la zona
de descarga causan la alteración de las rocas y la precipitación de algunos minerales de mena
en los stockwork de minerales.
21
(5) La mezcla de los fluidos formadores de mineral con agua de mar local dentro de los
sedimentos no consolidados y/o en el piso marino provoca la precipitación de "minerales
primitivos" con la mineralogía de mena negra (esfalerita + galena + pirita + barita + anhidrita).
(6) Las reacciones entre los "minerales primitivos" con fluidos hidrotermales posteriores y
más calientes causan la transformación de "minerales primitivos" en "minerales maduros" que
están enriquecidos en calcopirita y pirita.
2.4.1. VMS Tipo Kuroko
El depósito El Domo es definido por Pratt (2008) como un yacimiento de Sulfuro Masivo
Volcanogénico de tipo Kuroko.
En Montano, J., Torres, J., Lavandero, R., Moreira, J. (2003), Hõy (1995) establece que los
depósitos tipo Kuroko (Figura 12) se formaron en ambientes extensionales asociados con el
volcanismo de arco, en cuencas marinas someras con volcanismo explosivo con formación de
calderas en sectores de tras-arco, dentro de secuencias bimodales dominadas por rocas
volcánicas félsicas, en una secuencia de arco de tipo bimodal calcoalcalina. Ellos están
generalmente asociados a fallas o fracturas prominentes.
La distribución de metales es comúnmente en uno o más lentes de sulfuros masivos,
representados por esfalerita, galena y calcopirita. Pueden presentar zonación con una base rica
en Cu y la parte superior rica en Pb-Zn. Son depósitos enriquecidos en Zn, Pb, Cu (Piercey, S.
Peter, J. Goodfellow, W., 2010).
La mineralogía de mena está representada por dos zonas: una masiva superior que incluye
pirita, esfalerita, galena, calcopirita, pirrotina, tetraedrita-tennantita, bornita y arsenopirita y, la
otra masiva inferior que incluye pirita, calcopirita, esfalerita, pirrotina y magnetita.
22
Los minerales de mena incluyen barita, chert, yeso y carbonatos cerca del tope de los lentes;
y carbonatos, cuarzo, clorita y sericita como minerales de ganga cerca de su base.
Figura 12. Sección representativa de un depósito de sulfuro masivo de tipo Kuroko. (Modificado de Franklin et al., 1981)
(https://pubs.usgs.gov/bul/b1693/html/bull0bfp.htm).
23
2.5. Recursos minerales
Como se define en los estándares del Instituto Canadiense de Minería, Metalurgia y Petróleo
(CIM) y se hace referencia en el Instrumento Nacional NI 43-101 (2011), un recurso mineral
es una concentración u ocurrencia de un material natural sólido inorgánico u orgánico
fosilizado de interés económico que se encuentra en o bajo la corteza terrestre, de tal forma que
el tonelaje, calidad o ley tengan perspectivas razonables para una eventual extracción
económica. El término Recurso Mineral cubre mineralizaciones y materiales naturales de
interés económico intrínseco los cuales han sido identificados y estimados a través de
actividades de exploración, reconocimiento y muestreo. Los Recursos Minerales (Figura 13)
se clasifican de acuerdo con el incremento de la confianza geológica del depósito (grado de
reconocimiento) en: Inferidos, Indicados y Medidos.
Figura 13. Relación de recursos y reservas minerales (Niall Weatherstone, Chairman, Committee for Mineral Reserves
International Reporting Standards (CRIRSCO), 2008).
24
Las definiciones de recurso mineral inferido, indicado y medido han sido tomadas del
Registro Oficial N.º 714 del Reglamento de calificación de Recursos y Reservas Mineras del
Ecuador, capítulo IV. Expedido el 17 de marzo de 2016, estas definiciones provienen de los
estándares del Instituto Canadiense de Minería, Metalurgia y Petróleo (CIM) y se hacen
referencia en el Instrumento Nacional NI 43-101 (2011):
2.5.1. Recurso mineral inferido
Es aquella porción del Recurso Mineral para el cual el tonelaje y ley se estiman basándose
en una limitada evidencia geológica y de muestreo. La evidencia geológica es suficiente para
dar a entender la existencia de una mineralización, pero no garantiza la continuidad geológica
y de los contenidos (Leyes) de la misma.
Un Recurso Mineral Inferido tiene un menor nivel de confianza que el aplicado a un Recurso
Indicado y no se debe convertir en Reserva Minera. Existe una razonable expectativa de que la
mayoría de Recursos Minerales Inferidos con la continuación de trabajos de exploración,
podrían ser actualizados (Re-categorizados) a Recursos Minerales Indicados.
2.5.2. Recurso mineral indicado
Es aquella porción del Recurso Minero para el cual el tonelaje, ley o calidad, densidad,
forma y características físicas son estimadas o interpretadas con suficiente certeza, que
permiten aplicar los "factores modificatorios" lo suficientemente detallados para apoyar la
planificación minera y la evaluación de la viabilidad económica del depósito.
La evidencia geológica proviene de la exploración adecuadamente detallada y fidedigna, el
muestreo y pruebas son suficientes para asumir la continuidad geológica y de leyes entre los
puntos de observación.
Un Recurso Mineral Indicado tiene un menor nivel de confianza que el aplicado a un
Recurso Mineral Medido y sólo se puede convertir en una Reserva Mineral Probable.
25
2.5.3. Recurso mineral medido
Es aquella porción del Recurso Minero para el cual el tonelaje, ley o calidad, densidad,
forma y características internas y externas son estimadas o interpretadas con suficiente certeza,
que permiten aplicar los "factores modificatorios" para respaldar la planificación minera
detallada y la evaluación final de la viabilidad económica del depósito.
La evidencia geológica proviene de la exploración detallada y fidedigna, el muestreo y
pruebas son suficientes para confirmar la continuidad geológica y de leyes entre los puntos de
observación.
Un Recurso Mineral Medido tiene un mayor nivel de confianza que el aplicado a un Recurso
Indicado o Recurso Inferido. Se puede convertir a una Reserva Minera Probada o a una Reserva
Minera Probable.
2.6. Seguro de calidad (QA) y Control de calidad (QC)
De acuerdo con el Instrumento Nacional 43-101 (2011), el seguro de calidad (QA) implica
ciertas pruebas para confirmar que los resultados del análisis tienen la precisión y exactitud
esperada dentro de los límites generalmente aceptados para el tipo de muestreo y los métodos
analíticos utilizados. Esto garantiza la fiabilidad de los datos utilizados en la estimación de
recursos.
El control de calidad (QC) comprende los procedimientos utilizados para garantizar que se
mantenga un nivel de calidad adecuado mientras se recolectan, preparan y analizan las muestras
de exploración. En general, los programas QA/QC están diseñados para prevenir o detectar
contaminación y para permitir la cuantificación de la reproducibilidad, la precisión y la
precisión analítica (Instrumento Nacional 43-101, 2011).
2.7. Estimación de recursos
Consiste en el cálculo de la cantidad de mineral contenido en un yacimiento y de la calidad
asociada. Existen varios métodos para el cálculo de recursos (Figuras 14 y 15), todos enfocados
26
en la transformación de una masa mineral en un cuerpo geométrico de forma más sencilla, pero
conservando el volumen (Orche, E., 1999).
Los métodos de cubicación pueden dividirse en dos grandes categorías:
Figura 14. Categorías de los métodos de cubicación (Modificado de Orche, E. 1999)
Figura 15. Métodos convencionales de estimación de recursos minerales: a) isópacas, b) polígonos, c) triángulos, d)
secciones, e) malla aleatoria. (Moon,2006), (Castilla, J. & Herrera, J., 2012).
27
2.7.1. Método de perfiles
Las definiciones y fórmulas han sido obtenidas de Orche, E. (1999) quien considera que el
método de perfiles es el más usado y aplicable preferentemente a depósitos que presentan
contorno irregular. Consiste en trazar perfiles verticales del yacimiento, cada par consecutivo
delimita un bloque (Figura 16 A). Los recursos del bloque se calculan a partir del promedio de
las superficies de mineral medidas en cada perfil, el cual se multiplica por la distancia de
separación entre los perfiles (Figura 16 B).
Figura 16. Perfiles de cubicación (Orche, E. 1999).
Los perfiles deben realizarse de preferencia perpendiculares a la máxima longitud del
yacimiento. A ser posible serán paralelos entre sí y estarán distanciados regularmente.
Cálculo del volumen de un bloque
𝑉𝑏 =(𝐹𝑖 + 𝐹𝑖+1) ∗ 𝐷𝑖
2 (𝐸𝑐. 1)
Donde:
𝐹𝑖 𝑦 𝐹𝑖+1= Áreas de los dos perfiles consecutivos.
𝐷𝑖 = Distancia de separación existente entre los dos perfiles.
El volumen del depósito (Ec. 1) es la suma del volumen comprendido entre los perfiles.
