universidad central del ecuador facultad de ingeniería en geología
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UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS, PETRÓLEOS Y AMBIENTAL CARRERA DE INGENIERÍA DE MINAS ESTABILIZACIÓN DE TALUDES EN EL SECTOR "EL TIERRERO" DE LA MINA NAMBIJA. PABLO JULIAN LEÓN PEÑAFIEL Quito, mayo 2015 UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS, PETRÓLEOS Y AMBIENTAL CARRERA DE INGENIERÍA DE MINAS ESTABILIZACIÓN DE TALUDES EN EL SECTOR "EL TIERRERO" DE LA MINA NAMBIJA. Trabajo de Grado presentado como requisito parcial para optar el Título de Ingeniero de Minas Grado Académico de Tercer Nivel PABLO JULIAN LEÓN PEÑAFIEL E-mail: [email protected] TUTOR: ING. VITERBO ADÁN GUZMÁN GARCÍA Quito, mayo 2015 I APROBACIÓN DEL TUTOR En mi carácter de Tutor del Trabajo de Grado, presentado por el Sr. LEÓN PEÑAFIEL PABLO JULIAN, para optar el Título o Grado de Ingeniero de Minas cuyo título es "ESTABILIZACIÓN DE TALUDES EN EL SECTOR "EL TIERRERO" DE LA MINA NAMBIJA", considero que dicho trabajo reúne los requisitos y méritos necesarios para someterlo a evaluación por parte del respectivo tribunal y presentación pública. En la ciudad de Quito a los 21 días del mes de abril de 2015. _________________________________ Ing. Viterbo Adán Guzmán García TUTOR DE TESIS II INFORME DE APROBACIÓN DEL TRIBUNAL El tribunal constituido por: Ing. Carlos Ortiz e Ing. Fabián Jácome. DECLARAN: Que la presente tesis denominada: "ESTABILIZACIÓN DE TALUDES EN EL SECTOR "EL TIERRERO" DE LA MINA NAMBIJA", ha sido elaborada íntegramente por el Sr. LEÓN PEÑAFIEL PABLO JULIAN, egresado de la Carrera de Ingeniería de Minas, ha sido revisada y verificada, dando fe de la originalidad del presente trabajo, por lo cual se ha aprobado el proyecto de tesis para su defensa oral. En la ciudad de Quito a los 27 días del mes de mayo de 2015. ______________________________ Ing. Gerardo Tobías Herrera Heredia PRESIDENTE DEL TRIBUNAL ________________________________ ____________________________ Ing. Carlos Ruperto Ortiz Chapalbay Ing. Luis Fabián Jácome Calderón MIEMBRO DEL TRIBUNAL MIEMBRO DEL TRIBUNAL III AUTORIZACIÓN DE DERECHOS DE AUTOR Yo, LEÓN PEÑAFIEL PABLO JULIAN, en calidad de autor de la tesis realizada sobre: "ESTABILIZACIÓN DE TALUDES EN EL SECTOR "EL TIERRERO" DE LA MINA NAMBIJA", por la presente autorizo a la UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR, hacer uso de todos los contenidos que me pertenecen o de parte de los que contienen este estudio, con fines estrictamente académicos o de investigación. Los derechos que como autor me corresponden, con excepción de la presente autorización seguirán vigentes a mi favor, de conformidad con lo establecido en los artículos 5, 6, 8, 19 y demás pertinentes de la Ley de Propiedad Intelectual y su Reglamento. En la ciudad de Quito a los 27 días del mes de mayo de 2015. _________________________________ Pablo Julian León Peñafiel C.I.: 171806635-8 IV AGRADECIMIENTO Primeramente doy gracias a Dios por darme la vida, salud, fuerza y sabiduría para lograr este objetivo en mi vida y por permitirme compartirlo con mis seres queridos. Agradecerles a mis padres por su apoyo incondicional en todo momento, por sus sabias palabras brindadas durante los momentos difíciles de mi carrera estudiantil y por seguir apoyándome en todos mis proyectos de vida. A mi segunda madre Enmita, que siempre está junto a mí, entregándome todo su amor y siendo mi ángel de la guarda. A mis hermanos por su paciencia, comprensión y cariño brindados a lo largo de mi etapa universitaria, y en todos los momentos de mi vida. A mi tío Luis y tía Kathy por su apoyo incondicional durante esta etapa de mi vida. A la Universidad Central del Ecuador, en especial a la Escuela de Ingeniería de Minas, porque en sus aulas tuve la oportunidad de ir formando mi sueño de superarme profesionalmente. A mis maestros por compartir su conocimiento y formarnos con los valores de integridad y honestidad a lo largo de la carrera, y un agradecimiento especial al Ing. Adán Guzmán por su guía y ayuda durante el desarrollo de esta tesis. Al Ing. Pablo Espinosa, por darme la oportunidad de ser parte del INIGEMM, por permitirme desarrollar este proyecto y brindarme todo su apoyo para lograr culminar el objetivo de convertirme en profesional. A Vanessa Sánchez y Fernando Alvarado, por la confianza depositada en mi, durante nuestra convivencia laboral y personal, muchísimas gracias amigos, ya que sin ustedes no hubiera podido llegar a ser un colega más. A Catalina Pinto, Carlos Muñoz, Fausto Carranco, Christian Andrade, Selene López, Santiago Valencia, Diego Bacon y Marcelo Calderón por su granito de arena en este proyecto, gracias a todos ustedes por su ayuda y guía desinteresada. A mis familiares y amigos por darme la mano en los momentos difíciles, por su preocupación constante, por los momentos vividos y acompañarme en esta alegría de finalizar una etapa de mi vida. Pablo Julian León Peñafiel V DEDICATORIA A Dios A mis padres Pablo y Alexandra por ser el motor y pilar de mi vida, ustedes son mi inspiración y mis fuerzas para seguir superándome; todo lo logrado por mí ha sido para que puedan sentirse orgullosos de todo su trabajo, esfuerzo y sacrificio a través de los años. A mi abuelita Enmita por todo su amor y ayuda hacia a mí y hacia mi familia. A Christian y María Belén por estar orgullosos de mi y verme siempre como su apoyo incondicional. Y finalmente para todos los que soñamos con construir un mejor futuro para nuestro país. Pablo Julian León Peñafiel VI ÍNDICE GENERAL RESUMEN DOCUMENTAL: ...............................................................................................XXIV INTRODUCCIÓN...........................................................................................................................1 CAPÍTULO I ...................................................................................................................................2 1. PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA ..............................................................................2 1.1. ENUNCIADO DEL TEMA ..............................................................................................2 1.2. DESCRIPCIÓN DEL PROBLEMA ..................................................................................2 1.3. HIPÓTESIS .......................................................................................................................3 1.4. JUSTIFICACIÓN ..............................................................................................................3 1.5. OBJETIVOS......................................................................................................................3 1.5.1. Objetivo general ........................................................................................................3 1.5.2. Objetivos específicos .................................................................................................3 1.6. FACTIBILIDAD Y ACCESIBILIDAD ............................................................................4 1.6.1. Factibilidad del estudio ..............................................................................................4 1.6.2. Accesibilidad a la información ..................................................................................4 1.7. ESTUDIOS PREVIOS ......................................................................................................4 CAPÍTULO II .................................................................................................................................6 2. MARCO TEÓRICO................................................................................................................6 2.1. MARCO INSTITUCIONAL .............................................................................................6 2.2. MARCO LEGAL ..............................................................................................................7 2.3. MARCO ÉTICO................................................................................................................8 2.3.1. Misión del INIGEMM ...............................................................................................8 2.3.2. Visión del INIGEMM ................................................................................................8 2.3.3. Valores Institucionales ..............................................................................................8 2.4. MARCO REFERENCIAL ................................................................................................9 2.4.1. Antecedentes .............................................................................................................9 2.4.2. Ubicación ................................................................................................................ 10 2.4.3. Acceso ..................................................................................................................... 12 2.4.4. Geomorfología e Hidrografía................................................................................... 12 2.4.5. Clima, Flora y Fauna ............................................................................................... 13 2.4.6. Aspectos socio-económicos de la población del área de estudio .............................. 15 CAPÍTULO III .............................................................................................................................. 16 3. DISEÑO METODOLÓGICO .............................................................................................. 16 3.1. TIPO DE ESTUDIO ........................................................................................................ 16 VII 3.2. UNIVERSO Y MUESTRA ............................................................................................. 16 3.3. MÉTODOS Y TÉCNICAS ............................................................................................. 16 3.4. RECOLECCIÓN Y PROCESAMIENTO DE DATOS ................................................... 17 CAPÍTULO IV .............................................................................................................................. 18 4. MARCO GEOLÓGICO ....................................................................................................... 18 4.1. GEOLOGÍA REGIONAL ............................................................................................... 18 4.2. GEOLOGÍA LOCAL ...................................................................................................... 21 4.2.1. Unidad Basal ........................................................................................................... 21 4.2.2. Unidad Inferior ........................................................................................................ 21 4.2.3. Unidad Superior....................................................................................................... 22 4.2.4. Unidad Volcánicos Tierrero..................................................................................... 23 4.3. GEOLOGÍA ESTRUCTURAL ....................................................................................... 24 4.4. GEOLOGÍA DEL YACIMIENTO .................................................................................. 24 4.4.1. Litología .................................................................................................................. 25 4.4.2. Estructuras ............................................................................................................... 25 4.4.3. Mineralización y Alteraciones ................................................................................. 26 4.4.4. Recursos minerales disponibles en sector El Tierrero .............................................. 28 CAPÍTULO V................................................................................................................................ 31 5. GEOMECÁNICA DEL MACIZO ROCOSO DEL SECTOR EL TIERRERO............... 31 5.1. PROPIEDADES FÍSICO - MECÁNICAS DEL MACIZO ROCOSO ............................ 31 5.1.1. Peso específico ........................................................................................................ 31 5.1.2. Peso volumétrico ..................................................................................................... 31 5.1.3. Esponjamiento ......................................................................................................... 32 5.1.4. Ángulo de talud natural ........................................................................................... 33 5.2. RESISTENCIA DEL MACIZO ROCOSO ..................................................................... 34 5.2.1. Resistencia a la compresión ..................................................................................... 34 5.2.2. Resistencia a la tracción........................................................................................... 35 5.2.3. Resistencia al cizallamiento ..................................................................................... 35 5.2.4. Coeficiente de resistencia de la roca ........................................................................ 35 5.3. CARACTERÍSTICAS PETROGRÁFICAS DEL MACIZO ROCOSO .......................... 36 5.4. CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA DEL MACIZO ROCOSO................................... 38 5.4.1. Clasificación de Bieniawski (RMR) ........................................................................ 39 5.4.2. Índice de Resistencia Geológica (GSI) .................................................................... 43 CAPÍTULO VI .............................................................................................................................. 46 6. GEODINÁMICA DEL MACIZO ROCOSO DEL SECTOR EL TIERRERO ................ 46 6.1. PROCESOS GEODINÁMICOS EXTERNOS ................................................................ 46 VIII 6.1.1. Inventario de fenómenos de remoción en masa ....................................................... 46 6.1.1.1. Deslizamientos Traslacionales ......................................................................... 46 6.1.1.2. Avalanchas (Derrumbes) ................................................................................. 47 6.1.1.3. Deslizamientos Rotacionales ........................................................................... 49 6.1.2. Factores para la generación de fenómenos de remoción en masa ............................ 52 6.1.2.1. a) Litología .................................................................................................................. 52 b) Pendientes ................................................................................................................ 52 c) Uso de suelo ............................................................................................................ 54 6.1.2.2. 6.2. Factores condicionantes ................................................................................... 52 Factores detonantes o desencadenantes............................................................ 56 a) Sismología y tectónica ............................................................................................. 57 b) Precipitaciones ......................................................................................................... 57 DETERMINACIÓN DE LA GEODINÁMICA DEL SECTOR EL TIERRERO ........... 60 6.2.1. Monitoreo con Extensómetro Incremental INCREX ............................................... 60 6.2.2. Monitoreo con GPS en modo diferencial (DGPS) ................................................... 66 CAPÍTULO VII............................................................................................................................. 69 7. DISEÑO DE ESTABILIDAD DE TALUDES ..................................................................... 69 7.1. DETERMINACIÓN DEL ÁREA DE POTENCIAL DESLIZAMIENTO ...................... 69 7.2. PARÁMETROS GEOMÉTRICOS DEL DISEÑO DE ESTABILIDAD ........................ 70 7.2.1. Altura de los bancos ................................................................................................ 71 7.2.2. Número de bancos ................................................................................................... 71 7.2.3. Ángulo del talud del banco ...................................................................................... 72 7.2.4. Ancho de la vía ........................................................................................................ 73 7.2.5. Ancho del prisma de deslizamiento ......................................................................... 73 7.2.6. Ancho de la plataforma de trabajo ........................................................................... 74 7.2.7. Ancho de bermas ..................................................................................................... 74 7.2.8. Ángulo del banco en liquidación y ángulo del borde de liquidación ........................ 75 7.2.9. Longitud de deslizamiento ....................................................................................... 76 7.2.10. Cálculo del factor de seguridad................................................................................ 76 7.3. PARÁMETROS DE PERFORACIÓN PARA LA EXTRACCIÓN DE LA ROCA DE LOS BANCOS ............................................................................................................................ 77 7.3.1. Diámetro de perforación .......................................................................................... 77 7.3.2. Burden máximo teórico ........................................................................................... 78 7.3.3. Sobreperforación ..................................................................................................... 78 7.3.4. Longitud de perforación .......................................................................................... 79 7.3.5. Error de perforación................................................................................................. 79 IX 7.3.6. Burden práctico ....................................................................................................... 80 7.3.7. Espaciamiento ......................................................................................................... 80 7.3.8. Perforación específica .............................................................................................. 82 7.4. PARÁMETROS DE VOLADURA PARA LA EXTRACCIÓN DE LA ROCA DE LOS BANCOS .................................................................................................................................... 82 7.4.1. Elección de la sustancia explosiva ........................................................................... 