28
Cálculo de recursos
Los recursos totales (Ec. 2) se calculan sumando los parciales de los bloques, o
multiplicando el volumen total del depósito por un valor medio único del peso específico si
esta se toma constante para todo el depósito.
𝑅𝑒𝑐𝑢𝑟𝑠𝑜𝑠 = 𝑉𝑏𝑙𝑜𝑞𝑢𝑒[𝑚3] ∗ 𝑝𝑒𝑠𝑜 𝑒𝑠𝑝𝑒𝑐í𝑓𝑖𝑐𝑜 [
𝑇
𝑚3] (𝐸𝑐. 2)
Cálculo de la ley del perfil
Conocidos las potencias y leyes de los tramos parciales muestreados, se puede calcular a
través de los siguientes métodos:
Método Estadístico: No tiene en cuenta la ponderación por potencia ni el área de influencia
de cada sondaje en el perfil, (Media aritmética).
Ponderación simple con la potencia: La ley media del perfil Lp se calcula ponderando las
leyes parciales Li con las potencias Pi de las muestras de todos los tramos de los sondeos sin
distinción, no se tiene en cuenta la zona de influencia de cada sondaje en el perfil. También el
peso específico di puede entrar en la ponderación. La ecuación general es (Ec. 3):
𝐿𝑝 =∑ 𝐿𝑝𝑖𝑖=𝑛𝑖=1 ∗ 𝑃𝑖 ∗ 𝑑𝑖
∑ 𝑃𝑖𝑖=𝑛𝑖=1 ∗ 𝑑𝑖
(𝐸𝑐. 3)
Ponderación considerando las áreas de influencia: A cada sondeo se le asigna una área de
influencia As definida a cada lado como la mitad de la distancia al sondeo adyacente.
Se calcula primero la ley de cada sondeo Ls ponderando las leyes parciales de las muestras
Li con las potencias y densidades respectivas. Se calcula la ley del perfil ponderando la ley de
cada sondeo con su área de influencia, es decir las siguientes ecuaciones (Ec. 4 y 5):
𝐿𝑠 =∑ 𝐿𝑖𝑖=𝑛𝑖=1 ∗ 𝑃𝑖 ∗ 𝑑𝑖∑ 𝑃𝑖𝑖=𝑛𝑖=1 ∗ 𝑑𝑖
(𝐸𝑐. 4)
𝐿𝑝 =Σ 𝐿𝑠 ∗ 𝐴𝑠
𝐴 (𝐸𝑐. 5)
29
Donde:
𝐴𝑠 = Áreas de influencia de los sondeos.
𝐴 = Suma de 𝐴𝑠 (Área total del perfil).
El metal contenido se obtiene multiplicando el tonelaje de mineral por la ley.
2.7.2. Método Geoestadístico
El presente estudio contempla el análisis geoestadístico de valores de Au, Ag, Cu, Pb y Zn
obtenidas del análisis de laboratorio realizado a los testigos de perforación en el proyecto
minero El Domo.
Las definiciones y fórmulas han sido obtenidas de Mateus, A. (2011), quien considera los
siguientes parámetros a ser evaluados:
Identificación de valores extremos, ubicación geográfica, distribución, localización,
variabilidad y correlación de las variables, a medida que se condense la información resultante
de la muestra total a través de un análisis exploratorio de datos espaciales (AEDE) basado en
estadística descriptiva por medio de tablas de frecuencia y medidas estadísticas de tendencia
central, dispersión y forma.
Las variables de estudio empleadas en métodos geoestadísticos deben presentar una
distribución normal, caracterizada por:
• Tener una única moda, que coincide con la media y mediana.
• La curva normal es asintótica al eje de las abscisas.
• Es simétrica con respecto a su media, es decir que existe la probabilidad que un 50%
de observaciones sean mayor a la media y el otro 50% sea menor.
• Cuanto mayor sea la desviación estándar, más se dispersarán los datos en torno a la
media y la curva será más plana. Mientras que valores pequeños de este parámetro
30
indican una gran probabilidad de obtener datos cercanos al valor medio de la
distribución.
• El coeficiente de sesgo es igual a cero
• La curtosis es igual a cero
Para determinar la distribución normal se debe aplicar alguna prueba de normalidad: Prueba
X², Kolmogorov, cálculo del coeficiente de asimetría, curtosis, media, mediana y la moda y su
comparación con los de la distribución normal. Si mediante estas pruebas se concluye que la
variable puede ser aceptada o se aproxima a una distribución normal, el problema se simplifica
y se puede continuar con el análisis geoestadístico; de lo contrario, es necesario realizar una
transformación de los datos que puede ser de raíz cuadrada o logarítmica (Carrera, 1990) y
hacer nuevamente las verificaciones de normalidad.
La geoestadística comprende dos etapas: Primero, el análisis estructural para
describir la correlación entre puntos en el espacio; y segundo, generar estimaciones
en sitios de la región no muestreados, aplicando el método de Kriging, proceso que
calcula un promedio ponderado de las observaciones muestrales.
Variograma o Semivariograma
Esta función estructural se denota por 2𝛾(ℎ), donde la varianza de los incrementos de la
variable regionalizada es infinita (Ec. 6) (Giraldo, R., 2005):
2𝛾(ℎ) = 𝐸(𝑍(𝑥 + ℎ) − 𝑍(𝑥))2 (𝐸𝑐. 6)
La mitad del variograma 𝛾(ℎ), se conoce como la función de semivarianza y caracteriza las
propiedades de dependencia espacial del proceso. La función de semivarianza es estimada por
el método de momentos, a través del semivariograma experimental (Ec. 7) Giraldo, R. (2005):
𝛾(ℎ) = Σ(𝑍(𝑥 + ℎ) − 𝑍(𝑥))
2
2𝑛 (𝐸𝑐. 7)
31
Donde:
𝑍(𝑥) =valor de la variable en un lugar 𝑥
ℎ = Distancia
𝑍(𝑥 + ℎ) = otro valor muestral separado del anterior una distancia ℎ
𝑛 = Número de parejas que se encuentran separadas por dicha distancia
En la práctica, debido a la irregularidad en el muestreo y las distancias entre los sitios, se
toman intervalos de distancia {[0, ℎ], [ℎ, 2ℎ], [2ℎ, 3ℎ], … . . } y el semivariograma experimental
corresponde a una distancia promedio entre parejas de sitios dentro de cada intervalo y no a
una distancia ℎ específica. El número de parejas de puntos 𝑛 dentro de los intervalos no es
constante.
Para la interpretación del semivariograma experimental se parte del criterio de que, a menor
distancia entre los sitios, existe mayor similitud o correlación espacial que entre las
observaciones a mayor distancia. Por ello, se espera que para valores de ℎ pequeños, el
semivariograma experimental tenga magnitudes menores a las que éste toma cuando las
distancias ℎ se incrementan.
Modelos Teóricos de Semivarianza
Los semivariogramas experimentales son calculados sólo para algunas distancias promedios
particulares. Por ello, es necesario el ajuste de modelos que generalicen lo observado en el
semivariograma experimental a cualquier distancia.
Los modelos teóricos de semivarianza pueden dividirse en no acotados (lineal, logarítmico,
potencial) y acotados (esférico, exponencial, gaussiano) (Figura 17) (Warrick et al., 1986).
32
Figura 17. Representación gráfica de modelos Esférico, Exponencial y Gaussiano (Giraldo R., s/f).
Modelo Esférico
Tiene un crecimiento rápido cerca al origen, pero los incrementos marginales van
decreciendo para distancias grandes, hasta que para distancias superiores al rango los
incrementos son nulos (Ec. 8) (Giraldo, R., 2005):
𝛾(ℎ) =
{
𝐶𝑂 + 𝐶1
3
2(ℎ
𝑎) −
1
2(ℎ
𝑎)3
ℎ ≤ 𝑎
𝐶𝑂 + 𝐶1 ℎ > 𝑎
(𝐸𝑐. 8)
Donde:
𝐶1 = Meseta
a = Rango
h = Distancia
Modelo Exponencial
Se aplica cuando la dependencia espacial tiene un crecimiento exponencial respecto a la
distancia entre las observaciones. El valor del rango es igual a la distancia para la cual el
semivariograma toma un valor igual al 95% de la meseta (Ec. 9) (Giraldo, R., 2005):
33
𝛾(ℎ) = 𝐶0 + 𝐶1 (1 − 𝑒𝑥𝑝 (−3ℎ
𝑎)) (𝐸𝑐. 9)
Modelo Gaussiano
Al igual que el modelo exponencial, la dependencia espacial se desvanece solo en una
distancia que tiende al infinito. El distintivo de este modelo es su forma parabólica cerca al
origen (Ec. 10) (Giraldo, R., 2005):
𝛾(ℎ) = 𝐶0 + 𝐶1 (1 − 𝑒𝑥𝑝 (−ℎ2
𝑎2)) (𝐸𝑐. 10)
Los métodos acotados garantizan que la covarianza de los incrementos es finita, por lo que
son usados cuando hay evidencia de que presentan buen ajuste.
Todos los modelos teóricos tienen tres parámetros comunes (efecto pepita, meseta y rango)
(Figura 18).
Figura 18. Representación gráfica de un variograma básico (Ruiz, Yhonny, 2015).
34
Giraldo, R. (2005) establece las siguientes definiciones:
Efecto Pepita
Se denota por Co y representa una discontinuidad puntual del semivariograma en el origen,
debido a errores de medición en la variable o a la escala de ésta, además puede representar
valores altos (picos) en el contenido de la variable de estudio, pero de manera local.
Meseta
Es la cota superior o el límite del semivariograma cuando la distancia h tiende al infinito,
puede ser o no finita. Se denota por C1 o por (Co + C1) cuando la pepita es diferente de cero.
Rango
Es la distancia a la cual dos observaciones son independientes, se interpreta como la zona
de influencia. Se llama rango efectivo a la distancia para la cual el semivariograma alcanza el
95% de la meseta. Entre más pequeño sea el rango más cerca se está del modelo de
independencia espacial.
Realización de la estimación en lugares de la región que no han sido muestreados
Por medio de la técnica Kriging, la misma que comprende un conjunto de métodos de
estimación espacial que se fundamentan en la minimización del error cuadrático medio de
estimación.
Kriging Ordinario
Suponiendo que se hacen mediciones de la variable de interés Z en los puntos 𝑥i, i= 1, 2,...,
n, de la región de estudio, es decir se tienen lecturas de las variables Z (𝑥1),….., Z (𝑥n) y se
desea predecir Z (𝑥0), en el punto 𝑥0 donde no hubo medición. En esta circunstancia, el método
Kriging ordinario propone que el valor de la variable puede predecirse como una combinación
lineal de las n variables aleatorias así (Ec. 11) (Giraldo, R., 2005):
𝑍∗(𝑥0) = 𝜆1 𝑍(𝑥1) + 𝜆2 𝑍(𝑥2) + 𝜆3 𝑍(𝑥3) + 𝜆4 𝑍(𝑥4)+. . . …… . . +𝜆𝑛 𝑍(𝑥𝑛)
𝑍∗(𝑥0) = ∑ 𝜆𝑖 𝑍(𝑥𝑖)𝑛𝑖=1 1
(𝐸𝑐. 11)
35
Donde:
𝜆𝑖 = Ponderaciones de los valores originales. Dichas ponderaciones se calculan en función de
la distancia entre los puntos muestreados y el punto donde se va a hacer la correspondiente
estimación. La suma de las ponderaciones debe ser igual a uno para que la esperanza del
predictor sea igual a la esperanza de la variable.
36
3. MARCO METODOLÓGICO
Para el presente estudio se han considerado 193 sondeos exploratorios (Figuras 19 y 20),
comprendiendo un total de 39 628.55 metros perforados con recuperación de testigos
continuos, en un mallado de 50x50 metros, alcanzando profundidades que varían entre 45 a
400 metros.
Figura 19. Sondeos exploratorios del proyecto minero El Domo.
Figura 20. Sondeos exploratorios del proyecto minero El Domo. Vista en 3 dimensiones
N
37
En las respectivas campañas de perforación Curimining S.A. ha implementado un programa
de QA/QC, el mismo que incluye el uso de muestras estándar certificadas, blancos, gemelas y
reanálisis de muestras con altos niveles de Au, Cu y Zn.
Después de realizar el muestreo de los testigos de perforación escogiendo intervalos
mineralizados que varían entre 0.50 a 2 metros, se procede al registro digital de información
de las muestras (Figura 21), para el posterior envío a las instalaciones de los laboratorios BSI
Inspectorate o ALS Chemex, para su preparación y análisis.
Para cumplimiento del QA/QC se insertan muestras estándar cada 10 muestras, blancos cada
30 muestras y las duplicadas de pulpas son analizadas en un laboratorio diferente cada 10
muestras. Todas las pulpas de muestras > 5 g/t Au; > 5% Cu y Zn, son analizadas
automáticamente en un laboratorio diferente sea BSI Inspectorate, ALS Chemex o viceversa.
Figura 21. Formato CURIMINING S.A. de muestras de testigos de perforación, se resalta en colores las muestras estándar
y blancas (QA/QC), (Protocolos de trabajo Proyecto Curipamba, 2013).
Se realiza además análisis de muestras gemelas obtenidas cortando la mitad del testigo de
perforación en dos partes simétricas, estas muestras permiten identificar posibles errores
introducidos durante el muestreo.
38
Con los resultados de las muestras estándar y blancos se realiza el control de calidad con
cuadros estadísticos (Figura 22).
Figura 22. Control estadístico para estimar la precisión analítica del laboratorio de Inspectorate; estándar CU-152
(media=1.62 g/t, desviación estándar SD= 0.069 g/t) para oro, el diagrama presenta dos límites estadísticos de ± 2SD
(límite de advertencia) y ± 3SD (límite de falla) Ninguna muestra excede el límite de falla por lo que el estándar es
aceptable (Calvo, G., & Johnston, A., 2015).
3.1. Métodos y técnicas
El procedimiento utilizado en el presente estudio se basa en el flujograma descrito (Figura
23), comprendiendo tres etapas principales: trabajo de campo, logueo geológico, estimación de
recursos minerales.
39
Figura 23. Flujograma de trabajo del presente estudio.
VMS EL DOMO
Información de sondajes
exploratorios
TRABAJO DE CAMPO
Recopilación bibliográfica,
cartográfica y webgráfica
Validación
de bases de
datos
Análisis exploratorio de datos
Interpretación de
sondajes y
elaboración de
secciones geológicas
MÉTODO DE
PERFILES
GEOESTADÍSTICA
ESTIMACIÓN DE RECURSOS
LOGUEO GEOLÓGICO
Análisis e interpretación de resultados TRABAJO FINAL
Concesión Las
Naves
Verificación y corrección
Estimación
de
variables
de interés
Sí No
Bases de datos
40
3.1.1. Trabajo de campo
En compañía del equipo técnico de CURIMINING S.A. se ubican las plataformas de
perforación cuadrangulares, de dimensiones 5 metros, se localiza las coordenadas (Este/Norte)
y elevación, se coloca en superficie la dirección e inclinación de la perforación de preferencia
con brújula Brunton. Iniciada la perforación y a medida que avanza se observa in situ los
testigos de roca provenientes de los diferentes sondeos (Figura 24).
Figura 24. Observación directa de testigos obtenidos, en la plataforma de perforación.
3.1.2. Logueo Geológico
En la bodega de testigos localizada en el cantón Ventanas, después de la recepción de las
cajas con los testigos de perforación, se procede a la limpieza, chequeo y verificación de las
marcas de metraje y maniobras. Junto con el equipo técnico de CURIMINING S.A. se realiza
el registro fotográfico, logueo (geotécnico y geológico) (Figuras 25 y 26). Después se procede
a muestrear los testigos para el análisis de laboratorio correspondiente.
41
Figura 25. Procedimiento de logueo (Gran Nacional Minera MARISCAL SUCRE, 2013).
PROCESO DE LOGUEO
42
Figura 26. Logueo geológico de testigos de perforación.
3.1.3. Validación de la información de bases de datos del proyecto minero
Después de la obtención de datos correspondientes a las campañas de perforación se procedió
a verificar y validar la base de datos (Figura 27):
Coordenadas de los collares. - En su mayoría coincidían debido a que se cuenta con una
topografía realizada con estación total, errores de transcripción y ubicación fueron corregidos.
Survey. - Confirman que existen sondeos verticales y direccionados. Se verificó y corrigió
pequeños errores de transcripción.
Assays. - Los resultados son provenientes de laboratorios certificados Inspectorate y ALS
Global. Los elementos considerados para el presente trabajo son Au y Ag (g/t), Cu, Pb Y Zn
(%). Se corrigió errores en la conversión de unidades de ppm y %.
Litología. - Para la verificación de las unidades litológicas ya establecidas se realizó un
relogueo de testigos de perforación de varios sondeos de interés y complementó con la revisión
de fotografías de los sondeos. Se confirma que existen 13 litologías, se modificó la base de
datos anterior y se la actualizó corrigiendo intervalos y profundidades.
43
Figura 27. Validación de la información digital de las campañas de perforación de CURIMINING S.A. en el software libre
RecMin, se observa que no existen errores.
Recuperación. - Calvo, G., & Johnston, A. (2015) identificaron que el porcentaje de
recuperación en los testigos de perforación es en promedio de 93.9%. En la zona mineralizada
recuperación de 94.3%.
3.1.4. Estimación de recursos
El cálculo de recursos se realiza mediante los flujogramas (Figuras 28 y 29) presentados a
continuación:
44
Figura 28. Flujograma del cálculo del recurso mineral mediante aplicación del método de perfiles.