82 7.4.2. Concentración de carga de fondo ............................................................................. 86 7.4.3. Altura de carga de fondo.......................................................................................... 87 7.4.4. Carga de fondo ........................................................................................................ 87 7.4.5. Concentración de carga de columna ........................................................................ 88 7.4.6. Altura de carga de columna ..................................................................................... 88 7.4.7. Carga de columna .................................................................................................... 88 7.4.8. Longitud de retacado ............................................................................................... 89 7.4.9. Carga específica....................................................................................................... 89 7.4.10. Sistema de iniciación o encendido ........................................................................... 90 7.4.10.1. Tiempo de retardo entre barrenos de una misma fila ....................................... 92 7.4.10.2. Tiempo de retardo entre filas ........................................................................... 93 CAPÍTULO VIII ........................................................................................................................... 94 8. SELECCIÓN DE MAQUINARIA Y EQUIPOS PARA LA ESTABILIZACIÓN DE TALUDES...................................................................................................................................... 94 8.1. TRACK DRILL ............................................................................................................... 94 8.1.1. Características generales y técnicas del track drill ................................................... 95 8.1.2. Consideraciones de selección .................................................................................. 96 8.1.3. Rendimiento del track drill ...................................................................................... 96 8.2. EXCAVADORA ............................................................................................................. 97 8.2.1. Características generales y técnicas de la excavadora .............................................. 97 8.2.2. Consideraciones de selección .................................................................................. 98 8.2.3. Rendimiento de la excavadora ................................................................................. 99 8.3. PALA CARGADORA .................................................................................................. 100 8.3.1. Características generales y técnicas de la pala cargadora ....................................... 100 8.3.2. Consideraciones de selección ................................................................................ 102 8.3.3. Rendimiento de la pala cargadora .......................................................................... 103 8.4. VOLQUETAS ............................................................................................................... 104 8.4.1. Características generales y técnicas de las volquetas ............................................. 104 8.4.2. Consideraciones de selección ................................................................................ 105 8.4.3. Rendimiento de las volquetas ................................................................................ 106 X CAPÍTULO IX ............................................................................................................................ 107 9. ANÁLISIS DE DATOS E INTERPRETACIÓN DE RESULTADOS ............................ 107 9.1. RESULTADOS GEOMECÁNICOS ............................................................................. 107 9.1.1. Análisis de la clasificación geomecánica de Bieniawski (RMR) ........................... 107 9.1.2. Análisis de la clasificación geomecánica GSI ........................................................ 118 9.1.3. Comparación entre la clasificaciones geomecánicas RMR y GSI .......................... 129 9.2. RESULTADOS GEODINÁMICOS .............................................................................. 140 9.2.1. Resultados de los monitoreos realizados con Extensómetro Incremental INCREX ..... ............................................................................................................................... 140 9.2.2. Resultados de los monitoreos realizados con GPS en modo diferencial (DGPS) ......... ............................................................................................................................... 143 9.2.2.1. 9.3. Cálculo de tiempo de colapso ........................................................................ 147 a) Gráfica de movimiento acumulado ........................................................................ 147 b) Determinación de la ecuación exponencial de la curva (aceleración del movimiento) ............................................................................................................................... 150 c) Cálculo matemático ............................................................................................... 152 RESULTADOS DEL DISEÑO DE ESTABILIDAD DE TALUDES ........................... 154 9.3.1. Volumen de material a removerse ......................................................................... 154 9.3.2. Tratamiento del material removido ........................................................................ 154 9.3.3. Diseño final de estabilización ................................................................................ 155 9.3.4. Diagrama final de perforación y voladura ............................................................. 156 CAPÍTULO X.............................................................................................................................. 160 10. INVERSIÓN Y COSTOS ............................................................................................... 160 10.1. COSTO POR MANO DE OBRA .............................................................................. 160 10.2. COSTO HORARIO DE MAQUINARIA .................................................................. 162 10.2.1. Track drill .............................................................................................................. 163 10.2.2. Excavadora ............................................................................................................ 166 10.2.3. Pala cargadora ....................................................................................................... 169 10.2.4. Volquetas ............................................................................................................... 172 10.3. COSTO UNITARIOS POR ACTIVIDAD ................................................................ 175 10.3.1. Topografía para el replanteo de niveles y bancos .................................................. 175 10.3.2. Arranque del material ............................................................................................ 177 10.3.3. Carguío del material removido .............................................................................. 181 10.3.4. Transporte del material removido .......................................................................... 182 10.3.5. Acopio o apilamiento del material ......................................................................... 183 10.4. COSTO TOTAL CALCULADO ............................................................................... 184 XI 10.5. CONSTRUCCIÓN DEL GRÁFICO CALENDARIO ............................................... 185 CAPÍTULO XI ............................................................................................................................ 187 11. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES ............................................................. 187 11.1. CONCLUSIONES ..................................................................................................... 187 11.2. RECOMENDACIONES ........................................................................................... 193 CAPÍTULO XII........................................................................................................................... 194 12. BIBLIOGRAFÍA Y WEBGRAFÍA ............................................................................... 194 12.1. BIBLIOGRAFÍA ....................................................................................................... 194 12.2. WEBGRAFÍA ........................................................................................................... 197 CAPÍTULO XIII ......................................................................................................................... 198 13. ANEXOS .......................................................................................................................... 198 XII ÍNDICE DE TABLAS Tabla 1.1: Estudios realizados en Nambija.......................................................................................5 Tabla 2.1: Límites de la concesión Nambija. ................................................................................. 11 Tabla 4.1: Distribución por sectores de los puntos de muestreo superficial. .................................. 28 Tabla 4.2: Distribución por sectores de los puntos de muestreo interior mina................................ 29 Tabla 4.3: Distribución por sectores de los puntos de muestreo superficial y datos de contenido de oro ponderado. ................................................................................................................................ 29 Tabla 4.4: Distribución por sectores de los puntos de muestreo interior mina y datos de contenido de oro ponderado. ............................................................................................................................ 30 Tabla 5.1: Resultados de los ensayos de peso específico. .............................................................. 31 Tabla 5.2: Resultados de los ensayos de peso volumétrico. ........................................................... 32 Tabla 5.3: Valor del coeficiente de esponjamiento medido in situ. ................................................ 33 Tabla 5.4: Valores del ángulo de talud natural medidos in situ. ..................................................... 33 Tabla 5.5: Resultados de los ensayos de compresión uniaxial. ....................................................... 34 Tabla 5.6: Características petrográficas del macizo rocoso del sector El Tierrero.......................... 36 Tabla 5.7: Sociedades Mineras estudiadas para la determinación de la calidad del macizo rocoso del sector "El Tierrero".................................................................................................................... 38 Tabla 5.8: Clasificación Geomecánica de Bieniawski. ................................................................... 40 Tabla 5.9: Índice de colores para la Clasificación Geomecánica de Bieniawski. ........................... 41 Tabla 5.10: Índice de colores para la Clasificación modificada de Bieniawski en subclases (Romana, 2000). .............................................................................................................................. 41 Tabla 5.11: Estimación del Índice de Resistencia Geológica GSI. ................................................. 44 Tabla 5.12: Índice de Resistencia Geológica GSI y su relación con el RMR ................................. 45 Tabla 6.1: Inventario de fenómenos de remoción en masa, sector El Tierrero. .............................. 51 Tabla 6.2: Clasificación y descripción de las pendientes del terreno, Nambija. ............................. 53 Tabla 6.3: Datos meteorológicos de precipitación. ......................................................................... 58 Tabla 6.4: Clasificación de la precipitación según la intensidad. ................................................... 59 Tabla 6.5: Ubicación y características de los sondeos monitoreados con el Extensómetro Incremental INCREX. ..................................................................................................................... 62 Tabla 6.6: Resumen de los registros obtenidos con el Extensómetro Incremental INCREX en el sondeo ST-1. ................................................................................................................................... 63 Tabla 6.7: Resumen de los registros obtenidos con el Extensómetro Incremental INCREX en el sondeo ST-4. ................................................................................................................................... 66 Tabla 6.8: Coordenadas de ubicación del receptor base GPS Sokkia GRX1. ................................. 67 Tabla 7.1: Resultados del análisis de estabilidad, obtenidos de los 3 perfiles estudiados en el sector El Tierrero. ...................................................................................................................................... 69 XIII Tabla 7.2: Ángulos del banco en liquidación y ángulos del borde de liquidación. ......................... 75 Tabla 7.3: Características técnicas del Booster APD 450 2P de EXPLOCEN C.A. ....................... 84 Tabla 7.4: Características técnicas del ANFO de EXPLOCEN C.A. ............................................. 85 Tabla 7.5: Características técnicas del Emulsen 720 (2½´´ x 16´´) de EXPLOCEN C.A. ............ 86 Tabla 7.6: Características técnicas de los Fulminantes No eléctricos de EXPLOCEN C.A. ......... 91 Tabla 7.7: Escala de tiempos nominales de retardo de los Fulminantes No eléctricos (Serie Estándar) de EXPLOCEN C.A........................................................................................................ 92 Tabla 8.1: Características técnicas del trackdrill ATLAS COPCO ECM 590RR. .......................... 95 Tabla 8.2: Características técnicas de la excavadora hidráulica CATERPILLAR 330DL. ............. 98 Tabla 8.3: Características técnicas de la pala cargadora CATERPILLAR 980H. ......................... 101 Tabla 8.4: Características técnicas de la volqueta HINO SERIE 700 MODELO 2841. ............... 105 Tabla 9.1: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Génesis I. ...................................................................................................................................... 107 Tabla 9.2: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera San José. .............................................................................................................................................. 108 Tabla 9.3: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Seminario. ..................................................................................................................................... 110 Tabla 9.4: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Semilla de Oro. ............................................................................................................................. 111 Tabla 9.5: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Los Tres Ángeles. ................................................................................................................................ 112 Tabla 9.6: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera El Santísimo. ..................................................................................................................................... 113 Tabla 9.7: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera El Cisne - El Cedro. ........................................................................................................................... 115 Tabla 9.8: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Dios con su Poder. ................................................................................................................................. 116 Tabla 9.9: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera El Faraón. .......................................................................................................................................... 117 Tabla 9.10: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Génesis I. ...................................................................................................................................... 119 Tabla 9.11: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera San José. .............................................................................................................................................. 120 Tabla 9.12: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Seminario. ..................................................................................................................................... 121 Tabla 9.13: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Semilla de Oro. ............................................................................................................................. 122 Tabla 9.14: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Los Tres Ángeles. ................................................................................................................................ 123 XIV Tabla 9.15: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera El Santísimo. ..................................................................................................................................... 124 Tabla 9.16: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera El Cisne - El Cedro. ........................................................................................................................... 126 Tabla 9.17: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Dios con su Poder. ................................................................................................................................. 127 Tabla 9.18: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera El Faraón. .......................................................................................................................................... 128 Tabla 9.19: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI Sociedad Minera Génesis I. ........................................................................................................... 130 Tabla 9.20: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI Sociedad Minera San José. ............................................................................................................ 131 Tabla 9.21: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI Sociedad Minera Seminario. ......................................................................................................... 