MÉTODO DE PERFILES PARA
ESTIMACIÓN DE RECURSOS
MINERALES
Información de sondajes
exploratorios
Interpretación de sondajes y elaboración de perfiles geológicos
Identificación de intervalos mineralizados
CÁLCULO DEL
RECURSO MINERAL
Campañas de
exploración
Verificación y
corrección
Sí
No
Topografía, formato *grd.
Perfiles topográficos
Cálculo de áreas
Cálculo de volumen
Cálculo de ley
Bases de datos
Collares
Survey
Litología
Assays
Peso específico
Zonas mineralizadas
QA/QC
Validación de
bases de datos en
Software RecMin
45
Figura 29. Flujograma del cálculo del recurso mineral mediante aplicación del método Geoestadístico utilizando software
especializado.
MÉTODO GEOESTADÍSTICO PARA
ESTIMACIÓN DE RECURSOS MINERALES
Información de sondajes
exploratorios
Análisis exploratorio de
datos
Interpretación de
sondajes y elaboración
de perfiles geológicos
Geometría del cuerpo
mineralizado
Análisis variográfico
Cálculo de Compósitos
CÁLCULO DEL RECURSO
MINERAL
Campañas de
exploración
Verificación y corrección Sí No
Topografía, formato *.DXF
Subir información en
software RecMin
Geoestadística SGeMS
Distribución
normal
Sí No
Kriging Ordinario
Modelo de Bloques
Superficies y triangulaciones
Bases de datos
Collares
Survey
Litología
Assays
Peso específico
Zonas mineralizadas
Modelo de Bloques
QA/QC
Validación de
bases de datos en
Software RecMin
46
4. PRESENTACIÓN DE DATOS
4.1. Geología Local
La geología del área del depósito El Domo corresponde a la secuencia del arco volcánico
submarino de la Unidad Macuchi del Paleoceno-Eoceno (McCourt et al., 1997; Hughes y
Pilatasig, 2002; Vallejo, 2007). Comprende un dominio de rocas volcanoclásticas, basaltos,
andesitas, dacitas y riolitas (Figura 30).
Figura 30. Mapa geológico del proyecto minero El Domo a escala 1: 2500 (Pratt, W. 2008).
47
4.2. Litoestratigrafía
Las unidades litológicas (Figura 31) se describen a continuación desde la más antigua hasta
la más reciente.
Figura 31. Columna estratigráfica del proyecto minero El Domo (Pratt, W. 2008).
48
4.2.1. Unidad ácida inferior (LAU)
Constituida por lavas ácidas (riolita y dacita).
Riolita: Tiene un espesor > 50 metros, es de color verde claro a crema, posee fenocristales
euhedrales de feldespato de 1-4 mm y cuarzo de 1-5 mm, textura vítrea, de grano muy fino,
muestra brechación por sectores (autobrecha) y presenta alteración de illita y fílica. Ha sido
interpretada por Pratt, W. (2008) como un flujo de lava submarino, debido a que es muy viscosa
para fluir lejos de su fuente, por lo que asume que sea parte de un complejo de domo de flujo
que marca un ciclo de volcanismo ácido submarino.
Autobrecha Dacítica: Tiene un espesor de aproximadamente 100 metros. Es de color verde
claro, de grano fino, posee plagioclasas porfiríticas en una matriz vítrea verde oscuro, textura
brechiforme monomíctica, con fragmentos de 5 mm a 5 cm. En sectores es más polimíctica
incluyendo fragmentos de jaspe, hematita, basaltos o andesitas basálticas (esporádicos). Pratt,
W. (2008) interpreta a la brecha dacítica como un flujo de lava que emana del colapso y el flujo
lateral de un domo submarino cercano; esto marca el final de la fase principal del volcanismo
submarino ácido/félsico, aunque algunas dacitas sí ocurren por encima del horizonte de sulfuro
masivo.
4.2.2. Unidad de sulfuro masivo (MSU)
El espesor total es de aproximadamente 50 metros, comprende los horizontes entre la parte
superior de la LAU y la base de la Unidad Tobácea Superior (UTU), alberga horizontes de
sulfuro masivo y está localmente piritizada. Esta unidad abarca el evento de formación de
sulfuro masivo. La MSU está completamente ausente en algunos lugares, donde las tobas de la
UTU parecen cubrir directamente las autobrechas dacíticas (LAU).
Toba Lapilli: Es el componente principal de la MSU, alberga los sulfuros masivos. Es de
color gris claro debido a la alteración débil de illita + pirita, es muy polimíctica e incluye clastos
de andesita porfirítica, basalto, andesita verde, jaspe, esporádicamente diorita y riolita
49
porfirítica, también pueden presentar clastos mineralizados e hidrotermalmente alterados
(clastos con epidota + pirita, silicificados, de sulfuro masivos, << amatista) que generalmente
ocurren 1-5 metros por encima del horizonte más alto de sulfuro masivo.
Basalto y dacita: Estas rocas fueron contemporáneas con la mineralización de sulfuros
masivos.
El basalto (espesor aproximadamente 25 metros) es de color negro, de grano muy fino, tiene
hasta 5% de magnetita en la matriz. Tiene textura vesicular y amígdalas de calcedonia, clorita
y/o calcita. Pratt, W. (2008) lo interpreta como un flujo de lava, porque muestra almohadillas
y hialoclastitas.
La dacita tiene textura vítrea y perlítica, además de textura local de hialoclastita y peperita.
Sulfuros masivos: Los sulfuros (Figura 32), el yeso y la barita se encuentran en varios lentes
inmediatamente por encima de la autobrecha dacítica y están alojados principalmente por tobas
lapilli de la MSU. Comprenden cuerpos concordantes, de hasta unos pocos metros de espesor.
Se pueden dividir en 5 tipos:
1) Sulfuro masivo con textura fragmentaria.
2) Peperitas y tobas lapilli alteradas con sulfuro.
3) Fragmentos de sulfuro transportados dentro de tobas lapilli polimícticas.
4) Fragmentos de “pseudo” sulfuro dentro de tobas lapilli polimícticas.
5) Esporádicos cherts silíceos con sulfuros en bandas.
50
Figura 32. Ejemplos de mineralización de sulfuros masivos (Pratt, W. 2008).
Yeso: se encuentra principalmente debajo de los sulfuros masivos y rara vez entre ellos.
Se presenta en estructura masiva, vetiforme y stockworks, o reemplazando las tobas lapilli, por
lo que > 90% del material comprende yeso de grano fino, el resto es una arcilla verde clara
(illita?) y menor pirita. El yeso ha sido removilizado por la actividad tectónica en algunos
lugares actuando como un lubricante.
4.2.3. Unidad tobácea superior (UTU)
Comprende la litología sobre el MSU, su espesor es de aproximadamente 75 metros y
constituye la mayor parte de la topografía suave y ondulada de Las Naves.
Está conformada por tobas finas verdes, tobas de cristal y raramente estratos delgados de
tobas lapilli de grano fino. Son de color marrón claro y se encuentran meteorizadas en la
superficie.
Estas capas representan un período de tranquilidad y acumulación distal de sedimentos
tobáceos, después de la fuerte actividad tectónica durante el desarrollo de los sulfuros masivos.
51
4.2.4. Rocas ígneas
Andesita porfirítica: Forman la intrusión de El Domo y los principales diques NNW dentro
de la LAU. Tiene una matriz verde claro de grano muy fino, fenocristales de plagioclasa
diseminados de 1-3 mm, posee vacuolas y vetillas rellenas de zeolita. Pratt, W. (2008) la
interpreta como un contacto intrusivo original que fue modificado por la actividad tectónica e
hidrotermal.
Peperita: se introdujo en niveles sedimentarios de muy alto nivel o rocas tobáceas.
Basalto: son cuerpos menores irregulares, pueden ser producto de flujos de lava o
intrusiones, son similares a los basaltos dentro de la MSU y tienen amígdalas de calcedonia.
4.2.5. Brecha hidrotermal
El ascenso de soluciones hidrotermales produjo el stockwork de vetillas milimétricas hasta
5 cm de calcopirita, pirita, esfalerita alojadas en la dacita y riolita. La zona de stockwork
presenta alteración cuarzo-sericita.
4.3. Geología Estructural
El área de estudio se encuentra limitada por fuertes fallas con rumbo preferencial NNE/NE
y NNW (Figura 33).
Las principales fallas son: El Gallo, El Domo, Naves Chico y Roble 1 (Figura 34). La falla
de El Gallo puede haber marcado el límite del probable graben en el que se acumularon los
sulfuros masivos de Las Naves (Pratt, W. 2008).
En las zonas de falla se evidencia material arcilloso y en ciertos sectores existen clastos de
sulfuro masivo. Cerca de los contactos con las intrusiones andesíticas de El Domo, los sulfuros
masivos se vuelven sub verticales y fallados.
52
Figura 33. Diagrama estereográfico de Las Naves, (Pratt, W., 2008)
Figura 34. Configuración estructural del depósito El Domo.
53
4.4. Estimación de recursos
4.4.1. Método de perfiles
Para la estimación de recursos se ha escogido el método de perfiles debido a que es aplicable
a horizontes mineralizados que han sido investigados con sondeos cuyas direcciones permiten
establecer cortes alineados. Se han construido 16 perfiles geológicos en dirección Oeste-Este
(Figura 35).
Figura 35. Perfiles W-E que intersecan la mineralización. (Ver Anexo A1 al A16).
54
Análisis con media ponderada
Para la aplicación del método de perfiles para los elementos Au, Ag, Cu, Pb y Zn, se ha
considerado el análisis de la media ponderada (Ec. 12) de los resultados químicos de las
muestras de testigos de los diferentes sondeos (Figuras 36, 37, 38, 39 y 40), para finalmente
obtener la ley media (Tabla 2) de cada perfil geológico (Figura 35 y Anexo A1 al A16).
𝐿𝑚 = ∑ 𝑑𝑖 ∗ 𝑙𝑖𝑖=𝑛𝑖=1
∑ 𝑑𝑖𝑖=𝑛𝑖=1
(𝐸𝑐. 12)
Donde:
𝐿𝑚 = Ley media
𝑑𝑖 = Distancia del tramo mineralizado
𝑙𝑖 = Leyes en Au, Ag, Cu, Pb y Zn de los tramos i
Figura 36. Leyes medias ponderadas de oro.
Figura 37. Leyes medias ponderadas de plata.
55
Figura 38. Leyes medias ponderadas de cobre.
. Figura 39. Leyes medias ponderadas de plomo
Figura 40. Leyes medias ponderadas de zinc.
56
Tabla 2 Leyes medias de Au, Ag, Cu, Pb y Zn de los perfiles geológicos de la Figura 35.
Perfil Ley Au (g/t) Ley Ag (g/t) Ley Cu (%) Ley Pb (%) Ley Zn (%)
A-B 1.88 51.65 0.49 0.36 2.76
C-D 4.14 181.41 2.09 0.87 8.07
E-F 3.02 93.67 2.70 0.73 5.36
G-H 1.98 62.88 2.27 0.27 2.34
I-J 3.22 75.77 1.31 0.57 3.13
K-L 3.01 50.15 3.24 0.20 1.71
M-N 3.87 66.82 1.79 0.38 4.55
O-P 2.84 41.70 2.24 0.27 2.26
Q-R 1.94 28.79 2.38 0.13 2.24
S-T 1.20 15.48 2.66 0.09 0.73
U-V 1.17 22.73 1.01 0.12 1.54
W-X 2.56 33.73 2.42 0.15 1.59
Y-Z 3.88 56.12 4.01 0.23 3.06
A´-B´ 1.99 52.40 1.59 0.28 3.34
C´-D´ 1.31 34.60 1.25 0.09 1.74
E´-F´ 6.70 186.37 2.23 0.86 12.77
Análisis de pesos específicos
Se ha considerado los siguientes pesos específicos (Tabla 3) para la litología existente en el
área de estudio:
57
Tabla 3 Pesos específicos de la litología existente en el depósito El Domo.
Pesos específicos T/m3 Pesos específicos T/m3
Toba riolítica 2.44 Basalto 2.67
Andesita 2.53 Riolita 2.68
Yeso 2.55 Grainstone 2.71
Toba 2.57 Brecha Hidrotermal 2.73
Dacita Brecha 2.58 Semimasivo 3.06
Toba Lapilli 2.58 Sulfuro Masivo 3.91
Análisis de áreas de los intervalos mineralizados
Para la determinación de las áreas mineralizadas (Figuras 41 a 56 y Tabla 4) se ha
identificado las zonas que presentan valores más altos en los elementos metálicos de interés,
considerando una zona de influencia de 25 metros a ambos lados del sondaje, la distancia de
separación entre perfiles (Figura 35) es de 50 m.
Figura 41. Perfil de áreas mineralizadas A-B.
900
800
695000
695100
695200
µ
695300
58
Figura 42. Perfil de áreas mineralizadas C-D.
Figura 43. Perfil de áreas mineralizadas E-F.
695000
695100
695200
695300
800
900
µ
800
695000
695100
µ 1000
900
695200
695300
59
Figura 44. Perfil de áreas mineralizadas G-H.
Figura 45. Perfil de áreas mineralizadas I-J.
69
5000
69
5100
69
5200
µ1000
69
5300
900
800
694900
695000
900 µ
800
695100
60
Figura 46. Perfil de áreas mineralizadas K-L.
Figura 47. Perfil de áreas mineralizadas M-N.
694900
695000
695100
695300
1000
695200
800
900
µ694900
695000
695100
695200
695300
1000
695400
µ900
800
61
Figura 48. Perfil de áreas mineralizadas O-P.
Figura 49. Perfil de áreas mineralizadas Q-R.
695000
695100
695200
695300
695400
1000
695500
µ900
800
695000
695100
69
5200
695300
1000 µ69
5400
900
800
62
Figura 50. Perfil de áreas mineralizadas S-T.
Figura 51. Perfil de áreas mineralizadas U-V.
69500
0
69510
0
69520
0
69530
0
69540
0
1000 µ
69550
0
900
800
695100
6952
00
6953
00
6954
00
1000
900
6955
00
800
µ
63
Figura 52. Perfil de áreas mineralizadas W-X.
Figura 53. Perfil de áreas mineralizadas Y-Z.
695100
695200
695300
1000 µ900
695400
800
695
100
69
5200
69
5300
69
5400
µ 1000
69
5400
800
900
64
Figura 54. Perfil de áreas mineralizadas A´-B´.
Figura 55. Perfil de áreas mineralizadas C´-D´.
69510
0
695200
695300
µ 1000
695400
800
900
µ
695300
695400
800
900
1000
65
Figura 56. Perfil de áreas mineralizadas E´-F´.
Tabla 4 Áreas mineralizadas en perfiles geológicos.
Perfil Área promedio (m2) Perfil Área promedio (m2)
A-B 1 736.34 Q-R 4 120.50
C-D 2 259.08 S-T 5 401.60
E-F 3 261.58 U-V 4 453.80
G-H 6 299.96 W-X 4 854.08
I-J 5 799.58 Y-Z 2 143.49
K-L 6 354.65 A´-B´ 5 999.86
M-N 6 414.19 C´-D´ 1 899.28
O-P 8 312.69 E´-F´ 1 384.36
Multiplicando el área de cada uno de los perfiles realizados por la longitud correspondiente
se obtiene un volumen de 3´534 752 m3 mineralizados.
69
5300
69
5400
800
900
1000 µ
66
4.4.2. Método Geoestadístico
La estimación de recursos del Proyecto El Domo fue procesada mediante la aplicación de
los software: Target for ArcGIS, RecMin y SGeMs.
Los perfiles geológicos (Figura 35 y Anexos A1 al A16) se realizaron considerando los
sondeos de exploración (Figura 57) en sentido W-E con una separación de 50 m desde dirección
Sur hacia la dirección Norte, los mismos permitieron la interpretación de las diferentes
litologías que constituyen las zonas estériles y mineralizadas, correlación de fallas locales de
dirección NW-SE (Figura 58). Se identificó en los sondeos de exploración que la
mineralización se encuentra en espesores que varían desde 1.17 a 44 metros, con un promedio
de 8.74 metros.
Figura 57. Visualización de los sondeos de exploración en software libre RecMin.
67
Figura 58. Perfil geológico S-T, mineralización de sulfuro masivo (color fucsia) separada por la falla El Domo, además en
color azul se muestran fallas locales de dirección NW-SE (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor).
Análisis exploratorio de datos espaciales
Se basó en las medidas estadísticas de tendencia central, de dispersión y de forma, descritas
en el capítulo 2. Después de la verificación de las pruebas de normalidad para obtener una
distribución normal fue necesario realizar una transformación logarítmica a todos los elementos
de estudio. La mayoría de los datos se zonifican en la parte central y en dirección NE-SW.
Medidas estadísticas de Au (g/t)
La distribución de Au en el área de estudio varía de 0.003 a 73.38 g/t, en el histograma
(Tabla 5) se observa que la mayoría de los datos se concentran en una frecuencia acumulada
del 59.09 %, donde el valor de la media aritmética es 2.00, el valor más frecuente es 0.79 g/t
correspondiente a la moda, que es menor que el tercer cuartil 1.69. La desviación estándar es
4.41, presenta variación respecto a la media, es decir presenta influencia de los valores
extremos. La varianza es 19.46 mayor a 0, indicando que los valores se encuentran dispersos
de la media. La curtosis es 97.00 lo que muestra una curva de tipo leptocúrtica y el sesgo
positivo señala una asimetría positiva.
Falla El Domo
Fallas
locales
µ
68
Tabla 5 Medidas estadísticas de Au (g/t).