132 Tabla 9.22: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI Sociedad Minera Semilla de Oro. .................................................................................................. 133 Tabla 9.23: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI Sociedad Minera Los Tres Ángeles. .............................................................................................. 135 Tabla 9.24: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI Sociedad Minera El Santísimo. ..................................................................................................... 136 Tabla 9.25: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI Sociedad Minera El Cisne - El Cedro. ........................................................................................... 137 Tabla 9.26: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI Sociedad Minera Dios con su Poder. ............................................................................................. 138 Tabla 9.27: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI Sociedad Minera El Faraón. .......................................................................................................... 139 Tabla 9.28: Deformaciones registradas durante los meses febrero - agosto de 2013 en el sondeo ST-1. ............................................................................................................................................. 141 Tabla 9.29: Deformaciones registradas durante los meses febrero - abril de 2013 en el sondeo ST4. ................................................................................................................................................... 142 Tabla 9.30: Comparación del movimiento en los puntos de monitoreo, sector El Tierrero, entre los meses julio de 2012 y agosto de 2013. .......................................................................................... 143 Tabla 9.31: Variación de desplazamiento en el punto de control PM - T8, sector El Tierrero, entre los meses julio de 2012 y agosto de 2013...................................................................................... 144 Tabla 9.32: Variación de desplazamiento en el punto de control PM - T7, sector El Tierrero, entre los meses julio de 2012 y agosto de 2013...................................................................................... 145 Tabla 9.33: Movimiento acumulado en cota, en el punto de control PM - T8, sector El Tierrero. ..... ...................................................................................................................................................... 148 Tabla 9.34: Movimiento acumulado en cota, en el punto de control PM - T7, sector El Tierrero. ..... ...................................................................................................................................................... 149 XV Tabla 9.35: Datos resultantes para la obtención del tiempo de colapso del punto de control PM T7 .................................................................................................................................................. 154 Tabla 9.36: Parámetros calculados para el diseño final de estabilización. .................................... 155 Tabla 9.37: Parámetros de perforación calculados para el diagrama de perforación y voladura. ........ ...................................................................................................................................................... 156 Tabla 9.38: Parámetros de voladura calculados para el diagrama de perforación y voladura. ...... 158 Tabla 10.1: Cálculo del costo por mano de obra (salario por hora), en función al cargo que ocupa. ...................................................................................................................................................... 161 Tabla 10.2: Costo por mano de obra (salario al mes), en función al cargo que ocupa. ................. 162 Tabla 10.3: Resumen de costo por horario de maquinaria pesada. ............................................... 162 Tabla 10.4: Resumen de costo unitarios por actividad. ................................................................ 175 Tabla 10.5: Costo total calculado por pega, por metro cúbico y por tonelada para un medio sin presencia de agua. ......................................................................................................................... 184 Tabla 10.6: Costo total calculado por pega, por metro cúbico y por tonelada para un medio con presencia de agua. ......................................................................................................................... 184 XVI ÍNDICE DE FIGURAS Figura 4.1: Columna estratigráfica general del campo minero Nambija. ....................................... 23 Figura 6.1: Esquema de un deslizamiento traslacional. .................................................................. 46 Figura 6.2: Esquema de una avalancha (flujo no canalizado)......................................................... 48 Figura 6.3: Esquema de un deslizamiento rotacional. .................................................................... 49 Figura 6.4: Cantidad de precipitación en milímetros. ..................................................................... 59 Figura 6.5: Esquema de funcionamiento del Extensómetro Incremental INCREX. ....................... 60 Figura 6.6: GPS SOKKIA GRX1. ................................................................................................. 67 Figura 7.1: Parámetros geométricos del diseño. ............................................................................. 70 Figura 7.2: Esquema de la plataforma de trabajo. .......................................................................... 74 Figura 7.3: Representación gráfica de la longitud de deslizamiento............................................... 76 Figura 7.4: Boosters APD de EXPLOCEN C.A. ........................................................................... 83 Figura 7.5: ANFO de EXPLOCEN C.A. ....................................................................................... 85 Figura 7.6: Emulsen 720 (2½´´ x 16´´) de EXPLOCEN C.A. ........................................................ 86 Figura 7.7: Fulminantes No eléctricos MS/LP de EXPLOCEN C.A. ............................................ 90 Figura 8.1: Track drill ATLAS COPCO ECM 590RR. .................................................................. 95 Figura 8.2: Excavadora hidráulica CATERPILLAR 330DL. ......................................................... 98 Figura 8.3: Pala cargadora CATERPILLAR 980H. ..................................................................... 101 Figura 8.4: Volqueta HINO SERIE 700 MODELO 2841. ........................................................... 104 Figura 9.1: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Génesis I. ...................................................................................................................................... 108 Figura 9.2: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera San José. .............................................................................................................................................. 109 Figura 9.3: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Seminario. ..................................................................................................................................... 110 Figura 9.4: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Semilla de Oro. ............................................................................................................................. 111 Figura 9.5: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Los Tres Ángeles. ................................................................................................................................ 113 Figura 9.6: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera El Santísimo. ..................................................................................................................................... 114 Figura 9.7: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera El Cisne - El Cedro. ........................................................................................................................... 115 Figura 9.8: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Dios con su Poder. ................................................................................................................................. 116 XVII Figura 9.9: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera El Faraón. .......................................................................................................................................... 118 Figura 9.10: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Génesis I. ...................................................................................................................................... 119 Figura 9.11: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera San José. .............................................................................................................................................. 120 Figura 9.12: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Seminario. ..................................................................................................................................... 121 Figura 9.13: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Semilla de Oro. ............................................................................................................................. 122 Figura 9.14: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Los Tres Ángeles. ................................................................................................................................ 124 Figura 9.15: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera El Santísimo. ..................................................................................................................................... 125 Figura 9.16: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera El Cisne - El Cedro. ........................................................................................................................... 126 Figura 9.17: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Dios con su Poder. ................................................................................................................................. 127 Figura 9.18: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera El Faraón. .......................................................................................................................................... 129 Figura 9.19: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI Sociedad Minera Génesis I. ........................................................................................................... 130 Figura 9.20: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI Sociedad Minera San José. ............................................................................................................ 132 Figura 9.21: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI Sociedad Minera Seminario. ......................................................................................................... 133 Figura 9.22: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI Sociedad Minera Semilla de Oro. .................................................................................................. 134 Figura 9.23: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI Sociedad Minera Los Tres Ángeles. .............................................................................................. 135 Figura 9.24: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI Sociedad Minera El Santísimo. ..................................................................................................... 136 Figura 9.25: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI Sociedad Minera El Cisne - El Cedro. ........................................................................................... 137 Figura 9.26: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI Sociedad Minera Dios con su Poder. ............................................................................................. 139 Figura 9.27: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI Sociedad Minera El Faraón. .......................................................................................................... 140 Figura 9.28: Variación de desplazamiento en el punto de control PM - T8, sector El Tierrero, entre los meses julio de 2012 y agosto de 2013...................................................................................... 145 XVIII Figura 9.29: Variación de desplazamiento en el punto de control PM - T7, sector El Tierrero, entre los meses julio de 2012 y agosto de 2013...................................................................................... 146 Figura 9.30: Movimiento acumulado en cota, en el punto de control PM - T8, sector El Tierrero. ...................................................................................................................................................... 148 Figura 9.31: Movimiento acumulado en cota, en el punto de control PM - T7, sector El Tierrero. ...................................................................................................................................................... 150 Figura 9.32: Curva y ecuación exponencial en el punto de control PM - T8, sector El Tierrero. ....... ...................................................................................................................................................... 151 Figura 9.33: Curva y ecuación exponencial en el punto de control PM - T7, sector El Tierrero. ....... ...................................................................................................................................................... 152 Figura 9.34: Vista en planta del diagrama de perforación propuesto. .......................................... 157 Figura 9.35: Vista lateral (Corte A - A´) del diagrama de perforación propuesto. ....................... 158 Figura 9.36: Secuencia de encendido de los fulminantes No eléctricos. ...................................... 159 Figura 10.1: Gráfico calendario. .................................................................................................. 186 ÍNDICE DE MAPAS Mapa 2.1: Ubicación político-administrativa de Nambija. ............................................................. 10 Mapa 4.1: Mapa Geológico del Distrito Minero Nambija. ............................................................. 20 XIX ÍNDICE DE FOTOGRAFÍAS Fotografía 2.1: Parches de Bosque de Neblina Montano ubicados al norte en el sector de El Tierrero. .......................................................................................................................................... 13 Fotografía 2.2: Parches de Matorral Húmedo Montano Bajo en las laderas de las montañas al sur de Nambija. ..................................................................................................................................... 14 Fotografías 2.3 y 2.4: Especies de aves halladas en Nambija; a) Picaflor franquiblanco y b) Colibrí jaspeado. ......................................................................................................................................... 14 Fotografías 2.5 y 2.6: Especies de murciélagos encontrados en Nambija. ..................................... 15 Fotografía 4.1: Tobas dacíticas diaclasadas de la Unidad Basal. ................................................... 21 Fotografía 4.2: Intercalaciones de lutitas de la Unidad Inferior. .................................................... 22 Fotografía 4.3: Intercalaciones de tobas skarnificadas de la Unidad Superior. .............................. 22 Fotografía 5.1: Medición in situ del ángulo de talud natural. ......................................................... 33 Fotografía 5.2: Skarn de calcita y epidota del sector El Tierrero. .................................................. 37 Fotografía 5.3: Calcita; skarn de calcita y epidota del sector El Tierrero. ...................................... 37 Fotografía 5.4: Epidota; skarn de calcita y epidota del sector El Tierrero. ..................................... 37 Fotografía 5.5: Sulfuros metálicos; skarn de calcita y epidota del sector El Tierrero..................... 38 Fotografía 6.1: Deslizamientos traslacionales ubicados en el sector El Tierrero. ........................... 47 Fotografía 6.2: Talud inestable en la labor minera "Los Audaces". ............................................... 48 Fotografía 6.3: Talud inestable en la labor minera "El Sol Brilla para Todos". ............................. 49 Fotografía 6.4: Deslizamiento rotacional ubicado en la zona alta del sector El Tierrero. .............. 50 Fotografía 6.5: Uso de suelo para explotación minera subterránea. ............................................... 54 Fotografía 6.6: Uso de suelo para explotación minera a "cielo abierto". ........................................ 55 Fotografía 6.7: Uso de suelo para la ubicación de plantas de procesamiento mineral. ................... 55 Fotografía 6.8: Uso de suelo para la ubicación de botaderos o escombreras. ................................. 56 Fotografía 6.9: Uso de suelo para la ubicación de viviendas e infraestructura. .............................. 56 Fotografías 6.10 y 6.11: Estación meteorológica RAINWISE MKIII ubicado en el sector El Tierrero. .......................................................................................................................................... 58 Fotografías 6.12 y 6.13: Sondeo ST-1, ubicado en el sector El Tierrero. ....................................... 63 Fotografía 6.14: Sondeo ST-2, ubicado en el sector El Tierrero. ................................................... 64 Fotografía 6.15: Sondeo ST-3, afectado por el desprendimiento de material. ................................ 65 Fotografías 6.16 y 6.17: Sondeo ST-4, desplazado horizontalmente de su posición original. ........ 65 XX ANEXOS ANEXO A. Glosario de Términos ANEXOS DEL CAPÍTULO II ANEXO 2.1.- Concesión Nambija ANEXO 2.2.- Vías de Acceso a Nambija ANEXOS DEL CAPÍTULO IV ANEXO 4.1.- Mapa Geológico de Nambija ANEXO 4.2.- Mapa Estructural de Nambija ANEXO 4.3.- Resultados de los Análisis ICP (Muestras superficiales) ANEXO 4.4.- Resultados de los Análisis ICP (Muestras interior mina) ANEXOS DEL CAPÍTULO V ANEXO 5.1.- Resultados de los Ensayos de Peso Específico ANEXO 5.2.- Resultados de los Ensayos de Compresión Uniaxial ANEXO 5.3.- Ubicación de las Sociedades Mineras para el Estudio Geomecánico ANEXO 5.4.- Estereogramas (Resultados DIPS) ANEXO 5.5.- Familias de Discontinuidades Resultantes de cada Sociedad Minera ANEXO 5.6.