Histograma de frecuencias
Au Número de muestras 814
Parámetro Valor Parámetro Valor
Valor mínimo 0.003 Varianza 19.46
Valor máximo 73.38 Sesgo 7.63
Media 2.00 Curtosis 97.00
Mediana 0.74 1er Cuartil 0.26
Desviación
estándar
4.41 3er Cuartil 1.69
Medidas estadísticas de Ag (g/t)
La distribución de Ag en el área de estudio varía de 0.10 a 896.76 g/t, en el histograma
(Tabla 6) se observa que la mayoría de los datos se concentran en una frecuencia acumulada
del 57.35 %, donde el valor de la media aritmética es 42.91, el valor más frecuente es 14.49 g/t
correspondiente a la moda, que es menor que el tercer cuartil 37.28. La desviación estándar es
89.43, presenta variación respecto a la media, es decir presenta influencia de los valores
extremos. La varianza es 7998.36 mayor a 0, indicando que los valores se encuentran dispersos
de la media. La curtosis es 36.33 lo que muestra una curva de tipo leptocúrtica y el sesgo
positivo señala una asimetría positiva.
69
Tabla 6 Medidas estadísticas de Ag (g/t).
Histograma de frecuencias
Ag Número de muestras 816
Parámetro Valor Parámetro Valor
Valor
mínimo 0.10 Varianza 7998.36
Valor
máximo 896.76 Sesgo 5.09
Media 42.91 Curtosis 36.33
Mediana 13.82 1er
Cuartil 5.67
Desviación
estándar 89.43 3er Cuartil 37.28
Medidas estadísticas de Cu (%)
La distribución de Cu en el área de estudio varía de 0.01 a 15.96 %, en el histograma (Tabla
7) se observa que la mayoría de los datos se concentran en una frecuencia acumulada del
72.42%, donde el valor de la media aritmética es 1.55, el valor más frecuente es 1.22 %
correspondiente a la moda, que es menor que el tercer cuartil 1.68. La desviación estándar es
2.62 que representa una variación respecto a la media, es decir presenta influencia de los
valores extremos. La varianza es 6.87 mayor a 0, indicando que los valores se encuentran
dispersos de la media. La curtosis es 10.56 lo que muestra una curva de tipo leptocúrtica y el
sesgo positivo señala una asimetría positiva.
70
Tabla 7 Medidas estadísticas de Cu (%).
Histograma de frecuencias
Cu Número de muestras 794
Parámetro Valor Parámetro Valor
Valor
mínimo 0.01 Varianza 6.87
Valor
máximo 15.96 Sesgo 2.66
Media 1.55 Curtosis 10.56
Mediana 0.37 1er Cuartil 0.08
Desviación
estándar 2.62 3er Cuartil 1.68
Medidas estadísticas de Pb (%)
La distribución de Pb en el área de estudio varía de 0.01 a 10.51 %, en el histograma (Tabla
8) se observa que la mayoría de los datos se concentran en una frecuencia acumulada del 67.48
%, donde el valor de la media aritmética es 0.26, el valor más frecuente es 0.10%
correspondiente a la moda, que es menor que el tercer cuartil 0.19. La desviación estándar es
0.73 que representa una variación respecto a la media, es decir presenta influencia de los
valores extremos. La varianza es 0.53 mayor a 0, indicando que los valores se encuentran
dispersos de la media. La curtosis es 106.18 lo que muestra una curva de tipo leptocúrtica y el
sesgo positivo señala una asimetría positiva.
71
Tabla 8 Medidas estadísticas de Pb (%).
Histograma de frecuencias
Pb Número de muestras 735
Parámetro Valor Parámetro Valor
Valor
mínimo 0.01 Varianza 0.53
Valor
máximo 10.51 Sesgo 8.61
Media 0.26 Curtosis 106.18
Mediana 0.06 1er
Cuartil 0.02
Desviación
estándar 0.73 3er Cuartil 0.19
Medidas estadísticas de Zn (%)
La distribución de Zn en la zona de estudio varía de 0.01 a 32.23 %, en el histograma (Tabla
9) se observa que la mayoría de los datos se concentran en una frecuencia acumulada del 78.80
%, donde el valor de la media aritmética es 2.09; el valor más frecuente es 1.34 %
correspondiente a la moda, que es menor que el tercer cuartil 1.91. La desviación estándar es
3.87 que respuesta una variación respecto a la media, es decir presenta influencia de los valores
extremos. La varianza es 14.95 mayor a 0, indicando que los valores se encuentran dispersos
de la media. La curtosis es 18.57 lo que muestra una curva de tipo leptocúrtica y el sesgo
positivo señala una asimetría positiva.
72
Tabla 9 Medidas estadísticas de Zn (%).
Histograma de frecuencias
Zn Número de muestras 816
Parámetro Valor Parámetro Valor
Valor
mínimo 0.01 Varianza 14.95
Valor
máximo 32.23 Sesgo 3.61
Media 2.09 Curtosis 18.57
Mediana 0.69 1er
Cuartil 0.19
Desviación
estándar 3.87 3er Cuartil 1.91
Modelos Geoestadísticos
Los semivariogramas (Figura 59) indican que las variables presentan dependencia espacial,
debido a que la semivarianza llega a ser constante en un determinado valor en función de la
distancia (Meseta). Los rangos en los modelos seleccionados varían en general de 65 m a 188
m, lo cual es bajo, teniendo en cuenta que la distancia entre los extremos NE - SO del universo
de muestras alcanza aproximadamente 1 km.
El valor del efecto pepita no supera el 50% del valor de la meseta, y ésta no supera el valor
de la varianza (Tabla 10 y 11). Los valores que están fuera del semivariograma representan
altas concentraciones en sitios específicos.
73
Oeste Este
Au
Au
Ag
Ag
Cu
Cu
Pb
Pb
74
Zn
Zn
Figura 59. Semivariogramas experimentales ajustados al Semivariograma Teórico, software SGeMS.
75
Tabla 10 Parámetros de los modelos escogidos para los elementos Au, Ag, Cu, Pb y Zn, zona Oeste.
Parámetros Oeste
Elemento económico Oro Plata Cobre Plomo Zinc
Modelo teórico Gaussiano Exponencial Esférico Esférico Exponencial
Varianza 24.93 10 069.70 6.99 0.67 14.90
Efecto pepita 0.93 0.00 0.30 0.00 0.89
Meseta 23.80 10 000.00 6.55 0.65 14.00
Azimut 0 0 45 45 45
Dip 0 90 0 0 0
Rango 66 65 108 104 188
76
Tabla 11 Parámetros de los modelos escogidos para los elementos Au, Ag, Cu, Pb y Zn, zona Este.
Parámetros Este
Elemento económico Oro Plata Cobre Plomo Zinc
Modelo teórico Gaussiano Esférico Exponencial Exponencial Gaussiano
Varianza 3.46 2 025.91 6.56 0.10 14.85
Efecto pepita 0.35 20.00 0.00 0.00 0.50
Meseta 3.00 2 000.00 6.40 0.09 12.00
Azimut 0 0 45 0 0
Dip 0 0 0 0 0
Rango 175 179.2 160 100 175
77
Geometría y cálculo del volumen del depósito mineralizado (sulfuro masivo y
semimasivo)
A partir de la interpretación de los perfiles geológicos y definición de zonas mineralizadas
por sulfuro masivo y semimasivo, se procedió a generar a partir de triangulaciones la geometría
del depósito mineralizado (Figura 60), se observa que el depósito El Domo comprende dos
dominios estructurales: Oeste y Este, el sector Este contiene la zona mineralizada más profunda
y se encuentra debajo de la rocas de composición andesítica, y la mineralización del sector
Oeste se encuentra debajo de la Unidad Tobácea Superior. Comprende un volumen (Tabla 12)
de 2´876 084 m3.
Figura 60. Geometría del depósito VMS El Domo.
78
Tabla 12 Volumen del cuerpo mineralizado VMS El Domo.
Cuerpo mineralizado m3
Este 949 884
Oeste 1´926 200
Volumen 2´876 084
Modelo de bloques
Comprendió la generación de bloques cúbicos (Anexo B1 al B5) de dimensiones 5x5x5 m,
adecuados a la geometría del depósito para obtener un cuerpo geométrico regular. Cada bloque
después de la estimación conveniente a través del método Kriging Ordinario, contiene valores
de ley media de los elementos de interés económico, en la Figura 61 se observa el modelo de
bloques para el elemento plata, los colores rosado y fucsia representan valores de leyes que
varían entre 44.77 y 391.79 g/t.
Figura 61. Modelo de bloques de plata, cuerpo mineralizado Oeste vista en 3 dimensiones.
N
Leyes Ag (g/t)
695214
9855576
694952
9854872
695113
9855577
695194
9855001
79
Cálculo de Recursos
Para la estimación de los recursos de sulfuros masivos y semimasivos del depósito VMS El
Domo se ha tomado en cuenta las siguientes consideraciones:
• El espesor promedio de mineralización determinado a través del logueo geológico y
análisis de los datos de las campañas de exploración es de 8.74 m, incluye sulfuro
masivo y semimasivo.