- Registro de la Calidad del Macizo Rocoso de las Sociedades Mineras mediante la Clasificación RMR ANEXO 5.7.- Corrección por Orientación de la Calidad del Macizo Rocoso mediante la Clasificación RMR ANEXO 5.8.- Resultados de la Clasificación Geomecánica de Bieniawski (RMR) ANEXO 5.9.- Resultados de la Clasificación Geomecánica GSI ANEXOS DEL CAPÍTULO VI ANEXO 6.1.- Mapa de Ubicación de los Fenómenos de Remoción en Masa ANEXO 6.2.- Mapa de Pendientes del sector El Tierrero - Nambija ANEXO 6.3.- Ubicación de los Sondeos Monitoreados con el Extensómetro Incremental INCREX ANEXO 6.4.- Ubicación de los Puntos Monitoreados con el GPS en modo diferencial ANEXO 6.5.- Datos recolectados de los Puntos de Control ubicados en el sector El Tierrero entre Junio 2012 a Agosto 2013 XXI ANEXOS DEL CAPÍTULO VII ANEXO 7.1.- Ubicación de los Perfiles de Estudio de Superficies de Deslizamiento ANEXO 7.2.- Perfiles y Superficies Resultantes del Análisis de Estabilidad ANEXOS DEL CAPÍTULO VIII ANEXO 8.1.- Catálogo del Track drill ANEXO 8.2.- Catálogo de la Excavadora ANEXO 8.3.- Catálogo de la Pala Excavadora ANEXO 8.4.- Catálogo de la Volqueta ANEXOS DEL CAPÍTULO IX ANEXO 9.1.- Interpolación de la Clasificación Geomecánica RMR ANEXO 9.2.- Interpolación de la Clasificación Geomecánica GSI ANEXO 9.3.- Movimiento producido en los Puntos de Monitoreo, sector El Tierrero entre Junio 2012 a Agosto 2013 ANEXO 9.4.- Volumen de Material a Removerse ANEXO 9.5.- Vista en Planta del Terreno Original - Nambija ANEXO 9.6.- Vista Isométrica del Terreno Original - Nambija ANEXO 9.7.- Vista en Planta del Diseño de Estabilización de Taludes en el sector El Tierrero - Nambija ANEXO 9.8.- Vista Isométrica del Diseño de Estabilización de Taludes en el sector El Tierrero - Nambija XXII SIGLAS Y ABREVIATURAS AEMET: Agencia Estatal de Meteorología ANFO: Nitrato de amonio - Combustible (Ammonium Nitrate - Fuel Oil) ARCOM: Agencia de Regularización y Control Minero CNT: Corporación Nacional de Telecomunicaciones DGPS: Differential Global Positioning System E: Este FR: Factor Real de Pago GSI: Índice de Resistencia Geológica (Geological Strength Index) ICP: Plasma de Acoplamiento Inductivo (Inductively Coupled Plasma) IMA: Inversión Anual Media INAMHI: Instituto Nacional de Meteorología INCREX: Extensómetro Incremental (Incremental Extensometer) INEMIN: Instituto Ecuatoriano de Minería INIGEMM: Instituto Nacional de Investigación Geológico, Minero, Metalúrgico MAE: Ministerio del Ambiente MICSE: Ministerio Coordinador de los Sectores Estratégicos MRNNR: Ministerio de Recursos Naturales No Renovables N: Norte PMCT PM Y MA: Proyecto de Mejoramiento de las Condiciones de Trabajo de la Pequeña Minería y Minería Artesanal PRN: Proyecto Rehabilitación Nambija PRODEMINCA: Proyecto de Desarrollo Minero y Control Ambiental RMR: Clasificación de Bieniawski (Rock Mass Rating) RQD: Rock Quality Designation S: Sur SN: Salario Nominal SNGR: Secretaría Nacional de Gestión de Riesgos W: Oeste XXIII UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS, PETRÓLEOS Y AMBIENTAL CARRERA DE INGENIERÍA DE MINAS ESTABILIZACIÓN DE TALUDES EN EL SECTOR "EL TIERRERO" DE LA MINA NAMBIJA. Autor: Pablo Julian León Peñafiel Tutor: Ing. Adán Guzmán Mayo 2015 RESUMEN DOCUMENTAL: Tesis sobre: Estabilización de taludes en el sector "El Tierrero" de la mina Nambija. Objetivo General: Diseñar un modelo de estabilización de taludes en el sector El Tierrero de la mina Nambija. Hipótesis: ¿La estabilización de taludes en el sector El Tierrero de la mina Nambija, permitirá solucionar el riesgo de deslizamientos al que están expuestos los habitantes de dicho sector? Problema: En el sector El Tierrero se están generando grietas que podrían ocasionar un deslizamiento similar al ocurrido en 1993, por lo cual el no plantear una solución de estabilización de taludes pondrá en inminente riesgo a los habitantes de la zona. Marco Referencial: El sector El Tierrero pertenece al Condominio Norte de Nambija el cual se encuentra ubicada en la parroquia San Carlos de las Minas, cantón Zamora, provincia de Zamora Chinchipe, en la región Sur-Oriente del Ecuador. Marco Metodológico: Recopilación de información geológica, geomecánica y geodinámica de la zona de estudio, además de toma de muestras para la realización de ensayos con el fin de determinar las propiedades físico-mecánicas del macizo rocoso. Marco Teórico: Geología regional, local, estructural y del yacimiento, propiedades físico-mecánicas del macizo rocoso, resistencia del macizo rocoso, características petrográficas del macizo rocoso, clasificación geomecánica del macizo rocoso, procesos geodinámicos externos, determinación de la geodinámica del sector El Tierrero, determinación del área de potencial deslizamiento, parámetros geométricos del diseño, parámetros de perforación, parámetros de voladura, selección de maquinaria y equipo para la estabilización de taludes, análisis de datos e interpretación de resultados, costos por mano de obra, costos por maquinaria, costos por actividad, costo final. Conclusión General: Para el diseño de estabilidad propuesto se definió lo siguiente: altura de los bancos deben ser de 10 m, 11 bancos en total, el ancho de las bermas debe ser 6,50 m, el ángulo de talud para los bancos en liquidación es de 65°, el ángulo del borde de liquidación es de 41°; para efectuar el diseño XXIV propuesto se optó por operaciones de perforación y voladura para la remoción del material, el cual será un total de 658529,126 m3. Recomendación General: Continuar con los estudios por parte de la entidad competente de caracterización del macizo rocoso y los estudios de evaluación de zonas inestables superficiales, a fin de tener un estudio completo que permita establecer a mayor detalle el grado de inestabilidad del macizo rocoso del sector. DESCRIPTORES: ˂DISEÑO DE ESTABILIDAD DE TALUDES˃ ˂GEOMECÁNICA DEL MACIZO ROCOSO DEL TIERRERO˃ ˂PROCESOS GEODINÁMICOS EXTERNOS˃ ˂GEODINÁMICA DEL MACIZO ROCOSO DEL TIERRERO˃ ˂ÁREA DE POTENCIAL DESLIZAMIENTO˃ ˂PARÁMETROS GEOMÉTRICOS DEL DISEÑO˃ ˂COSTO FINAL DE EXTRACCIÓN˃ CATEGORÍAS TEMÁTICAS: ˂CP-INGENIERÍA DE MINAS˃ ˂CP-DISEÑO DE ESTABILIDAD DE TALUDES˃ ˂CSGEOMECÁNICA DEL MACIZO ROCOSO˃ ˂CS-GEODINÁMICA DEL MACIZO ROCOSO˃ XXV UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS, PETRÓLEOS Y AMBIENTAL CARRERA DE INGENIERÍA DE MINAS ESTABILIZACIÓN DE TALUDES EN EL SECTOR "EL TIERRERO" DE LA MINA NAMBIJA. Author: Pablo Julian León Peñafiel Tutor: Ing. Adán Guzmán May 2015 EXECUTIVE SUMMARY: Thesis about: Stabilization of slopes in the area "El Tierrero" from the Nambija mine. General Objective: Design a model for slope stabilization in the area El Tierrero from the Nambija mine. Hypothesis: Does the slope stabilization in the area of El Tierrero from the Nambija mine solve the landslide risk to which the area residents are exposed to? Problem: In the El Tierrero area are forming cracks that could cause a similar slippage occurred in 1993, so, the solution of no planning a slope stabilization poses an imminent risk to the inhabitants of the area. Referencial Framework: The Tierrero area belongs to North Condo Nambija which is located in the parish of San Carlos de las Minas, Canton Zamora, province of Zamora Chinchipe, in the South-East region of Ecuador. Methodological Framework: Compilation of geological, geomechanical and geodynamics of the study zone, in addition to sampling for testing in order to determine the physical-mechanical properties of the rock mass. Theorical Framework: regional, local, structural geology and the geological reservoir, physical-mechanical properties of the rock mass, rock mass strength, petrographic characteristics of the rock mass, geomechanics classification of the rock mass, external geodynamic processes, determining the geodynamics of the Tierrero’s zone, determining the area of potential slip, geometric design parameters, drilling parameters, blasting parameters, selection of machinery and equipment for slope stabilization, data analysis and interpretation of results, costs of labor, equipment costs, costs per activity, final cost. General Conclusion: The design of the proposed stability was defined as follows: bench height should be 10 m, 11 banks in total, the width of the berm must be 6.50 m, the angle of slope for banks in liquidation 65 °, the angle of the edge of settlement 41 °; to achieve the proposed design drilling and blasting were chosen for removal of material, which will be a total of 658,529.126 m3. General Recommendation: Continue with the research by the competent institution of the rock mass XXVI characterization and evaluations of unstable surface zones in order to have a comprehensive study to establish in a greater detail the degree of instability of the zone’s rock mass. DESCRIPTORS: ˂DESIGN OF SLOPE STABILITY˃ ˂GEOMECHANICS ROCK MASS OF TIERRERO˃ ˂GEODYNAMIC EXTERNAL PROCESS˃ ˂GEODYNAMIC OF ROCK MASS OF TIERRERO˃ ˂POTENCIAL AREA SLIDE˃ ˂GEOMETRIC DESIGN PARAMETERS˃ ˂FINAL COST OF REMOVAL˃ THEMATIC CATEGORIES: ˂CP-MINING ENGINEERING˃ ˂CP-DESIGN OF SLOPE STABILITY˃ GEOMECHANICS ROCK MASS˃ ˂CS-GEODYNAMIC OF ROCK MASS˃ XXVII ˂CS- INTRODUCCIÓN El Ecuador es un país con alto grado de exposición y vulnerabilidad ante diversas amenazas naturales, siendo los fenómenos de tipo geológico (sismos y erupciones volcánicas) e hidrometeorológicos (inundaciones, vendavales, sequías, deslizamientos de tierra), los de mayor ocurrencia, que ocasionan diversas situaciones de vulnerabilidad; a éstas se suma las de origen antrópico, como es la minería anti técnica, que genera múltiples riesgos para la población (Plan de gestión integral de riesgos de Nambija, PRN - INIGEMM, 2010). El problema de los deslizamientos de taludes en el Ecuador, ha sido un fenómeno que ha cobrado un número considerable de vidas humanas y daños materiales cuantiosos, por lo que resulta necesario establecer criterios que permitan a los ciudadanos y autoridades identificar y evaluar el riesgo asociado al deslizamiento de taludes. Un deslizamiento ocurre cuando se rompe o pierde el equilibrio una porción de los materiales que componen un talud y se deslizan por acción de la gravedad. Los deslizamientos pueden ser desencadenados tanto por cambios en el ambiente natural, como por actividades humanas, como es el caso de la minería en Nambija, específicamente en el sector "El Tierrero", el cual se encuentra ubicado en la parroquia San Carlos de las Minas, cantón Zamora, provincia de Zamora Chinchipe; que debido a su desordenada y caótica actividad minera subterránea desarrollada, han hecho que el macizo rocoso se vaya debilitando, lo que ha generado deslizamientos y hundimientos que continúan ocurriendo en la actualidad, lo que pone en peligro constante tanto a los trabajadores mineros, como a la comunidad de Nambija en general. En consecuencia de lo mencionado anteriormente, se plantea el presente estudio, que enfoca la necesidad de efectuar un diseño de estabilidad de taludes en el sector El Tierrero, para así evitar un potencial desastre a causa del riesgo por deslizamientos de tierras que existe en dicho sector. 1 CAPÍTULO I 1. PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA 1.1. ENUNCIADO DEL TEMA Estabilización de taludes en el sector "El Tierrero" de la mina Nambija. 1.2. DESCRIPCIÓN DEL PROBLEMA El yacimiento aurífero de Nambija es el más conocido a nivel nacional e internacional y se encuentra ubicado en la provincia de Zamora Chinchipe, parroquia San Carlos de las Minas, perteneciente al cantón Zamora. En el sector minero Nambija existen numerosas galerías y cámaras (salones) donde cientos de mineros emplearon métodos tradicionales y rudimentarios para la extracción de mineral, lo que causó la depredación e inestabilidad del yacimiento así como graves incidentes, accidentes y severos problemas ambientales que han sido conocidos a través del tiempo. La actividad minera realizada por casi tres décadas de manera desordenada y caótica, ha provocado que el macizo rocoso se haya debilitado, generando deslizamientos y hundimientos que han dado como resultado pérdidas económicas, ambientales y sociales como: destrucción de familias, migración, pérdida de viviendas, pérdidas de un número no determinado de vidas humanas y que en la actualidad siguen poniendo en peligro a los trabajadores mineros y a la comunidad de Nambija, mencionando como ejemplo, el deslizamiento ocurrido en 1993, donde Nambija sufrió una las peores tragedias registradas en la historia. Un deslizamiento del cerro en el sector El Tierrero cubrió por completo la población denominada "Las Brisas" causando la muerte de más 1000 personas (Evaluación de las zonas inestables en el sector de "El Tierrero", MRNN, 2010). Actualmente en el sector El Tierrero se están generando grietas que podrían ocasionar un fenómeno similar al causado en el año de 1993, por lo que se plantea realizar una estabilización de taludes en dicho sector que será una solución al inminente riesgo al que están expuestos los habitantes de la zona. 2 1.3. HIPÓTESIS Por lo anteriormente expuesto se plantea la siguiente pregunta de investigación: ¿La estabilización de taludes en el sector El Tierrero de la mina Nambija, permitirá solucionar el riesgo de deslizamientos al que están expuestos los habitantes de dicho sector? 1.4. JUSTIFICACIÓN Nambija se ha caracterizado a lo largo de su historia por desarrollar actividades mineras de manera empírica y anti técnica, lo que ha dado como resultado que existan condiciones de trabajo inseguras para los mineros del sector, la maquinaria, instalaciones y población en general, debido a la desorganizada extracción del mineral, a la extracción de rellenos y pilares, pero sobre todo la ubicación anti-técnica de escombros, colapsos de bloques de roca por la sobre-explotación y deslizamientos de tierra. El presente estudio se sustenta en la necesidad de desarrollar un diseño de estabilidad de taludes, que prevenga el riesgo de potenciales deslizamientos en el sector El Tierrero, y así evitar que se replique un evento nefasto para la población de Nambija, como lo fue el deslizamiento ocurrido en 1993. La realización de esta investigación beneficiará a los habitantes del sector El Tierrero, porque permitirá el desarrollo normal de sus actividades mineras y mejorará sus condiciones de seguridad laboral, salud y ambiente. 1.5. OBJETIVOS 1.5.1. Objetivo general Diseñar un modelo de estabilización de taludes en el sector El Tierrero de la mina Nambija. 1.5.2. Objetivos específicos Describir geológicamente la zona de estudio. Determinar el estado actual del sector El Tierrero con respecto a la inestabilidad de sus taludes. 3 Caracterizar geomecánicamente el macizo rocoso en el área de estudio por el Método de Bieniawski (RMR) y por el Índice de Resistencia Geológica (GSI). Identificar los movimientos en masa existentes en el sector. Analizar los monitoreos realizados con el extensómetro incremental INCREX y así establecer las compresiones y elongaciones a lo largo de los sondeos situados en el sector de estudio. Evaluar los monitoreos efectuados con GPS en modo diferencial (DGPS) en los puntos de control ubicados en el sector El Tierrero, para determinar los movimientos activos en los puntos definidos. Establecer el método de estabilización de taludes adecuado a las características geológicas - geotécnicas de la zona de estudio. 1.6. FACTIBILIDAD Y ACCESIBILIDAD 1.6.1. Factibilidad del estudio La presente investigación es factible, porque cuenta con el talento humano del estudiante, tutor y asesoramiento técnico de profesionales del INIGEMM, para llegar a concluir satisfactoriamente el presente trabajo; además existe el interés por parte de los mineros de Nambija, los cuales han permitido el acceso al sector afectado y a sus sitios de trabajo, para recopilar la información necesaria requerida en la presente investigación. En cuanto a los recursos bibliográficos necesarios para efectuar el estudio, el INIGEMM dispone de la información requerida para la ejecución de este trabajo, además que se cuenta con libros, artículos, manuales y acceso a páginas web para realizar consultas sobre conceptos o metodologías acerca del tema en estudio. 1.6.2. Accesibilidad a la información El Instituto Nacional de Investigación Geológico, Minero, Metalúrgico (INIGEMM), ha autorizado la utilización de la información referente a los estudios realizados en la localidad de Nambija, los cuales serán fundamentales para cumplir con los objetivos planteados en la presente tesis. 1.7. ESTUDIOS PREVIOS Los primeros estudios realizados en el sector de Nambija, fueron elaborados desde el año 1982, los cuales contenían información geológica regional y local de la zona, sin embargo varios de estos 4 estudios tenía un aporte limitado en cuanto a la geología local de Nambija se refiere, no obstante existe información más a detalle dentro de las investigaciones realizadas por Geomines y Gold Fields Ecuador. En la tabla 1.1 a continuación, se nombran los organismos nacionales e internacionales que realizaron estudios en Nambija. Tabla 1.1: Estudios realizados en Nambija. ORGANISMOS PAÍS AÑO DE ESTUDIO Empresa Minera Cumbaratza S.A. Ecuador 1982 INEMIN Ecuador 1983 Compañía Minera Placer Dome Chile 1985 Wright Engineers Canadá 1986 Geomines Canadá 1987 Rayrock Yellowknife Canadá 1987 Robertson Group PLC Reino Unido 1988 Misión Británica Reino Unido 1988 Newmont Overseas Exploration Estados Unidos 1991 Placer Dome International Estados Unidos 1992 Gold Fields Ecuador Ecuador - Sudáfrica 1994 Mining Andos S.A. Canadá 1996 Cooperativa de Producción Minera "Once de Julio" Ecuador 2000 PRODEMINCA Ecuador 2000 Fuente: Geología de Nambija Escala 1:2000; PRN - INIGEMM, 2013. 5 CAPÍTULO II 2. MARCO TEÓRICO 2.1. MARCO INSTITUCIONAL Los actores o instituciones que intervienen en Nambija y tienen incidencia específica en el desarrollo tanto de las actividades mineras como de problemáticas inherentes (social, seguridad, ambiente), son: Ministerio Coordinador de Sectores Estratégicos (MICSE).- Su función es dirigir las políticas y acciones de las instituciones que integran los Sectores Estratégicos, para que mediante la ejecución coordinada, articulada y eficiente de planes, programas y proyectos sectoriales e intersectoriales, se propicie el cumplimiento del Plan Nacional de Desarrollo, el mejoramiento de la calidad de vida de los ciudadanos y se fomente la eficiencia en las instituciones. Ministerio de Minería.- El Ministerio de Minería, en su calidad de Ministerio Sectorial, es el rector y ejecutor de la política minera, está encargado de formular, planificar, dirigir, gestionar y coordinar la aplicación de directrices, planes, programas y proyectos del sector minero. Le corresponde garantizar la explotación sustentable y soberana de los recursos metálicos y minerales no metálicos, formulando y controlando la aplicación de políticas, investigando y desarrollando los sectores minero y metalúrgico. Ministerio del Ambiente (MAE).- El Ministerio del Ambiente es la autoridad ambiental nacional rectora, coordinadora y reguladora del Sistema Nacional Descentralizado de Gestión Ambiental, sin perjuicio de otras competencias de las demás instituciones del Estado. Le corresponde dictar las políticas, normas e instrumentos de fomento y control, a fin de lograr el uso sustentable y sostenible, y la conservación de los recursos naturales encaminados a asegurar el derecho de los habitantes a vivir en un ambiente sano y apoyar el desarrollo del país. Instituto Nacional de Investigación Geológico, Minero, Metalúrgico (INIGEMM).- Es la institución que genera y administra la información científica y tecnológica, geológicominera-metalúrgica a nivel nacional, con el objetivo de mejorar y establecer un ordenamiento territorial orientado al desarrollo sostenible y sustentable de los recursos minerales. Agencia de Regulación y Control Minero (ARCOM).- Corresponde a uno de los principales actores en la situación minera de Nambija, porque le corresponde la regulación 6 y el control de los derechos mineros en el aprovechamiento racional, técnico, socialmente responsable y ambientalmente sustentable de los recursos naturales no renovables, enmarcados en normativa legal y ambiental vigente. Entre sus competencias se encuentra la presencia directa en el sector minero como el organismo estatal de regulación y gestión del Estado central a través de la regulación y control de las actividades de exploración, explotación minera y beneficio de minerales. Secretaría Nacional de Gestión de Riesgos (SNGR).- Su accionar se remite a la protección de personas y colectividades de los efectos negativos de desastres de origen natural o antrópico, mediante la generación de políticas, estrategias y normas que promuevan capacidades orientadas a identificar, analizar, prevenir y mitigar riesgos para enfrentar y manejar eventos de desastre; así como para recuperar y reconstruir las condiciones sociales, económicas y ambientales afectadas por eventuales emergencias o desastres. Condominios Norte y Sur.- Son los concesionarios del sector minero de Nambija, las cuales tienen alrededor de 14 años de existencia. Son los entes de control de las actividades mineras de concesionarios y posibles operadores mineros, se respaldan en las cuestiones legales realizando actividades formales, pagando al Estado regalías, patentes y utilidades. Buscan mejorar el sistema de explotación rindiendo obligaciones al Estado. 2.2. MARCO LEGAL Este estudio se ha desarrollado tomando en cuenta las siguientes leyes y reglamentos: Constitución de la República del Ecuador, Registro Oficial 449, última modificación 13jul-2011. Ley de Minería, Registro Oficial Suplemento 517, 29-ene-2009. Ley de Minería, Registro Oficial Suplemento 517, última modificación 16-jul-2013. Reglamento General de la Ley de Minería, Registro Oficial 67 del 16-nov-2009. Reglamento de Seguridad y Salud en el Trabajo del Ámbito Minero, Registro Oficial 247 del 16-mayo-2014. Reglamento de Seguridad y Salud de los Trabajadores y Mejoramiento del Medio Ambiente de Trabajo, Decreto Ejecutivo 2393 de 17-nov-1986. Reglamento de Seguridad y Salud para la Construcción y Obras Públicas. Plan Nacional de Desarrollo del Sector Minero 2011 - 2015. Plan Nacional para el Buen Vivir 2009 - 2013. Plan Nacional para el Buen Vivir 2013 - 2017. Plan Nacional de Seguridad Integral. 7 Código de Trabajo. 2.3. MARCO ÉTICO El Instituto Nacional de Investigación Geológico, Minero, Metalúrgico, tiene la competencia para generar, sistematizar, focalizar, y administrar la información geológica en todo el territorio nacional, para promover el desarrollo sostenible y sustentable de los recursos minerales y prevenir la incidencia de las amenazas geológicas y aquellas ocasionadas por el hombre, en apoyo al ordenamiento territorial (República del Ecuador, Asamblea Nacional Constituyente, 2013). 2.3.1. Misión del INIGEMM "Generar, sistematizar y administrar la información científica y tecnológica: geológico-minerametalúrgica a nivel nacional, para coadyuvar a un ordenamiento territorial orientado al desarrollo sostenible y sustentable de los recursos minerales, así como a la gestión preventiva ante las amenazas geológicas en las actividades de la comunidad" (INIGEMM, 2009). 2.3.2. Visión del INIGEMM "Consolidar su presencia en el sector geológico-minero-metalúrgico como el organismo estatal rector de la investigación científica y tecnológica geológico-minera-metalúrgica, productor de información técnica confiable, efectiva y transparente, promotor del desarrollo tecnológico para un aprovechamiento sostenible y sustentable y desarrollo del sector geológico minero, propiciando la armonía entre la explotación económica de estos recursos, la naturaleza, y la sociedad" (INIGEMM, 2009). 2.3.3. Valores Institucionales Honestidad: Proceder con rectitud, disciplina, honradez y mística en el cumplimiento de sus obligaciones, y en la elaboración de productos o la prestación de servicios de responsabilidad del Instituto Nacional de Investigación Geológico, Minero, Metalúrgico. Lealtad y compromiso con el país: Actuar con lealtad dentro del Marco Institucional, empoderándose de la misión y objetivos nacionales, y en consecuencia con las políticas emanadas por la Presidencia de la República. Servicio: Actitud positiva hacia el trabajo, a fin de satisfacer las necesidades y expectativas de sus clientes internos y externos de la institución. 8 Transparencia: Característica de los servidores del Instituto Nacional de Investigación Geológico, Minero, Metalúrgico que se manifiesta con un trabajo imparcial, desvinculado de intereses particulares y sujeto al rigor científico-técnico, reflejados en la idoneidad y efectividad de sus acciones y resultados, en el marco de principios éticos y morales de la convivencia institucional y social. Responsabilidad Social: Compromiso que adquieren los servidores del Instituto Nacional de Investigación Geológico, Minero, Metalúrgico para alcanzar la visión de la Entidad, que les permite asumir las consecuencias de sus acciones y decisiones en el cumplimiento de sus deberes y obligaciones con la ciudadanía, de tal manera que incrementen sus niveles de confianza y estabilidad de sus relaciones institucionales. Trabajo en equipo: Coordinación del talento humano en la consecución de metas y objetivos de la Entidad (INIGEMM, 2009). 2.4. MARCO REFERENCIAL 2.4.1. Antecedentes Nambija, desde su descubrimiento ha sido afectado por la constante explotación anti-técnica y altamente contaminante, la cual ha generado una situación inmanejable en cuanto al tema social, ambiental y técnico por los organismos estatales de control. Desde la década de 1970 hasta la actualidad, el Distrito Minero Nambija se ha mantenido en permanente actividad, teniendo como factor principal el valor económico del oro, adicional la explotación rudimentaria ha conllevado a problemas socio-ambientales, alto grado de contaminación y sobre todo deslizamientos y hundimientos de macizos rocosos que pone en riesgos la seguridad del sector (Estudio geotécnico GSI del macizo rocoso del sector El Tierrero, como parte del proceso de levantamiento de la suspensión de actividades en el Distrito Minero Nambija INIGEMM-ARCOM, 2013). El fenómeno de inestabilidad de laderas puede ser provocado por diferentes factores entre los que se encuentran los condicionantes, que depende de las características intrínsecas de las laderas como son la geomorfología, geología, características de los suelos de cobertura superficial, geohidrología y vegetación; y los factores desencadenantes o factores externos que influyen en el tipo de movimiento, magnitud y velocidad del mismo, entre los que destacan la lluvia, los terremotos y la influencia de la actividad humana; siendo este último, un factor fundamental de la problemática existente en la zona (Análisis de estabilidad de laderas en el sector minero de Nambija, PRN INIGEMM, 2013). 9 Como consecuencia de estos fenómenos de inestabilidad del macizo rocoso, el Ministerio de Recursos Naturales No Renovables (MRNNR) a través del INIGEMM estableció ejecutar el Proyecto Rehabilitación Nambija (PRN) (2010 - 2013), cuyo objetivo fue indagar la dinámica de los fenómenos de remoción en masa en todo Nambija y así definir zonas críticas las cuales serían investigadas hasta llegar a obtener un modelo real de la inestabilidad del sector, que permita ser la base para la implementación de acciones posteriores que precautelen la vida de la población de Nambija y otras minas del distrito. La presente investigación tiene el objetivo de proponer acciones concretas que reduzcan el riesgo de deslizamientos en Nambija, siendo el sector de El Tierrero el centro del presente estudio, debido a que es la zona de más alto riesgo, por lo cual dar solución a los problemas de movimientos en masa existentes en el sector es de suma importancia y de alta prioridad, para evitar un evento similar al ocurrido en 1993. 2.4.2. Ubicación El área de estudio se encuentra ubicada en la parroquia San Carlos de las Minas, cantón Zamora, provincia de Zamora Chinchipe, en la región Sur-Oriente del Ecuador (mapa 2.1). Mapa 2.1: Ubicación político-administrativa de Nambija. Fuente: División político administrativa; INEC, 2012. La mina Nambija se encuentra ubicada cartográficamente en la Hoja Topográfica de Zamora, referenciada al DATUM WGS 84 y a la zona geográfica 17S, y tiene las siguientes coordenadas 10 UTM (tabla 2.1), las cuales fueron tomadas como parte del levantamiento superficial del sector Nambija realizado por el Proyecto Rehabilitación Nambija del INIGEMM. Tabla 2.1: Límites de la concesión Nambija. LÍMITES DEL SECTOR NAMBIJA X* Y* PUNTO 745332 9550117 LE-1 745736 9550117 LE-2 74536 9549808 LE-3 745860 9549808 LE-4 745860 9549365 LE-5 745717 9549365 LE-6 745717 9549320 LE-7 745585 9549320 LE-8 745585 9549242 LE-9 745554 9549242 LE-10 745554 9549190 LE-11 745505 9549190 LE-12 745505 9549083 LE-13 745300 9549083 LE-14 745300 9549205 LE-15 745255 9549205 LE-16 745255 9549336 LE-17 745200 9549336 LE-18 745200 9549522 LE-19 745139 9549522 LE-20 745139 9549565 LE-21 745023 9549565 LE-22 745023 9549890 LE-23 745332 9549890 LE-24 (*) DATUM WGS 84 Fuente: Geología de Nambija Escala 1:2000; PRN - INIGEMM, 2013. Los límites del sector Nambija (anexo 2.1), corresponden a un área de 59 ha, las cuales abarcan la totalidad de sitios donde se desarrolla actividad minera. 11 2.4.3. Acceso Para acceder al sitio de estudio se debe llegar a la ciudad de Zamora, que se encuentra a una distancia aproximada de 450 km (12 horas aproximadamente) desde la ciudad de Quito, y por vía aérea se puede llegar hasta el aeropuerto La Toma, que se encuentra ubicado en Catamayo a 38 km al oeste de Loja, para luego viajar un tiempo aproximado de 2 horas vía terrestre hasta la ciudad de Zamora. Desde Zamora se transita por medio de una vía de primer orden, en dirección norte hasta el poblado de Namirez, donde se cruza a través de un puente metálico el Río Zamora, para continuar por un camino de segundo orden en dirección este hasta llegar a la parroquia de San Carlos de las Minas; en este sitio se tienen dos opciones para ingresar a Nambija, ya sea por una vía que llega a la parte alta de Mapasingue, o por la vía que lleva al antiguo terminal de mulas. Este trayecto desde la ciudad de Zamora hasta Nambija es de aproximadamente 20 km (alrededor de 90 minutos). En el anexo 2.2 se ilustra las vías de acceso a la mina Nambija desde la ciudad de Zamora. 2.4.4. Geomorfología e Hidrografía Nambija se encuentra ubicado en una zona montañosa muy irregular en cuanto a su topografía, yacente al oeste de la cresta de la Cordillera de Nanguipa, con valles muy profundos en forma de "V" y fuertes pendientes que van desde los 20° a 70°, factor importante para que se origine la presencia de fenómenos de remoción en masa. El rango de altura en el que se encuentra el sector Nambija está entre los 1842 msnm en donde se localiza el sector La Cascada (cota más baja), hasta los 2029 msnm donde se ubica el sector Mapasingue (cota más alta). Hidrográficamente Nambija pertenece a la cuenca del río Nambija, que tiene una dirección de flujo E-W, y la cual pertenece a la gran cuenca del río Zamora. El patrón de drenaje de Nambija es dendrítico y consiste en varias quebradas que presentan direcciones de flujo N-S, es decir que sus direcciones de flujo son perpendiculares al del drenaje principal. Cabe recalcar que varias quebradas han sido desviadas de su curso natural, con el fin de aprovechar su recurso para actividades mineras o para el consumo humano. Tanto las quebradas De Fierro, Del Hierro, Cambana y Calisto son tributarias al Río Nambija. 12 2.4.5. Clima, Flora y Fauna De acuerdo a los datos obtenidos por el Instituto Nacional de Meteorología (INAMHI), se puede observar que el rango de temperatura en Nambija está entre los 16°C a 18°C, que corresponden a un clima templado. La precipitación varía entre 2500 mm a 3500 mm anuales, siendo los meses entre febrero y julio los más lluviosos. En cuanto a la flora existente en Nambija, se destacan dos tipos de bosques: Bosque de Neblina Montano, el cual se caracteriza por la presencia de árboles cargados de abundante musgo que llegan a medir hasta 8 m de altura y una gran diversidad de orquídeas, bromelias y otras epífitas (fotografía 2.1). Esta zona de vida está representada en la parte alta del Condominio Norte de Nambija. Fotografía 2.1: Parches de Bosque de Neblina Montano ubicados al norte en el sector de El Tierrero. Fuente: Línea base ambiental del sector de Nambija; MAE, 2010. Matorral Húmedo Montano Bajo, se caracteriza porque su vegetación es extremadamente densa, con árboles que alcanzan alturas mayores a 8 m y densamente poblados de epífitas y hepáticas (fotografía 2.2). Esta zona de vida está representada en la parte alta del Condominio Sur de Nambija. 13 Fotografía 2.2: Parches de Matorral Húmedo Montano Bajo en las laderas de las montañas al sur de Nambija. Fuente: Línea base ambiental del sector de Nambija; MAE, 2010. Las especies animales identificadas en Nambija han sido varias, destacando sobre todo la presencia de aves y mamíferos. Aves como: paloma doméstica, garcilla estriada, gallinazo, gavilán campestre, colibrí jaspeado, espatulilla común, urraca inca, gallo de la peña, picaflor franquiblanco, tangara dorada, gorrión europeo, cuco ardilla, entre otras (fotografías 2.3 y 2.4). a) b) Fotografías 2.3 y 2.4: Especies de aves halladas en Nambija; a) Picaflor franquiblanco y b) Colibrí jaspeado. Fuente: Línea base ambiental del sector de Nambija; MAE, 2010. Mamíferos como: raposa común, armadillo, guatusa, murciélago, venado, mono nocturno, conejo, entre otros (fotografías 2.5 y 2.6). 14 Fotografías 2.5 y 2.6: Especies de murciélagos encontrados en Nambija. Fuente: Línea base ambiental del sector de Nambija; MAE, 2010. 2.4.6. Aspectos socio-económicos de la población del área de estudio Es menester recalcar que los aspectos sociales y económicos constituyen una parte fundamental al analizar las condiciones generales de las actividades extractivas en general, ya que a partir de los mismos se comprenden estructuras de pensamiento y paradigmas de percepción que organizan la vida comunitaria y permiten la realización de las diferentes actividades laborales, en este caso del trabajo en minería. Es fundamental mencionar, que estos factores repercuten en el desarrollo social y económico de la minería en la comunidad de Nambija. La importancia de la actividad minera en la zona aurífera de Nambija no solo radica en su tradición histórica a partir del siglo XVI, sino que actualmente constituye la principal actividad económica para el desarrollo de la vida de esta población, convirtiéndose en el sustento de la mayoría de familias del sector, y contribuyendo a la satisfacción de necesidades básicas. La minería intensifica la economía local generando fuentes de empleo, dinamiza otras actividades productivas como negocios locales, restaurantes, tiendas, entre otras, mejorando en general, los niveles de rentabilidad económica del sector. A esta realidad puramente económica se suma el análisis de otros aspectos como el empleo, el mejoramiento de calidad de vida en la comunidad, mejoramiento en los indicadores de desarrollo humano en todo el sector, entre otros, que no se llegan a cumplir a pesar del movimiento económico en el sector. 15 CAPÍTULO III 3. DISEÑO METODOLÓGICO 3.1. TIPO DE ESTUDIO El presente trabajo es un estudio de tipo descriptivo y prospectivo. Descriptivo, debido a que se analizará la geología, las características geomecánicas del macizo rocoso así como los procesos geodinámicos de la zona, que son las variables a considerar para el diseño de estabilidad de taludes en el sector de estudio. Prospectivo, porque los resultados de este estudio servirán como base de otras investigaciones futuras en la zona. La mayor parte de este estudio se efectuará a través de una investigación de campo, con el objetivo de recolectar información geológica, geomecánica y geodinámica de la zona de estudio, además de tomar muestras para la realización de ensayos con el fin de determinar las propiedades físicomecánicas del macizo rocoso. 3.2. UNIVERSO Y MUESTRA Para realizar este proyecto de investigación se ha seleccionado como universo a la mina Nambija, la cual se encuentra ubicada en la parroquia San Carlos de las Minas, cantón Zamora, provincia de Zamora Chinchipe. La muestra para este estudio está conformada por el sector El Tierrero, lugar de más alto riesgo a potenciales deslizamientos, los cuales pueden causar una tragedia similar a la ya producida en el sector en el año de 1993 donde murieron alrededor de 1000 personas. 3.3. MÉTODOS Y TÉCNICAS Para la clasificación geomecánica del macizo rocoso en la zona de estudio, se aplicará el método de Índice de Resistencia Geológica (GSI), además se empleará el método de Clasificación de Bieniawski (RMR), de los cuales se obtendrá una comparación que permitirá afianzar los 16 resultados de la caracterización del macizo rocoso, los mismos que estarán apoyados por ensayos de laboratorio. La determinación de la geodinámica en el sector El Tierrero, se realizará en base a los resultados obtenidos por las campañas de monitoreo efectuados con GPS en modo diferencial (DGPS) y Extensómetro Incremental INCREX, los cuales reflejarán el sentido del movimiento de los fenómenos de remoción en masa existentes en el sector de estudio. 