• Para la estimación del recurso mediante el método Geoestadístico utilizando
software libres (RecMin Y SGeMS) se han considerado compósitos de 2 metros
(Figura 62).
Figura 62. Compósitos cada 2 metros para el oro, utilizados para la estimación de recursos en SGeMS.
g/t
80
• Para la estimación del recurso a través de la aplicación del método de perfiles se ha
utilizado el análisis de la media ponderada (Tabla 2).
A través de la metodología ya establecida en el presente estudio se ha obtenido los siguientes
resultados (Tabla 13 y Figura 63) para el método de perfiles.
Tabla 13 Cálculo del recurso mineral mediante el método de perfiles.
Estimación de recursos de metales de la Concesión Las Naves
Tonelaje (t) Au g/t Ag g/t Cu % Pb % Zn %
11´783 497.60 2.62 55.90 2.15 0.30 2.93
Figura 63. Leyes medias establecidas mediante el método de perfiles.
Mediante el producto del tonelaje por la ley media de cada elemento de interés económico
se ha obtenido el contenido metálico (Tabla 14) en kilo onzas para el oro y la plata y kilo
toneladas para el cobre, plomo y zinc.
2.62
55.90
2.15 0.30
2.93
Au (g/t) Ag (g/t) Cu (%) Pb (%) Zn (%)
81
Tabla 14 Contenido de metales de interés económico.
Contenido de metal
Au (koz) Ag (koz) Cu (kt) Pb (kt) Zn (kt)
992.58 21 177.62 253.35 35.35 345.26
El cálculo de recursos minerales a través del método Geoestadístico se estimó mediante el
producto del peso específico promedio de la litología 3.91 (T/m3) con el volumen total del
depósito VMS, obteniendo como resultado los recursos para el depósito VMS El Domo de la
Concesión Minera Las Naves (Tabla 15 y Figura 64).
Tabla 15 Cálculo del recurso mineral mediante el método Geoestadístico.
Estimación de recursos de metales de la Concesión Las Naves
Tonelaje (t) Au g/t Ag g/t Cu % Pb % Zn %
11´245 488.4 2.31 46.42 2.64 0.22 2.10
Figura 64. Leyes medias establecidas mediante el método Geoestadístico.
2.31
46.42
2.64
0.22
2.10
Au (g/t) Ag (g/t) Cu (%) Pb (%) Zn (%)
82
Mediante el producto del tonelaje por la ley media de cada elemento de interés económico
se ha obtenido el contenido metálico (Tabla 16) en kilo onzas para el oro y la plata y kilo
toneladas para el cobre, plomo y zinc.
Tabla 16 Contenido de metales de interés económico.
Contenido de metal
Au (koz) Ag (koz) Cu (kt) Pb (kt) Zn (kt)
836.93 16 782.05 296.94 24.53 236.02
En base a lo expuesto y de acuerdo con la delimitación del cuerpo mineralizado a través de
sondeos exploratorios que permitieron la generación de perfiles geológicos, se demuestra la
continuidad del horizonte mineralizado (Figura 60 y Anexo A1 al A16), por lo que los recursos
calculados se categorizan como recursos medidos, ya que se cuenta con la confianza geológica
(grado de reconocimiento) del depósito y se definen mediante sondeos exploratorios en una
malla de 50x50 metros los límites en profundidad, longitud, leyes y espesor del horizonte
mineralizado.
La información proporcionada proviene de las campañas de exploración, perforaciones con
posterior logueo geológico, muestreo y resultados de análisis de laboratorios certificados.
83
Cálculo del volumen de sobrecarga sobre el depósito mineralizado
A partir de la interpretación de los perfiles geológicos y definición de litologías estériles, se
identificó que el cuerpo mineralizado se encuentra aproximadamente a la cota de 810 metros.
El material estéril que se debería remover en una posible fase de explotación a cielo abierto
sería de aproximadamente 42’622 557.05 t, comprendiendo en mayor parte el sector Oeste del
depósito (Figura 65).
El coeficiente de destape de 6.84 se obtiene mediante la siguiente relación (Ec 13), Fourie G.A.
& Gerald C. (1992):
𝐶𝑜𝑒𝑓𝑖𝑐𝑖𝑒𝑛𝑡𝑒 𝑑𝑒𝑠𝑡𝑎𝑝𝑒 =𝑉𝑜𝑙𝑢𝑚𝑒𝑛 𝑑𝑒 𝑒𝑠𝑡é𝑟𝑖𝑙 𝑟𝑒𝑚𝑜𝑣𝑖𝑑𝑜 𝑎 𝑙𝑎 𝑝𝑟𝑜𝑓𝑢𝑛𝑑𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑑
𝑉𝑜𝑙𝑢𝑚𝑒𝑛 𝑑𝑒 𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 𝑟𝑒𝑚𝑜𝑣𝑖𝑑𝑜 𝑎 𝑙𝑎 𝑝𝑟𝑜𝑓𝑢𝑛𝑑𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑑 (𝐸𝑐. 13)
𝑅 =42’622 557.05 t
6´228 600 𝑡= 6.84
Figura 65. Polígono de posible explotación a cielo abierto (Modificado de Calvo, G., and Johnston, A., 2015).
84
5. RESULTADOS Y DISCUSIÓN
En base al estudio realizado, se pudo observar que el tipo de litología presente en la concesión
minera Las Naves y actualmente dentro del régimen de pequeña minería, pertenece claramente
a la Unidad Macuchi, la misma que comprende principalmente una secuencia volcanoclástica
e intrusiones ácidas de composición riolítica y dacítica a intermedias (composición andesítica).
Mediante la observación de los testigos de perforación se identificó las tres unidades litológicas
establecidas por Pratt (2008): la Unidad Ácida Inferior, Unidad de Sulfuro Masivo y Unidad
Tobácea Superior, además de presencia de rocas ígneas y brechas hidrotermales. También del
análisis y observación se obtuvo que la potencia mineralizada es en promedio 8.74 m, y
corresponde a la mineralización de sulfuro masivo y semimasivo (sulfuros 20%-50%). El
cuerpo VMS se encuentra a una profundidad que varía entre 19.73 m hasta 331.1 metros, sin
embargo, en el límite Este en contacto con la andesita porfirítica, el sulfuro masivo puede
visualizarse en la superficie. La mineralización metálica de sulfuro masivo está conformada
por: pirita, esfalerita, calcopirita y en menor proporción galena, estos minerales constituyen la
mena del cuerpo mineralizado.
Existen rasgos estructurales NNE y NNW, además de fallas locales que modifican la
continuidad lateral del cuerpo mineral, la falla principal El Domo divide longitudinalmente al
cuerpo mineralizado por lo que se tienen dos dominios estructurales Oeste y Este.
El mallado de sondeos de 50x50 metros y la geometría de contorno irregular y del horizonte
mineral permitió establecer los métodos de cálculo de recursos a extraer. Considerando que el
depósito es un cuerpo subhorizontal e irregular se aplicó el método de perfiles, estableciendo
perfiles paralelos entre sí, en dirección Oeste-Este, realizados perpendiculares a la máxima
longitud del yacimiento y distanciados regularmente cada 50 m.
85
Los resultados obtenidos mediante la aplicación del método de perfiles indican la existencia
posiblemente de 11´783 497.60 toneladas métricas de mineral en aproximadamente 8.74 m de
potencia del depósito, con una concentración media de 2.62 g Au/t, 55.90 g Ag/t, 2.15 % Cu,
0.30 % Pb y 2.93 % Zn, obtenidos a partir del análisis de la ley media ponderada.
La estimación de recursos medidos a través del método Geoestadístico permitió la obtención
posiblemente de 11´245 488.4 toneladas métricas de mineral, el análisis fue realizado con
cómpositos de dos metros de los resultados químicos de los elementos de interés económico,
con concentraciones basadas en resultados de los sondeos de exploración de Au mayores al
0.01 g/t, Ag mayor al 0.1 g/t, Cu, Pb y Zn mayor al 1%. Empleando Geoestadística y la
estimación con Kriging Ordinario se obtuvo los siguientes valores de ley media: 2.31 g Au/t,
46.42 g Ag/t, 2.64 % Cu, 0.22 % Pb y 2.10 % Zn.
El error de estimación entre los dos métodos es de 4.5%, lo cual se considera un rango aceptable
y demuestra que la metodología realizada para el cálculo de los recursos fue acertada. La
variación del valor de tonelaje puede deberse a que en el método de perfiles se utilizó los pesos
específicos promedios obtenidos de los resultados de pruebas de gravedad específica, mientras
que para el método Geoestadístico se consideró un valor de 3.91 T/m3 constante para el cuerpo
mineralizado. Las diferencias entre las leyes medias posiblemente se deben a que el método
Geoestadístico considera la utilización de compósitos en donde se regularizó el tamaño a 2
metros en todas las muestras, además genera bloques individuales y subdivididos en celdas
para la obtención de una ley promedio utilizando los cómpositos de muestras más cercanos,
mientras que en el método de perfiles se obtuvo una ley media ponderada respecto a la longitud
del tramo mineralizado, la cual varía en cada sondaje.