3.4. RECOLECCIÓN Y PROCESAMIENTO DE DATOS La información necesaria para este estudio será recolectada principalmente de los informes generados por el INIGEMM a través del Proyecto Rehabilitación Nambija, también se obtendrá información de libros pertinentes al tema de análisis, tesis de grado, manuales, catálogos y estudios realizados de la zona por otras instituciones públicas y privadas. La información recolectada será clasificada y analizada por medio del programa Microsoft Excel, que permitirá la elaboración de tablas y gráficos, para una visualización mejor de los resultados obtenidos. Para la generación de mapas y gráficos se utilizarán los programas AutoCAD Civil 3D 2012, y ArcGis 10.2, los cuales permitirán representar de manera más ilustrativa y didáctica datos, registros e información contenidos en la presente tesis. La aplicación del software DIPS, permitirá determinar el número de familias de discontinuidades presentes en el macizo rocoso, procesando los datos estructurales obtenidos durante el mapeo geomecánico. Para el diseño de estabilidad de taludes se utilizará el software de modelado 3D y planificación minera Vulcan, el cual permitirá dimensionar todos los parámetros geométricos considerados para la construcción de dicho diseño. 17 CAPÍTULO IV 4. MARCO GEOLÓGICO 4.1. GEOLOGÍA REGIONAL El Distrito Minero de Nambija involucra el complejo batolítico de Zamora de edad Jurásica y una faja de rumbo N-S de rocas volcano-sedimentarias y volcánicas, parcialmente skarnificadas, asignadas a la Unidad Piuntza datada con fósiles de edad Triásica (Litherland, Aspden, & Jemielita, 1994). La secuencia estratificada constituye un heterogéneo techo colgante (roof pendant) preservado como una faja en la parte alta de la cordillera de Nanguipa. Rocas volcánicas y subvolcánicas porfídicas de edad Cretácica se reportan adicionalmente en la zona (PRODEMINCA, 2000). La secuencia volcanoclástica Triásica está constituido principalmente por tobas, tufitas y lutitas finamente estratificadas, de composición intermedia a ácida y tamaño de grano variable, una extensa variedad de brechas líticas, lavas basálticas hasta andesíticas, y subordinados niveles de rocas calcáreas. Estas rocas se encuentran variablemente skarnificadas, pero en general afectadas por diferentes tipos de alteración hidrotermal. Algunas secuencias de lutitas negras que ocurren en el distrito, han sido asignadas a la Unidad Isimanchi del Paleozóico (Litherland, Aspden, & Jemielita, 1994) pero más probablemente representan las facies sedimentarias de la Formación Santiago del Liásico (Tschopp, 1953), extensamente expuestas hacia el Norte en la cuenca del río Santiago. El Jurásico Medio a Tardío está representado por el complejo batolítico calcoalcalino que incluye varios pulsos magmáticos de una historia geológica compleja, con numerosas dataciones jurásicas. El cuerpo batolítico principal consiste de una extensa granodiorita hornbléndica y varios stocks menores de monzonita, sienita porfirítica y varios cuellos o domos de riolita/dacita, localmente afectados por diques de composición intermedia hasta ácida. Regionalmente, se tiene una relación magmatismo-volcanismo de arco continental jurásico, con las rocas volcánicas y volcanosedimentarias andesíticas de la Formación Misahuallí, sin embargo estas rocas Jurásicas están mal discriminadas del volcanismo Triásico. 18 La presencia de un complejo volcánico en los niveles estratigráficos superiores de Nambija, relacionado con intrusiones menores como las de Cumay y Tumi, presupone la ocurrencia de un evento magmático – volcánico datado del Cretácico. Estos conjuntos litológicos presentan un amplio potencial para mineralizaciones de tipo pórfido cuprífero e hidrotermal vetiforme, como lo indican los prospectos y minas presentes en la Cordillera de Cóndor y hacia el norte, donde actualmente Ecuacorrientes (ECSA) desarrolla el Proyecto Mirador, con un significativa reserva mineral para Cu-Au. En este sentido el potencial en mineral del suroriente ecuatoriano tiene un amplio espectro que abarca los tipos pórfidos de Cu-Au, epitermal aurífero huésped en skarn e hidrotermales vetiformes. Existe controversia sobre la naturaleza de la mineralización aurífera en el Distrito de Nambija, ya que unos investigadores indican una mineralización relacionada con skarn oxidado (Fontboté, Vallance, Markowski, & Chiaradia, 2004) o que se trata de una mineralización tardía epitermal huésped en skarn (PRODEMINCA, 2000); (Egüez, 2006). Los estudios radiométricos utilizando U/Pb, Re/Os, confirman las edades de los eventos de magmatismo del Jurásico (Chiaradia, y otros, 2009), pero existe controversia en cuanto a la edad de la mineralización atribuida a eventos hidrotermales del Cretácico determinadas con el método de K/Ar (PRODEMINCA, 2000). Se debe destacar que uno de los problemas geológicos que se mantienen en el distrito, es la discriminación de los productos volcánicos que forman parte de la secuencia Triásica, de aquellos que se encuentran discordantes sobre la secuencia skarnificada y que probablemente están relacionados con el magmatismo y volcanismo del Cretácico. En el mapa 4.1 se muestra el mapa geológico del Distrito Minero Nambija. 19 Mapa 4.1: Mapa Geológico del Distrito Minero Nambija. Fuente: PRODEMINCA, 2000 20 4.2. GEOLOGÍA LOCAL 4.2.1. Unidad Basal Aflora en la parte occidental del campo Nambija, a lo largo de la quebrada Nambija y en el carretero de acceso a la zona de Mapasingue. Consiste de lavas verdes andesíticas afaníticas a subporfiríticas que se intercalan con tobas de lapilli que gradúan a brechas finas de colores gris verdoso blanquecino, de composiciones dacíticas (fotografía 4.1). Estas rocas no presentan skarnificación y solo presentan epidotización y alteración propilítica. Se encuentran cortadas por diques Tardíos que cortan a la secuencia skarnificada superior. Se estima una potencia de al menos 150 m para esta unidad. Fotografía 4.1: Tobas dacíticas diaclasadas de la Unidad Basal. Fuente: Geología de Nambija Escala 1:2000; PRN - INIGEMM, 2013. 4.2.2. Unidad Inferior Aflora en el sector del Playón, entre las cascadas 1 y 2 y consiste de una secuencia de unos 50 metros de espesor, de intercalaciones de tobas masivas altamente estratificadas que se intercalan con lutitas y areniscas de grano fino, con variable silicificación (fotografía 4.2). 21 Fotografía 4.2: Intercalaciones de lutitas de la Unidad Inferior. Fuente: Geología de Nambija Escala 1:2000; PRN - INIGEMM, 2013. 4.2.3. Unidad Superior Constituye la unidad principal que aloja la mineralización. Consiste de una compleja secuencia de tobas, tobas de lapilli variablemente skarnificadas y brechas piroclásticas y epiclásticas. Parece existir una secuencia de brechas y tobas de entre 10 y 30 metros (GOLDFIELDS, 1993). La parte alta de la secuencia está dominada por tobas siliceas grises masivas algo epidotizadas que se intercalan con brechas silicificadas, que se observan sobre los trabajos mineros más altos del sector de Mapasingue (fotografía 4.3). La secuencia tiene unos 200 metros de potencia que localmente aparenta ser mayor debido seguramente a los desplazamientos verticales en las fallas. Fotografía 4.3: Intercalaciones de tobas skarnificadas de la Unidad Superior. Fuente: Geología de Nambija Escala 1:2000; PRN - INIGEMM, 2013. 22 4.2.4. Unidad Volcánicos Tierrero Aflora en el sector de El Tierrero y hacia el Este. Consiste de tobas masivas y lavas andesíticas de coloraciones verdosas, parcialmente silicificadas y epidotizadas. La naturaleza volcánica de estas rocas no ha permitido una adecuada cartografía, habiéndose confundido con las rocas de la Unidad Basal. Hacia el Sur del campo Nambija los volcánicos de El Tierrero sobreyacen en discordancia a las secuencias skarnificadas, aunque en el campo Nambija no se ha reportado la discordancia, esta se encuentra inferida porque los volcánicos se habrían depositado sobre y posterior a la formación de un graben que aloja a los volcanosedimentos skarnificados (GOLDFIELDS, 1993). Una falla de dirección N-S en el sector del Banco Central constituiría el límite del graben que habría operado durante la sedimentación y permitiendo que solo la parte superior de la Unidad Superior se preserve bajo los Volcánicos El Tierrero. El espesor de los volcánicos sobrepasa los 200 metros. En la figura 4.1 se muestran las relaciones estratigráficas descritas para las diferentes unidades. Figura 4.1: Columna estratigráfica general del campo minero Nambija. Fuente: Ing. Arturo Egüez, Ph.D; PRN - INIGEMM, 2012. 23 En el anexo 4.1, se ilustra el mapa geológico de Nambija, donde se representa la constitución geológica de la mina Nambija. 4.3. GEOLOGÍA ESTRUCTURAL Las estructuras del Distrito de Zamora están dominadas por la falla regional de cabalgamiento Palanda y las fallas biseladas con tendencia N-S de La Canela y Nangaritza que dividen al batolito de Zamora en tres segmentos tectónicos definidos de Este a Oeste como los sub-distritos mineros de Gualaquiza, Cumbaratza y Zumba. Estas fallas regionales alojan pequeñas rebanadas tectónicas de las formaciones Napo y Hollín (PRODEMINCA, 2000). El batolito de Zamora está limitado al Este por la falla El Cóndor de tendencia NNE-SSW en contacto tectónico con la Formación Misahuallí (PRODEMINCA, 2000). Las estructuras principales en el Distrito de Zamora son: Estructuras regionales con dirección andina (N-S y NNE - SSW) las cuales delimitan terrenos litotectónicos y además constituyen el principal control del magmatismo y la metalogénesis en la región. Fallas secundarias con dirección NE - SW a ENE - WSW que se relacionan con la mineralización. Fallas secundarias con lineamientos WNW los cuales son complementarios al sistema de fallas NE a ENE (PRODEMINCA, 2000). La ocurrencia del graben en el Cinturón de Nambija, limitado por fallas con dirección N-S, ha preservado a rocas de edad pre a sin-batolítica como techos colgantes que han sido parcialmente Skarnificadas (PRODEMINCA, 2000). En el anexo 4.2, se ilustra el mapa estructural de Nambija, el cual permite visualizar las estructuras geológicas principales y secundarias, existentes en la mina Nambija. 4.4. GEOLOGÍA DEL YACIMIENTO El Distrito Minero Nambija comprende las minas de Cumay, La Fortuna, Cambana, Campanillas, Nambija, Guaysimi, Tumi, Sultana y otras menores ocurrencias. La geología de estos depósitos y el tipo de mineralización es similar con ocurrencias explotables auríferas relacionadas con skarn e 24 indicios de mineralización Cu-Au y Cu-Mo relacionadas con pórfidos (Geología regional y local de Nambija, PRN - INIGEMM, 2012). 4.4.1. Litología La litología predominante en el distrito es de naturaleza volcano sedimentaria con alternancias de depósitos desde proximales (brechas volcánicas) hasta distales de ambiente lacustre (lutitas), intercalándose con brechas piroclásticas y depósitos de caída tales como tobas de granulometría variable, hasta cenizas. Sedimentos retrabajados en ambientes turbulentos muestran brechas intraformacionales con clastos y bloques en matriz tobácea. Se distinguen variaciones laterales de facies en diferentes escalas y evidencias de deformación synsedimentaria (simultáneo al proceso de sedimentación) tales como pliegues, slumps, discordancias progresivas. Existen indicios de actividad de ciertas fallas durante la sedimentación, lo cual parece haber controlado la depositación y/o erosión de los volcano sedimentos. Las rocas calco silicatadas forman horizontes estratigráficos primarios (preservados) de espesores variables desde pocos centímetros hasta unos cuantos metros (Geología regional y local de Nambija, PRN - INIGEMM, 2012). 4.4.2. Estructuras La disposición regional de las rocas skarnificadas en lo alto de la Cordillera de Nanguipa a lo largo del distrito aparece controlada por un sistema de fallas N-S. Algunos trabajos refieren la ocurrencia de un graben pero no se presentan evidencias estructurales que sustenten la aseveración. Sin embargo, las rocas volcano sedimentarias afloran en las partes altas de la cordillera y dispuestas en los interfluvios formando un techo colgante (roof-pendant) y señalando que no existe una deformación de plegamiento importante. Otro sistema de fallas importante es NE-SW que presentan cinemática con desplazamiento de rumbo y aparece estrechamente relacionado con la mineralización de oro, especialmente en las zonas de intersección con fallas N-S a N-NE S-SW (PRODEMINCA, 2000). En muchos de los trabajos mineros se evidencian estas fallas de diferente magnitud y con alteraciones que denuncian su rol portador de los fluidos mineralizantes tardíos. 25 Un tercer sistema de fallas de dirección NW-SE está fuertemente marcado en la morfología y se visualiza claramente en fotografías aéreas e imágenes satelitales. La respuesta morfológica tiene que ver con la edad tardía de la deformación, sobreponiendo y desplazando los otros sistemas descritos. Fallas subhorizontales de cuarzo con sulfuros, ocasionalmente con oro, se reportan en varios de los campos mineralizados. Estas fallas coinciden o cortan la estratificación relicta. Se infiere que estas fallas operan en la última fase de mineralización que no es portadora de oro (Geología regional y local de Nambija, PRN - INIGEMM, 2012). 4.4.3. Mineralización y Alteraciones La principal mineralización en el Distrito Minero Nambija es de oro, pero se reportan asociaciones porfídicas de Cu-Au y Cu-Mo. El oro nativo aparece generalmente libre y tiene una pureza de alrededor del 90%, con un porcentaje de plata de 7 - 10%. El oro puede presentarse en granos de varios milímetros hasta de tamaño microscópico. La mineralización ocurre en bolsonadas de tamaño y leyes variables desde unos pocos gr Au/ton hasta 1 kg Au/ton, en casi todos los casos relacionados con las zonas de alteración en skarn (Geología regional y local de Nambija, PRN - INIGEMM, 2012). El skarn de Nambija, ha sido considerado como un skarn de Au oxidado cálcico según Hammarstrom (1992), Meinert (2000), Markowski (2003), Fontboté (2004), formado principalmente por cuerpos de granates color marrón grandita con piroxeno subordinado y epidota, asociado con intrusiones porfiríticas cuarzo-dioríticas y granodioriticas (Chiaradia, y otros, 2009). El Au en Nambija se encuentra estrechamente ligado con una fase de alteración retrograda caracterizada por la presencia de minerales típicos para esta fase: cuarzo, feldespato potásico (adularia), calcita, clorita, hematita, ± plagioclasa ±muscovita, trazas de pirita, calcopirita esfalerita y Au (Fontboté, Vallance, Markowski, & Chiaradia, 2004). En las zonas de alteración y a pequeña escala el oro ocurre en diferentes asociaciones: En agregados o diseminado en las aureolas alrededor de vetillas o bolsonadas de cuarzo. Diseminado en bolsonadas de cuarzo. Diseminado relacionado con microfracturamiento con cuarzo ahumado. Menos frecuente: Asociado con sulfuros, especialmente esfalerita. 26 Asociado con teluros y bismutinita. Los sulfuros ocurren como diseminaciones principalmente de pirita y en menor proporción calcopirita, pirrotina, esfalerita y galena. Frecuentemente se encuentra minerales de hierro como la magnetita y hematita en las paragénesis con oro. Lo característico de la mineralización en el Distrito Minero Nambija, es su distribución errática, aunque controlada por ciertas paragénesis de alteración en litofacies favorables y su proximidad a fallas alimentadoras. Este tipo de yacimientos son conocidos en el ámbito geológico minero por la espectacularidad de la ocurrencia de oro libre, pero con variaciones drásticas en la distribución espacial y concentración de oro, que dificultan de sobremanera la evaluación de los yacimientos (Geología regional y local de Nambija, PRN - INIGEMM, 2012). En el Distrito Minero Nambija se encuentran dos principales fases de alteración: skarnificación e hidrotermalismo (silicificación, alteración potásica, propilitización). Skarnificación.- Al igual que en los otros campos del distrito, las rocas favorables para la skarnificación han sido las tobas de diferente granulometría. Dos estadías de skarnificación se reconocen: la fase prógrada con el desarrollo de granditas y epidota, con un amplio espectro y difusión y la fase retrograda con granate verde, andradita y diópsido, como minerales principales. Cuarzo y hematita acompañan frecuentemente a esta última fase (Geología regional y local de Nambija, PRN - INIGEMM, 2012). Silicificación.- Es la alteración más frecuente y más extensamente desarrollada. Afecta a todas las rocas, aunque está mejor desarrollada en las tobas finas masivas o en los sedimentos. No hay evidencia para sugerir sí este proceso acompaña a la skarnificación o a la fase hidrotermal posterior (Geología regional y local de Nambija, PRN - INIGEMM, 2012). Alteración potásica.- Ocurre como parches o vetillas, principalmente en las rocas skarnificadas de los sectores Mapasingue, El Playón y El Arco. De manera general está representado por la asociación cuarzo – feldespato potásico, de color rosa con tonos variables de pálido a rojizo. Los estudios refieren como adularia, sanidina u ortoclasa. La mayor parte es adularia que caracteriza a una fase epitermal de baja sulfuración. A la alteración potásica se acompaña una sericitización y caolinización que no han sido diferenciadas de las diferentes fases del hidrotermalismo (Geología regional y local de Nambija, PRN - INIGEMM, 2012). 27 Propilitización.- La alteración propilítica Tardía está ampliamente expuesta en las rocas volcánicas tanto de la Unidad Basal cuanto de los volcánicos superiores de El Tierrero. Sin embargo tiene su expresión en los conjuntos skarnificados, con el desarrollo de clorita, sulfuros y calcita Tardía (Geología regional y local de Nambija, PRN - INIGEMM, 2012). 4.4.4. Recursos minerales disponibles en sector El Tierrero Para la evaluación del yacimiento, se debe considerar la distribución errática de la mineralización en este tipo de depósitos. Como se ha remarcado anteriormente la mineralización se concentra en bolsonadas más o menos ricas y de tamaños variables donde los controles o metalotectos constituyen las fallas y ciertos litotipos con ciertas condiciones de alteración. Específicamente, la mineralización es errática y pasa de zonas de bonanza a zonas estériles en unos pocos metros, lo cual dificulta la proyección del recurso más allá de unos pocos metros. Cualquier evaluación de recursos de un depósito mineral debe tomar en cuenta la distribución real de la mineralización en las tres dimensiones contemplando un muestreo uniforme, sistemático y validado estadísticamente (Geología regional y local de Nambija, PRN - INIGEMM, 2012). Para poder señalar los “recursos minerales potenciales”, estos han estado apoyados por muestreos de roca superficial e interior mina, siendo guiadas por los trabajos existentes en el sector, razón por la cual tienen una validez estadística limitada para una valoración real del yacimiento. Las muestras de roca superficiales tomadas, se encuentran distribuidas en los siguientes sectores, y se indican en la tabla 4.1. Tabla 4.1: Distribución por sectores de los puntos de muestreo superficial. MUESTRAS DE ROCA SUPERFICIAL SECTOR NÚMERO DE MUESTRAS El Tierrero I 13 El Tierrero II 13 El Arco 5 Las Brisas 18 Mapasingue 20 Quebrada Nambija 11 28 Los Cedros 4 TOTAL 84 Fuente: Geología de Nambija Escala 1:2000; PRN - INIGEMM, 2013. Las muestras de roca recolectadas interior mina, se ubican en los siguientes sectores, y se muestra en la tabla 4.2. Tabla 4.2: Distribución por sectores de los puntos de muestreo interior mina. MUESTRAS DE ROCA INTERIOR MINA SECTOR NÚMERO DE MUESTRAS El Tierrero I 92 El Tierrero II 29 La Olla 24 El Arco 37 Las Brisas 19 Mapasingue 144 Quebrada Nambija 14 El Playón 30 Mercado 41 TOTAL 430 Fuente: Geología de Nambija Escala 1:2000; PRN - INIGEMM, 2013. De las muestras tomadas tanto en superficie como en interior mina, se realizaron ensayos de copelación para determinar el contenido de Au, y así obtener una ley ponderada del mismo, categorizándolo por sector, como se indican en las tablas 4.3 y 4.4 a continuación. Tabla 4.3: Distribución por sectores de los puntos de muestreo superficial y datos de contenido de oro ponderado. MUESTRAS DE ROCA SUPERFICIAL SECTOR NÚMERO DE MUESTRAS LEY DE AU PONDERADO (gr Au/ton) El Tierrero I 13 0,4246 El Tierrero II 13 0,4123 El Arco 5 0,0420 Las Brisas 18 0,1172 29 Mapasingue 20 0,0975 Quebrada Nambija 11 0,0536 Los Cedros 4 0,0125 84 0,1970 TOTAL Fuente: Geología de Nambija Escala 1:2000; PRN - INIGEMM, 2013. Tabla 4.4: Distribución por sectores de los puntos de muestreo interior mina y datos de contenido de oro ponderado. MUESTRAS DE ROCA INTERIOR MINA SECTOR NÚMERO DE MUESTRAS LEY DE AU PONDERADO (gr Au/ton) El Tierrero I 92 0,7819 El Tierrero II 29 1,9527 La Olla 24 0,3345 El Arco 37 0,3384 Las Brisas 19 0,3933 Mapasingue 144 0,7160 Quebrada Nambija 14 0,0380 El Playón 30 0,8617 Mercado 41 0,1034 430 0,6733 TOTAL Fuente: Geología de Nambija Escala 1:2000; PRN - INIGEMM, 2013. Cabe destacar que los valores mencionados en las tablas 4.3 y 4.4 son un promedio general por sector, sin embargo en El Tierrero I se encontró dos muestras de roca superficial que reflejaron los valores más altos, dando una ley de Au de 2,88 gr Au/ton y 2,48 gr Au/ton, así mismo de las muestras de roca interior mina se obtuvieron leyes de 16,52 gr Au/ton y 23,62 gr Au/ton, ubicándose estas en El Tierrero II. En el anexo 4.3 y 4.4 se presentan los resultados del análisis ICP (barrido de 55 elementos) realizado en las muestras mencionadas anteriormente (exterior e interior mina respectivamente), esto con el fin de conocer y determinar elementos de interés económico que pudiesen ser evaluados en la mina Nambija. 30 CAPÍTULO V 5. GEOMECÁNICA DEL MACIZO ROCOSO DEL SECTOR EL TIERRERO 5.1. PROPIEDADES FÍSICO - MECÁNICAS DEL MACIZO ROCOSO 5.1.1. Peso específico Se denomina peso específico, al peso que posee la parte dura de la unidad de volumen de la muestra de roca en estado natural, y su fórmula para el cálculo se la expresa de la siguiente forma: Donde: ρ.- Peso específico de la roca; gr/cm3 G.- Peso de la parte dura de la muestra de roca; gr Vd.- Volumen de la parte dura de la muestra de roca; cm 3 El anexo 5.1, y la tabla 5.1 a continuación, muestran los resultados del ensayo de peso específico en rocas extraídas del sector El Tierrero. Tabla 5.1: Resultados de los ensayos de peso específico. PESO ESPECÍFICO MUESTRAS VALOR UNIDAD M1 3,53 gr/cm3 M2 3,62 gr/cm3 PROMEDIO 3,58 gr/cm3 Fuente: LABFIGEMPA - UCE. 5.1.2. Peso volumétrico Se denomina peso volumétrico, al peso que posee la unidad de volumen de la muestra de roca en estado natural, y se expresa de la siguiente manera: 31 Donde: γ.- Peso específico de la roca; gr/cm3 G.- Peso de la muestra de roca es estado natural; gr V.- Volumen total de la muestra de roca, incluyendo poros y fisuras; cm 3 A continuación en la tabla 5.2, se puede observar los resultados del ensayo de peso volumétrico en rocas extraídas del sector El Tierrero. Tabla 5.2: Resultados de los ensayos de peso volumétrico. PESO VOLUMÉTRICO MUESTRAS VALOR UNIDAD M1-1 3,47 gr/cm3 M1-2 3,51 gr/cm3 M2-1 3,49 gr/cm3 M2-2 3,54 gr/cm3 PROMEDIO 3,50 gr/cm3 5.1.3. Esponjamiento Es el aumento de volumen que sufren las rocas como resultado de la trituración o arranque, en comparación con el volumen que la roca ocupaba en el macizo. El esponjamiento se evalúa por el coeficiente de esponjamiento, el cual tiene una magnitud adimensional, y se lo expresa de la siguiente manera: Donde: Ke.- Coeficiente de esponjamiento Ve.- Volumen de la roca después del arranque; m 3 V.- Volumen de la roca en el macizo; m3 El coeficiente de esponjamiento se obtuvo a partir de una medición in situ, consiguiéndose los siguientes datos indicados en la tabla 5.3. 32 Tabla 5.3: Valor del coeficiente de esponjamiento medido in situ. PARÁMETROS VALOR Volumen del balde (cm3) 21960 Peso del balde con material (gr) 55000 Densidad esponjada (gr/cm3) 2,50 Peso volumétrico de la roca (gr/cm3) 3,50 Coeficiente de esponjamiento 1,40 5.1.4. Ángulo de talud natural Se denomina ángulo de talud natural, al ángulo formado por los lados de un cono de material suelto con respecto a la horizontal. Este ángulo se lo tomó in situ, midiendo el ángulo que formaban las rocas (fotografía 5.1) al ser arrojadas a la escombrera, de donde se obtuvo los siguientes resultados mostrados en la tabla 5.4. Fotografía 5.1: Medición in situ del ángulo de talud natural. Tabla 5.4: Valores del ángulo de talud natural medidos in situ. ÁNGULO DE TALUD NATURAL MEDICIONES VALOR UNIDAD 1 43 (°) 2 42 (°) 33 3 44 (°) PROMEDIO 43 (°) 5.2. RESISTENCIA DEL MACIZO ROCOSO 5.2.1. Resistencia a la compresión La resistencia a la compresión de una roca, es la medida de la capacidad de una muestra de roca a resistir una carga aplicada, hasta que esta se quiebre. El límite de resistencia a compresión de las rocas, se determina para un estado uniaxial, es decir sometiendo las muestras de roca a cargas uniaxiales. El límite de resistencia a la compresión en este caso se determina por la siguiente fórmula: Donde: Rc.- Resistencia a la compresión uniaxial; kgf/cm2 Pmáx.- Carga máxima sobre la muestra en el momento de su destrucción; kgf Fo.- Área transversal inicial de la muestra; cm 2 El anexo 5.2, y la tabla 5.5 a continuación, muestran los resultados de los ensayos de compresión uniaxial en las muestras de rocas extraídas del sector El Tierrero. Tabla 5.5: Resultados de los ensayos de compresión uniaxial. COMPRESIÓN UNIAXIAL MUESTRAS SECCIÓN (mm2) CARGA (KN) RESISTENCIA A LA COMPRESIÓN (MPa) RESISTENCIA A LA COMPRESIÓN (kg/cm2) M1 2805 202,0 72,01 734,29 M2 3080 253,2 82,21 838,30 M3 3135 173,2 55,25 563,38 69,82 711,99 PROMEDIO Fuente: Departamento de Ensayo de Materiales y Modelos - UCE. 34 5.2.2. Resistencia a la tracción El límite de resistencia a la tracción puede ser determinado por distintos métodos y se puede emplear muestras de formas regulares, semirregulares e irregulares. El método de Brasil es uno de los métodos por lo cual se determina este índice, ya que es considerado como una manera indirecta pero fácil de realizar, debido a que la geometría de la probeta es fácil de obtener. Empíricamente se puede obtener la resistencia a la tracción de la roca mediante la siguiente correlación: 5.2.3. Resistencia al cizallamiento Por resistencia al cizallamiento (al corte) se entiende, la resistencia que ofrece una parte de un cuerpo sólido a desplazarse en relación con su otra parte. Este ensayo permite determinar la magnitud de cohesión y el ángulo de rozamiento interno. Por correlación, la resistencia al cizallamiento se puede determinar mediante la siguiente expresión: 5.2.4. Coeficiente de resistencia de la roca M.M Protodiakonov denominó a la magnitud f como el coeficiente de rozamiento aparente o acrecentado y más tarde coeficiente de resistencia. El ángulo φ, que corresponde a la condición tan φ = f, más tarde fue denominado ángulo de resistencia interna de la roca. M.M Protodiakonov planteó que el coeficiente de resistencia a groso modo corresponde al 0,01 de la resistencia de la roca sometida a compresión simple. 35 Donde: f.- Coeficiente de resistencia. Rc.- Resistencia a la compresión uniaxial; kg/cm2 Entonces, reemplazando el valor de Rc tenemos: Por lo tanto el ángulo de resistencia interna de la roca es: 5.3. CARACTERÍSTICAS PETROGRÁFICAS DEL MACIZO ROCOSO Las características petrográficas del macizo rocoso del sector El Tierrero, se describen en la tabla 5.6 a continuación: Tabla 5.6: Características petrográficas del macizo rocoso del sector El Tierrero. CARACTERÍSTICAS PETROGRÁFICAS Color: Café amarillenta - blanquecina Estructura: Masiva -Calcita -Epidota Minerales: -Sulfuros metálicos: -Pirita -Calcopirita -Arsenopirita Tipo de Metamosfismo: Metasomatismo Protolito: Roca sedimentaria carbonatada Grado de Meteorización: Bajo Nombre de la Roca: SKARN DE CALCITA Y EPIDOTA 36 Las fotografías 5.2, 5.3, 5.4 y 5.5 ilustran el skarn de calcita y epidota que forma parte del macizo rocoso del sector El Tierrero, así como los minerales principales que conforman la mencionada roca. Fotografía 5.2: Skarn de calcita y epidota del sector El Tierrero. Fotografía 5.3: Calcita; skarn de calcita y epidota del sector El Tierrero. ; Fotografía 5.4: Epidota; skarn de calcita y epidota del sector El Tierrero. 37 Fotografía 5.5: Sulfuros metálicos; skarn de calcita y epidota del sector El Tierrero. 5.4. CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA DEL MACIZO ROCOSO Para la determinar la calidad del macizo rocoso del sector "El Tierrero", se realizó un mapeo geomecánico en las labores subterráneas de 9 sociedades mineras de la zona (tabla 5.7), utilizando la clasificación de Bieniawski (RMR) y el Índice de Resistencia Geológica (GSI). Tabla 5.7: Sociedades Mineras estudiadas para la determinación de la calidad del macizo rocoso del sector "El Tierrero". Coordenadas (DATUM WGS 84): Nro. Sociedad Minera Ubicación Norte Este Altura 1 Génesis I El Tierrero I 745642 9549860 1927 msnm 2 San José El Tierrero II 745608 9549903 1919 msnm 3 Seminario El Tierrero II 745602 9549917 1919 msnm 4 Semilla de Oro El Tierrero II 745632 9549956 1937 msnm 5 Los Tres Ángeles El Tierrero I 745721 9549799 1967 msnm 6 El Santísimo El Tierrero II 745622 9549982 1936 msnm 7 El Cisne - El Cedro El Tierrero II 745599 9549934 1934 msnm 8 Dios con su Poder El Tierrero I 745596 9549707 1917 msnm 9 El Faraón El Tierrero II 745634 9549963 1938 msnm (*)Todas las sociedades mineras se encuentran ubicadas dentro del Condominio Norte de la Mina Nambija. En el anexo 5.3, se ilustra la ubicación de las sociedades mineras estudiadas para la determinación de la calidad del macizo rocoso el sector El Tierrero. 38 5.4.1. Clasificación de Bieniawski (RMR) El sistema de Clasificación Geomecánica de Bieniawski o sistema RMR (Rock Mass Rating), fue desarrollada por Z. T. Bieniawski en 1973, con actualizaciones en 1979 y 1989, constituye un sistema de clasificación de macizos rocosos que permite a su vez relacionar índices de calidad con parámetros geotécnicos del macizo, de excavación y sostenimiento en túneles, minas, taludes y cimentaciones (González de Vallejo, Ferrer, Ortuño, & Oteo, 2004). Esta clasificación tiene en cuenta los siguientes parámetros geomecánicos: Resistencia uniaxial de la matriz rocosa. Índice de calidad de la roca (RQD). Espaciado de las discontinuidades. Condiciones de las discontinuidades. Condiciones de infiltraciones de agua. Orientación de las discontinuidades con respecto a la excavación. La Clasificación Geomecánica de Bieniawski se la representa simplificada mediante una tabla donde se observan los parámetros a analizarse con sus respectivos puntajes (tabla 5.8). La incidencia de los parámetros se expresa por medio del índice de calidad RMR, cuya suma varía entre 0 a 100. 39 Tabla 5.8: Clasificación Geomecánica de Bieniawski. Ensayo de carga puntual Compresión simple Puntuación RQD Puntuación Separación entre diaclasas (Espaciado) Puntuación Longitud de la discontinuidad (Persistencia) Puntuación Abertura Puntuación ˃ 10 10 - 4 4-2 2-1 ˃ 250 250 - 100 100 - 50 50 - 25 25 - 5 5-1 ˂1 15 100% - 90% 20 12 90% - 75% 17 7 75% - 50% 13 4 50% - 25% 6 2 1 ˂ 25% 3 0 ˃2m 2 - 0,6 m 0,6 - 0,2 m 0,2 - 0,06 m ˂ 0,06 m 20 15 10 8 5 ˂ 1m 1-3m 3 - 10 m 10 - 20 m ˃ 20 m 6 Nada 6 4 ˂ 0,1 m 5 1 1 - 5 mm 1 0 ˃ 5 mm 0 Rugosidad Muy rugosa Rugosa Lisa Paredes Pulidas Puntuación 6 Relleno - Resistencia Ninguno 5 Relleno duro ˂ 5 mm 4 Ligeramente Alterada 5 ˂ 10 litros / min 2 0,1 - 1 mm 3 Ligeramente rugosa 3 Relleno duro ˃ 5 mm 2 1 Relleno Blando ˂ 5 mm 1 Altamente Alterada 1 25 - 125 litros / min 0 Relleno Blando ˃ 5 mm 0 Destruida o Descompuesta 0 2 3 4 Estado de las discontinuidades Resistencia de la matriz 1 rocosa (Mpa) Agua freática Filtraciones Puntuación 6 Meteorización o Moderadamente Sana Alterada Interperismo Puntuación 6 3 10 - 25 Caudal por 10 m de Nulo ˃ 125 litros / min litros / min túnel Relación: Presión de 0 0 - 0,1 0,1 - 0,2 0,2 - 0,5 ˃ 0,5 agua / Tensión 5 principal mayor Seco Húmedo Mojado Goteo Flujo Estado general Puntuación 15 10 7 4 0 Efecto de la orientación del rumbo y buzamiento de las discontinuidades en los túneles y minas Perpendicular a favor del Perpendicular contra el Paralelo al eje de la labor Buzamiento Buzamiento Buzamiento < 20° 45° a 90° 20° a 44° 45° a 90° 20° a 44° 45° a 90° 20° a 44° Muy Favorable Muy Desfavorable Desfavorable CORRECCIÓN POR ORIENTACIÓN DE LAS DISCONTINUIDADES Muy Dirección y Buzamiento Favorable Media Desfavorable Favorable 0 -2 -5 -10 Túneles y Minas Puntuación 0 -2 -7 -15 Cimentaciones 0 -5 -25 -50 Taludes Favorable Media Desfavorable Desfavorable Muy Desfavorable -12 -25 -60 Fuente: Ingeniería Geológica; González de Vallejo, Ferrer, Ortuño, & Oteo, 2004. Una vez que se haya obtenido el valor de RMR final, se clasifica al macizo rocoso dentro de las cinco categorías que distingue este método de clasificación geomecánica. Para representar de forma gráfica la clasificación obtenida, se optó por un índice de colores, los cuales se muestran en la tabla 5.9. 40 Tabla 5.9: Índice de colores para la Clasificación Geomecánica de Bieniawski. Clase Denominación Valoración RMR I Muy Buena 100 - 81 II Buena 80 - 61 III Media 60 - 41 IV Mala 40 - 21 V Muy Mala 20 - 0 Fuente: Ingeniería Geológica; González de Vallejo, Ferrer, Ortuño, & Oteo, 2004. Romana (2000), propuso una clasificación donde divide en subclases el RMR para una mejor apreciación, a la cual de igual manera se le incorporó un índice de colores para su representación gráfica, como se indica en la tabla 5.10. Tabla 5.10: Índice de colores para la Clasificación modificada de Bieniawski en subclases (Romana, 2000). Clase Denominación I Muy Buena II III IV V Clase Denominación Valoración RMR Ia Excelente 100 - 91 Ib Muy Buena 90 - 81 II a Buena a Muy Buena 80 - 71 II b Buena a Media 70 - 61 III a Media a Buena 60 - 51 III b Media a Mala 50 - 41 IV a Mala a Media 40 - 31 IV b Mala a Muy Mala 30 - 21 Va Muy Mala 20 - 1,1 Vb Pésima 10 - 0 Buena Media Mala Muy Mala Fuente: Introducción a la Ingeniería de Túneles; Gavilanes H. & Andrade B., 2004. La determinación de los parámetros que comprende la Clasificación Geomecánica de Bieniawski (RMR), se realizó de la siguiente manera: Resistencia de la roca.- Se estableció mediante ensayos de laboratorio de resistencia a la compresión uniaxial, empleando muestras de roca en forma de cubo. Estos ensayos fueron 41 realizados en el Departamento de Ensayo de Materiales y Modelos de la UCE, como se indica anteriormente en la tabla 5.5 y en el anexo 5.2. Rock Quality Designation (RQD).- Al no tener la disponibilidad de testigos de perforación, el RQD se estimó con ayuda de correlaciones, la cual se basa en el número de discontinuidades dividida por metro cuadrado, como se señala en la siguiente fórmula: Registro de datos estructurales.- El registro de los datos estructurales, se lo realizó a lo largo de la galería principal de las sociedades mineras, hasta llegar al frente de la labor y en algunos casos hasta zonas donde era seguro la realización del estudio. Esto con la finalidad de registrar las características estructurales más relevantes y su influencia en la estabilidad en el macizo rocoso del sector. Procesamiento de datos.- Los datos estructurales tomados en las labores mineras de las 9 sociedades analizadas, han sido evaluados mediante el uso del software DIPS, el cual permite determinar el número de familias de discontinuidades principales presentes en el macizo rocoso, que se representan por medio de diagramas de distribución, concentración y contorno de polos, diagrama de rosas y diagrama de set de discontinuidades, para cada una de las sociedades mineras, como se ilustra en el anexo 5.4. Al procesar los datos estructurales registrados de cada una de las sociedades, se obtuvo la presencia de cuatro familias de discontinuidades para cada una de dichas sociedades. De acuerdo a la clasificación geomecánica RMR, se castiga con valores predeterminados, según la orientación de las discontinuidades con respecto a la dirección y sentido de la excavación. Vásquez (2010), menciona la importancia de ponderar en cada tramo la orientación de las cuatro familias de discontinuidades obtenidas. Así, para la ponderación se valorará con un 100% a la familia principal de discontinuidades, con un 75% a la segunda familia, con un 50% a la tercera familia y con un 25% a la cuarta familia. Este procedimiento permitirá la obtención de un valor ponderado de corrección por orientación, con el fin de incluir la representatividad de las cuatro familias en el macizo rocoso analizado. Las cuatro familias de discontinuidades presentes en cada sociedad se indican en el anexo 5.5. 42 El levantamiento de datos las labores subterráneas de cada sociedad minera para la clasificación geomecánica de Bieniawski, así como la corrección por orientación se encuentra detallado en los anexos 5.6 y 5.7, respectivamente. Los resultados de la clasificación de Bieniawski, se presentan en el anexo 5.8. 5.4.2. Índice de Resistencia Geológica (GSI) El GSI es un índice de calidad geomecánica para macizos rocosos y se basa en la identificación y clasificación en campo de dos características fundamentales: la macroestructura y la condición de las superficies de las discontinuidades. Es estimado a partir de inspecciones visuales del macizo rocoso expuesto en las superficies de excavaciones, tales como afloramientos, taludes y túneles (Gavilanes & Andrade, 2004). El GSI proporciona un sistema para estimar la reducción de la resistencia del macizo rocoso para diferentes condiciones geológicas, como se muestra en la tabla 5.11. 