Por las consideraciones expuestas, el método Geoestadístico es más preciso, pues tiene menor
influencia del factor humano, considera la continuidad espacial de las diferentes variables, la
86
realización de un análisis exploratorio de datos y el uso de la técnica Kriging Ordinario para la
estimación.
En Ecuador en la Cordillera Occidental se encuentran los depósitos VMS La Plata y
Macuchi, de tipo Cu-Zn ricos en Au y que están presentes dentro de la secuencia de arco de
isla del Terciario Temprano (Vallejo, C. 2013). Chiaradia et al. (2008) indica que La Plata es
el más importante de estos cuerpos de sulfuro masivos con recursos estimados de 840 000
toneladas métricas de mineral, a 4.8 g Au/t, 54 g Ag/t, 4.1 % Cu, 0,7 % Pb y 4.2 % de Zn, con
grados elevados de oro (4,8 g/t en La Plata y 7,6 g/t en Macuchi).
Los recursos estimados dentro del depósito El Domo calculados mediante los dos métodos
propuestos determinaron un recurso mayor a 11 MT de mineral, que contienen en promedio
914.755 koz de oro, 18 979.835 koz de plata, 275.145 kt de cobre, 29.94 kt de plomo y 290.64
kt de zinc. Estos valores manifiestan que El Domo es posiblemente el mayor depósito VMS
dentro del cinturón de Macuchi. Sin embargo a escala mundial el depósito VMS de El Domo
es pequeño, pues Galley, A. et al. (2007) clasifican a los depósitos VMS y correspondería a
esta categoría.
87
6. CONCLUSIONES
• Mediante el análisis de los sondeos realizados en el proyecto minero El Domo, se ha
obtenido un valor aproximadamente de 4 418.44 m2 de superficie mineralizada, con un
volumen de 3´534 752 m3, los intervalos mineralizados principales se encuentran
presentes en la litología correspondiente a sulfuro masivo y semimasivo, representando
leyes de mayor grado, sin embargo existen algunos intervalos mineralizados en varias
brechas hidrotermales, grainstone y yeso.
• La elaboración de los perfiles geológicos en dirección Oeste-Este delimitó la geometría
del cuerpo mineralizado, definiéndolo como un cuerpo subhorizontal con presencia de
algunos lentes de sulfuro masivo, tiene una longitud de 800 metros y un ancho de 600
metros aproximadamente, el cuerpo presenta dos dominios estructurales, divididos por
una falla principal normal denominada El Domo que lo corta en dos bloques: Oeste y
Este, interrumpiendo la continuidad de la mineralización.
• Mediante la aplicación de Geoestadística utilizando los software RecMin y SGeMS y
el análisis exploratorio de los datos obtenidos de las campañas de perforación, se obtuvo
los modelos de bloques para la estimación de leyes de los elementos Au, Ag, Cu, Pb y
Zn, determinando que las leyes promedio de metal para el sulfuro masivo y semimasivo
son de 2.31 g Au/t, 46.42 g Ag/t, 2.64 % Cu, 0.22 % Pb y 2.10 % Zn. La distribución
de metales para el sulfuro masivo muestra claramente el carácter masivo o semimasivo
del depósito. Es importante tener en cuenta que, durante ciertos intervalos, la
concentración de oro puede alcanzar 31.87 g/t, sin embargo, los valores promedio son
de 2.05 g/t.
88
• La estimación de los recursos del proyecto minero El Domo mediante la aplicación del
método de perfiles, determinó la existencia de 11´783 497.60 toneladas métricas de
mineral que contiene leyes de 2.62 g Au/t, 55.90 g Ag/t, 2.15 % Cu, 0.30 % Pb y 2.93
% Zn. La estimación de los recursos mediante la aplicación del método Geoestadístico
determinó la existencia de 11´245 488.40 toneladas de mineral que contiene leyes de
2.31 g Au/t, 46.42 g Ag/t, 2.64 % Cu, 0.22 % Pb y 2.10% Zn. En ambas estimaciones
se obtuvo leyes de Au mayores a 2 g/t lo que permite determinar que es un depósito
polimetálico enriquecido en oro.
• El error de estimación entre los dos métodos es de 4.5%, lo cual se considera un rango
aceptable, sin embargo, al considerar la continuidad espacial de las diferentes variables,
la realización de un análisis exploratorio de datos y el uso de la técnica Kriging
Ordinario es más preciso el método Geoestadístico.
• El volumen de material de sobrecarga del depósito es de aproximadamente
42´622 557.05 t, está compuesto principalmente por la litología correspondiente a la
Unidad Tobácea Superior, con un espesor definido por sondeos de aproximadamente
75 metros, este volumen de material debería ser removido en una futura fase de
explotación a cielo abierto y en su mayoría corresponde al sector Oeste del depósito. El
coeficiente de destape es de 6.84, calculado para 6´228 600 toneladas mineralizadas
que, según Calvo, G., & Johnston, A. (2015) serán extraídas en la fase de explotación
a cielo abierto.
89
7. RECOMENDACIONES
• Realizar la estimación de recursos minerales aplicando un software diferente
(comercial: Target ArcGIS, Leapfrog) que permita generar bloques de menor tamaño y
la cantidad necesaria para la extensión total del área mineralizada en conjunto y no por
zonas, así como un modelo 3D.
• Interpretar un modelo geológico 3D considerando los diferentes tipos de alteración
hidrotermal, definiendo la zona de alteración fílica (dominante), argílica, clorítica y
propilítica, permitiendo un mayor conocimiento del depósito de estudio y establecer la
posible relación con la mineralización presente en el depósito, pues estas características
también direccionarán el método de explotación.
• Realizar campañas de perforación en los targets cercanos al depósito El Domo,
pertenecientes a la Concesión minera Las Naves, para verificar las características
geológicas y examinar la posibilidad de encontrar otros cuerpos de VMS bajo
superficie, pues existen evidencias de brechas hidrotermales y mineralización de
sulfuros, lo que permitirá incrementar recursos minerales al depósito ya existente.
90
8. REFERENCIAS
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y 2° S, escala 1:200000.
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Eocene Macuchi submarine arc, Central Ecuador. Geological Society of America. Vol.
45, No. 7, 276.
94
9. ANEXOS
95
Anexo A: Ampliación Figura 35, Perfiles en dirección W-E para la aplicación del método de perfiles.
96
Anexo A1: Perfil geológico A-B (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor).
Anexo A2: Perfil geológico C-D (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor).
900 µ
800
695000
695100
695200
695300
695000
695100
695200
695300
µ
800
900
97
Anexo A3: Perfil geológico E-F (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor).
Anexo A4: Perfil geológico G-H (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor).
695
000
800
695
100
695
200
695
300
900
1000 µ69500
0
695
10
0
695
20
0
6953
00
6954
00
800
900
1000
µ
98
Anexo A5: Perfil geológico I-J (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor).
Anexo A6: Perfil geológico K-L (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor).
694900
695000
695100
800
900
µ694900
695000
695100
695300
695200
800
900
1000
µ
99
Anexo A7: Perfil geológico M-N (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor).
Anexo A8: Perfil geológico O-P (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor).
694900
695000
695100
695200
695300
695400
695500
800
900
1000 µ
695000
695100
695200
695300
695400
695500
800
900
1000 µ
100
Anexo A9: Perfil geológico Q-R (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor).
Anexo A10: Perfil geológico S-T (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor).
695000
6951
00
695200
695300
695400
695500
800
900
1000 µ6950
00
6951
00
6952
00
6953
00
6954
00
6955
00
800
900
1000 µ
101
Anexo A11: Perfil geológico U-V (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor).
Anexo A12: Perfil geológico W-X (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor).
695100
695200
695300
695400
695500
800
900
1000 µ695100
695200
695300
695400
800
900
1000 µ
102
Anexo A13: Perfil geológico Y-Z (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor).
Anexo A14: Perfil geológico A´-B´ (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor).
695
100
695
200
695
300
695
400
695
400
800
900
1000 µ695100
695200
695300
695400
800
900
1000 µ
103
Anexo A15: Perfil geológico C´-D´ (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor).
Anexo A16: Perfil geológico E´-F´ (SALAZAR RESOURCES LTD. y autor).
695300
695400
800
900
1000 µ695300
695400
800
900
1000 µ
104
Anexo B: Categorización de los recursos de la zona Oeste y Este.
Anexo B1: Modelo de bloques para oro, zona Oeste (izquierda) y Este (derecha).
µ
105
Anexo B2: Modelo de bloques para plata, zona Oeste (izquierda) y Este (derecha).
µ
106
Anexo B3: Modelo de bloques para cobre, zona Oeste (izquierda) y Este (derecha).
µ
107
Anexo B4: Modelo de bloques para plomo, zona Oeste (izquierda) y Este (derecha).
µ
108
Anexo B5: Modelo de bloques para zinc, zona Oeste (izquierda) y Este (derecha).
µ