43 Tabla 5.11: Estimación del Índice de Resistencia Geológica GSI. Superficie pulida y estriada, Muy abierta con relleno de arcillas blandas. MUY POBRE (BLANDA, MUY ALTERADA) Superficie pulida o con estriaciones, Muy alterada, Relleno compacto o con fragmentos de roca. POBRE (MODERADAMENTE RESISTENTE Y MODERADAMENTE ALTERADA) Discontinuidades lisas, Moderadamente alterada, Ligeramente abiertas. REGULAR (RESISTENTE Y LEVEMENTE ALTERADA) Basándose en la apariencia de la roca, escoger la categoría que considere que proporciona la mejor descripción de las condiciones "medias" in situ no perturbadas. Discontinuidades rugosas, Levemente alterada, Manchas de oxidación, Ligeramente abierta, CARACTERÍSTICAS DEL MACIZO ROCOSO PARA ESTIMAR LA RESISTENCIA A TRAVÉS DEL GSI BUENA (MUY RESISTENTE, LEVEMENTE ALTERADA) CONDICIONES LEVEMENTE FRACTURADA Tres a menos sistemas de discontinuidades muy espaciadas entre sí. LF / B LF /R LF / P LF / MP F/B F/R F/P F / MP MF / B MF / R MF / P MF / MP Plegamiento y fallamiento, con muchas discontinuidades interceptadas formando bloques angulosos o irregulares. TRITURADA (DESINTEGRADA) IF / B IF / R IF / P IF / MP Pobremente entrelazada, considerablemente fragmentada con una combinación de piezas redondeadas o angulares. ----- ----- T/P T / MP FRACTURADA Muy bien trabada, No disturbada, Bloques cúbicos formados por tres sistemas de discontinuidades. ESTRUCTURA MUY FRACTURADA Moderadamente trabada, Parcialmente Disturbada, Bloques angulosos formados por cuatro o más sistemas de discontinuidades. INTENSAMENTE FRACTURADA Fuente: Compañía Minera Argetum, Mina Morococha, Departamento de Geomecánica. Para valorar la calidad del macizo rocoso del sector El Tierrero, se utilizó la clasificación geomecánica GSI, que usa los parámetros de fracturamiento de roca, condición de las fracturas y la resistencia de la roca. 44 A continuación, la tabla 5.12 está basada en las aplicaciones del índice GSI (Geological Strength Index) y su relación con el índice RMR (Rock Mass Rating), para calificar cualitativa y cuantitativamente el macizo rocoso estudiado. Tabla 5.12: Índice de Resistencia Geológica GSI y su relación con el RMR GSI RMR LF/B 80 LF/R 70 LF/P 60 LF/MP 50 F/B 70 F/R 60 F/P 50 F/MP 40 MF/B 60 MF/R 50 MF/P 40 MF/MP 30 IF/B 50 IF/R 40 IF/P 30 IF/MP 20 T/P 20 T/MP 10 *Parámetros de estructura: LF: Levemente fracturada, F: Fracturada, MF: Muy fracturada, IF: Intensamente fracturada, T: Triturada *Parámetros de condición: B: Buena, R: Regular, P: Pobre, MP: Muy pobre Fuente: Compañía Minera Argetum, Mina Morococha, Departamento de Geomecánica. Los resultados de la clasificación geomecánica GSI de las labores subterráneas de las 9 sociedades mineras estudiadas, se presentan en el anexo 5.9. 45 CAPÍTULO VI 6. GEODINÁMICA DEL MACIZO ROCOSO DEL SECTOR EL TIERRERO 6.1. PROCESOS GEODINÁMICOS EXTERNOS 6.1.1. Inventario de fenómenos de remoción en masa En el sector El Tierrero se identificaron 6 principales fenómenos de remoción en masa, los cuales se clasificaron en los siguientes tipos: Deslizamientos Traslacionales (2) Avalanchas (Derrumbes) (2) Deslizamientos Rotacionales (2) 6.1.1.1. Deslizamientos Traslacionales Este es un tipo de deslizamientos en el cual la masa se desplaza a lo largo de una superficie de falla plana u ondulada. En general, estos movimientos suelen ser más superficiales que los rotacionales y el desplazamiento ocurre con frecuencia a lo largo de discontinuidades como fallas, diaclasas, planos de estratificación o plano de contacto entre la roca subyacente y el suelo residual o transportado (Cruden & Varnes, 1996). En la figura 6.1 se muestra gráficamente el esquema de un deslizamiento traslacional. Figura 6.1: Esquema de un deslizamiento traslacional. Fuente: Terminología de los movimientos de laderas; Corominas Dulcet, J. y García Yagué A., 1997. 46 En un macizo rocoso, este mecanismo de falla ocurre cuando una discontinuidad geológica tiene una dirección aproximadamente paralela a la cara del talud y buza hacia ésta con un ángulo mayor que el ángulo de fricción (Hoek & Bray, 1981). La fotografía 6.1, ilustra los deslizamientos traslacionales identificados en el sector El Tierrero, los cuales se observan a lo largo de la vía de acceso al sector El Tierrero. Fotografía 6.1: Deslizamientos traslacionales ubicados en el sector El Tierrero. 6.1.1.2. Avalanchas (Derrumbes) Son movimientos en masa no canalizados compuestos de detritos o rocas saturadas o parcialmente saturadas, muy rápidos a extremadamente rápidos. Estos movimientos comienzan con un deslizamiento superficial de una masa de detritos o roca que al desplazarse sufre una considerable distorsión interna y toma la condición de flujo (Hungr, Evans, Bovis, & Hutchinson, 2001). En la figura 6.2 se muestra gráficamente el esquema de una avalancha. 47 Figura 6.2: Esquema de una avalancha (flujo no canalizado). Fuente: Landslide types and processes; Cruden, D.M, y Varnes, D.J., 1996. Cabe destacar que en su gran mayoría, la desestabilización de los taludes se ha dado por la propia actividad minera, ya que en el sector El Tierrero se ha llevado a cabo explotación a cielo abierto de manera anti-técnica, dando lugar a este tipo de fenómenos (Plan de gestión integral de riesgos de Nambija, PRN - INIGEMM, 2012). En el sector El Tierrero, en la labor minera "El sol brilla para todos" y en los sectores aledaños a la labor minera "Los Audaces", se observa erosión y desprendimiento de material detrítico de diferentes dimensiones; lo cual provoca inestabilidad en los taludes y de esta manera se generan las avalanchas, tal como se observa en las fotografías 6.2 y 6.3. Fotografía 6.2: Talud inestable en la labor minera "Los Audaces". 48 Fotografía 6.3: Talud inestable en la labor minera "El Sol Brilla para Todos". 6.1.1.3. Deslizamientos Rotacionales Estos deslizamientos se mueven a lo largo de superficies de ruptura curvas y cóncavas, con poca deformación interna del material. La cabeza del material desplazado se mueve verticalmente hacia abajo, mientras que la parte superior del material desplazado se bascula hacia el escarpe (Cruden & Varnes, 1996). En la figura 6.3 se muestra gráficamente el esquema de un deslizamiento rotacional mostrando los rasgos morfológicos característicos. Figura 6.3: Esquema de un deslizamiento rotacional. Fuente: Movimientos en masa de la Región Andina: Una guía para la evaluación de amenazas; Proyecto Multinacional Andino: Geociencias para las Comunidades Andinas, 2007. 49 En la zona de estudio, este tipo de fenómenos de remoción en masa (fotografía 6.4), se localiza en la zona alta del sector El Tierrero, abarcando dimensiones considerables y evidenciando una amenaza significativa para la población ubicada en la parte baja del poblado de Nambija. Fotografía 6.4: Deslizamiento rotacional ubicado en la zona alta del sector El Tierrero. Fuente: Plan de gestión integral de riesgos de Nambija; PRN - INIGEMM, 2012. En la tabla 6.1, se muestra el inventario de fenómenos de remoción en masa, donde se resume la ubicación y geometría, estado de actividad, uso del suelo, materiales de los que se compone y tipo de movimiento en masa. Así mismo en el anexo 6.1, se muestra el mapa de ubicación de los fenómenos de remoción en masa mencionados anteriormente. 50 Tabla 6.1: Inventario de fenómenos de remoción en masa, sector El Tierrero. Coordenadas Código X Y Z H Corona (m) Ancho (m) Longitud (m) Ázimut (°) Uso del suelo Estado Material Tipo de Movimiento De - 22 745629 9550036 1955 1960 8 15 130 Herbácea Latente Detritos Traslacional De - 8 745661 9549876 1985 2030 70 300 250 Herbácea Latente Residual Traslacional De - 10 745710 9550089 2025 2030 10 50 325 Herbácea Latente Tierra Derrumbe De - 9 745664 9549841 1980 2020 150 100 230 Bosque Latente Tierra Derrumbe De - 15 745815 9550012 2055 2070 30 50 310 Bosque Activo Tierra Rotacional De - 7 745825 9550009 2070 2085 ---- ---- 290 - 255 Bosque Latente Tierra Rotacional (*) DATUM WGS 84 Fuente: Plan de gestión integral de riesgos de Nambija; PRN - INIGEMM, 2012. 51 6.1.2. Factores para la generación de fenómenos de remoción en masa 6.1.2.1. Factores condicionantes Los factores condicionantes corresponden a los parámetros o variables utilizados para el análisis de la susceptibilidad o amenaza por fenómenos de remoción en masa. Estos factores pueden ser geológicos (unidades litológicas), geomorfológicos (unidades geomorfológicas, ángulos y formas de las pendientes, geoformas) y actividad humana (uso de suelo, deforestación, actividad minera). a) Litología La litología predominante en el distrito es de naturaleza volcano sedimentaria con alternancias de depósitos desde proximales (brechas volcánicas) hasta distales de ambiente lacustre (lutitas), intercalándose con brechas piroclásticas y depósitos de caída tales como tobas de granulometría variable, hasta cenizas. Sedimentos retrabajados en ambientes turbulentos muestran brechas intraformacionales con clastos y bloques en matriz tobácea. Se distinguen variaciones laterales de facies en diferentes escalas y evidencias de deformación synsedimentaria (simultáneo al proceso de sedimentación) tales como pliegues, slumps, discordancias progresivas. Existen indicios de actividad de ciertas fallas durante la sedimentación, lo cual parece haber controlado la depositación y/o erosión de los volcano sedimentos. Las rocas calco silicatadas forman horizontes estratigráficos primarios (preservados) de espesores variables desde pocos centímetros hasta unos cuantos metros (Geología regional y local de Nambija, PRN - INIGEMM, 2012). b) Pendientes Las pendientes de laderas son rasgos geomorfológicos que condicionan eventos de remoción en masa, que inciden en la velocidad, energía y volumen de las remociones que puedan originarse. Así también cualquier modificación de ellos puede transformar una ladera estable en inestable y generar movimientos en masa (Popescu, 2002). 52 Los rasgos geomorfológicos muestran unas pendientes medias a abruptas (muy fuertes), las mismas que predominan en un porcentaje mayor al 70% del área de la zona de estudio. Las pendientes muy bajas (˂ 15°), comprenden la menor área en el sector de estudio, ya que cubren 8,39 hectáreas, donde el terreno puede clasificarse como plano o casi plano, al que se asocian zonas puntuales de asentamientos humanos vinculados principalmente a infraestructura, como canchas y vías. Las zonas de pendiente baja, corresponden a sectores de pendiente entre 15° y 25° y cubren un área de 11,20 hectáreas, el terreno tiene una pendiente con inclinación regular, suave o ligeramente ondulada. Éstas se encuentran dispersas por toda el área de estudio. Los sectores de pendientes medias (25° a 35°) abarcan un área de 16,09 hectáreas, pertenecen a zonas de pendiente irregular con ondulación del terreno moderada. La mayor parte de la población de Nambija se ubica en zonas de pendientes fuertes, comprendidas entre 35° y 45°, el área que cubren estas zonas es de 17,94 hectáreas y la morfología en estas zonas es colinada. Las zonas de pendiente muy fuerte (> 45°) engloban una área significativa de la zona de estudio, pues abarcan 16,05 hectáreas; en estas zonas, el terreno es escarpado y con pendiente abrupta (Plan de gestión integral de riesgos de Nambija, PRN - INIGEMM, 2012). La tabla 6.2 a continuación resume y describe la clasificación de pendientes utilizadas para la generación del mapa de pendientes (anexo 6.2). Tabla 6.2: Clasificación y descripción de las pendientes del terreno, Nambija. RANGO ˂ 15° 15° - 25° 25° - 35° 35° - 45° ˃ 45° DESCRIPCIÓN FORMA DEL RELIEVE ÁREA (has) % ÁREA GRADO DE SUSCEPTIBILIDAD (SP) Pendiente débil, plano o 8,39 12,04 casi plano Pendiente con inclinación Baja regular, suave o 11,20 16,08 ligeramente ondulada Pendiente irregular, Media 16,09 23,09 ondulación moderada Pendientes fuertes, Fuerte 17,94 25,75 colinado Pendientes muy fuertes, Muy Fuerte 16,05 23,04 escarpado, abrupto Fuente: Plan de Gestión Integral de Riesgos de Nambija; PRN - INIGEMM, 2012. Muy Baja 53 1 2 3 4 5 c) Uso de suelo La actividad antrópica es el principal factor para la variación de la cobertura vegetal en el área de estudio, pues se ha realizado el desbroce y limpieza de áreas para desarrollar las diferentes actividades mineras provocando cambios desde el perfil morfológico, hasta las condiciones de drenaje, con una variación drástica en la estructura del paisaje natural, degradación de las características del suelo, pérdida de nutrientes y su fertilidad. Las minas superficiales (minería a cielo abierto), plantas de beneficio, las actividades de superficie de las minas subterráneas, y la presencia de botaderos (escombreras), ocupan casi toda la zona de Nambija, condicionando de esta forma al uso del suelo para vivienda (fotografías 6.5, 6.6, 6.7, 6.8 y 6.9). Ha existido también una presión sobre los bosques del área, debido a la necesidad de utilizar la madera para las edificaciones y sostenimientos de las labores mineras, esto ha llevado a la pérdida de la cobertura vegetal y en especial de los remanentes de bosques, lo que unido a la actividad ganadera en las áreas circundantes a Nambija, ha cambiado la cobertura original, a pastizales. Estas características han determinado que en el asentamiento de Nambija, las casas se han construido prácticamente cerca o sobre las bocaminas, lo que implica una gran inseguridad sobre el uso del terreno, debido a que en el área no se tienen títulos de propiedad de los terrenos; cada quien usa el terreno de acuerdo con la disponibilidad y si no está en uso (Plan de gestión integral de riesgos de Nambija, PRN - INIGEMM, 2012). Fotografía 6.5: Uso de suelo para explotación minera subterránea. 54 Fotografía 6.6: Uso de suelo para explotación minera a "cielo abierto". Fotografía 6.7: Uso de suelo para la ubicación de plantas de procesamiento mineral. 55 Fotografía 6.8: Uso de suelo para la ubicación de botaderos o escombreras. Fotografía 6.9: Uso de suelo para la ubicación de viviendas e infraestructura. 6.1.2.2. Factores detonantes o desencadenantes Los factores detonantes o desencadenantes son agentes externos que genera una respuesta traducida en una remoción en masa mediante el rápido incremento de esfuerzos o la reducción de la resistencia de una ladera (Wieczorek, 1996). Entre los agentes desencadenantes más comunes se cuentan principalmente a las precipitaciones de gran intensidad, a los sismos y tectonismo. 56 a) Sismología y tectónica Según los datos y la información geológica disponible, hay que considerar como posible la ocurrencia de un sismo en la cercanía a la zona de estudio, con características similares con respecto a los terremotos que se presentaron en los alrededores de San Miguel de Conchay – Morona Santiago, en octubre de 1962 (Reina Soria, 2011). Existen datos del período histórico e instrumental que muestran la presencia de eventos sísmicos en la zona de Nambija; así, en enero de 1958, se registró un sismo de magnitud 6,5 grados en la escala de Richter, el cual afectó a la población de Cumbaratza, y otros sismos anteriores (1749 y 1904), con magnitudes entre 8 y 9 grados, que afectaron a la ciudad de Loja (Ministerio del Ambiente, 2010). Por lo tanto, se considera que el área de estudio presenta una secuencia de sismos relativamente baja, debido a su posición alejada del plano de subducción de la placa oceánica, así como también a la ausencia de volcanes activos en la zona. Sin embargo, hay ocurrencia de sismos de elevada magnitud ubicados al norte y al este de Gualaquiza que deberían ser considerados (Reina Soria, 2011). En lo referente a la tectónica, se ha observado que los principales sistemas de fallas o de fracturas siguen lineamientos N-S, resultantes de los esfuerzos tectónicos. La zona de Zamora ha sido y está sometida a esfuerzos de compresión regionales E-W. Tales esfuerzos, de acuerdo con las características y el comportamiento de diferentes formaciones geológicas, han causado plegamientos y los complejos sistemas de fallas existentes en el sector, los cuales incluyen las fallas regionales de Numbala Zamora al Oeste y Nangaritza al Este (Reina Soria, 2011). b) Precipitaciones Con los datos de precipitaciones recolectados durante los meses de agosto de 2012 a agosto de 2013 (tabla 6.3), mediante el monitoreo con estación meteorológica RAINWISE MKIII ubicada en la zona alta del sector El Tierrero junto a las instalaciones de los equipos de telecomunicación de CNT (fotografías 6.10 y 6.11), se obtuvieron como resultado los valores promedio de precipitación para el período mencionado, dicha información que permitirá analizar los cambios climáticos en el sector minero Nambija. 57 Fotografías 6.10 y 6.11: Estación meteorológica RAINWISE MKIII ubicado en el sector El Tierrero. Fuente: Informe final de Monitoreo de Zonas Susceptibles a Fenómenos de Remoción en Masa; PRN INIGEMM, 2013. Tabla 6.3: Datos meteorológicos de precipitación. PRECIPITACIÓN (mm) SUMA MEDIA MENSUAL MÁXIMA EN 24 HORAS DÍA NÚMERO DE DÍAS CON PRECIPITACIÓN Agosto 2012 ---- 0,8 8 1 Septiembre 2012 ---- 0 0 0 Marzo 2013 18,8 9,1 27 6 Abril 2013 37,2 9,7 15 16 Mayo 2013 77,2 15,2 15 27 Junio 2013 40,7 21,8 30 21 Julio 2013 56,2 21,8 1 26 Agosto 2013 65,9 17,3 25 24 PERÍODO Fuente: Informe final de Monitoreo de Zonas Susceptibles a Fenómenos de Remoción en Masa; PRN INIGEMM, 2013. El mes de mayo de 2013 presentó la mayor cantidad de precipitaciones en el área de estudio alcanzando 77,2 mm; los meses siguientes (junio y julio de 2013) mostraron los picos máximos de precipitación en 24 horas, logrando en cada mes 21,8 mm como se ilustra en la figura 6.4 a continuación. 58 Cantidad de Precipitación (mm) 90 77,2 80 70 65,9 60 56,2 50 40,7 37,2 40 30 21,8 21,8 18,8 20 17,3 15,2 9,1 10 0 0,8 0 9,7 0 0 2012 agosto 2012 septiembre 2013 marzo 2013 abril Suma media mensual (mm) 2013 mayo 2013 junio 2013 julio 2013 agosto Máx. en 24 horas (mm) Figura 6.4: Cantidad de precipitación en milímetros. Fuente: Informe final de Monitoreo de Zonas Susceptibles a Fenómenos de Remoción en Masa; PRN INIGEMM, 2013. Tomando en cuenta los valores registrados se puede observar que las precipitaciones en la zona van de moderadas a fuertes, según la tabla de la precipitación en base a la intensidad (tabla 6.4) presentada por la Agencia Estatal de Meteorología (AEMET). Tabla 6.4: Clasificación de la precipitación según la intensidad. CLASE INTENSIDAD MEDIA EN UNA HORA (mm/h) Débiles ≤2 Moderadas ˃ 2 y ≤ 15 Fuertes ˃ 15 y ≤ 30 Muy Fuertes ˃ 30 y ≤ 60 Torrenciales ˃ 60 Fuente: Agencia Estatal de Meteorología (AEMET) - España. 59 6.2. DETERMINACIÓN DE LA GEODINÁMICA DEL SECTOR EL TIERRERO 6.2.1. Monitoreo con Extensómetro Incremental INCREX El Extensómetro Incremental INCREX es un equipo que permite el monitoreo de alta precisión de movimientos subterráneos, mediante una sonda que genera un campo electromagnético a lo largo de una tubería instrumentada con anillos metálicos ubicados a cada metro, registrando de manera milimétrica las deformaciones (compresiones o elongaciones) que sufre el macizo rocoso a lo largo del sondeo (figura 6.5). Una primera medición de la perforación establece las distancias entre los anillos de metal instalados a lo largo de la tubería, y las mediciones subsecuentes mostrarán cualquier cambio entre los marcadores metálicos. Por lo tanto se determinará fácilmente un perfil de asentamiento o dislocación de la tierra adyacente a la perforación. Figura 6.5: Esquema de funcionamiento del Extensómetro Incremental INCREX. Fuente: Informe final de Monitoreo de Zonas Susceptibles a Fenómenos de Remoción en Masa; PRN INIGEMM, 2013. 60 Para el análisis de los datos registrados con el Extensómetro Incremental INCREX, se tomó una tolerancia de precisión en las mediciones de ±0,50 mm; este valor considera el error humano que puede ocurrir por efecto de manipulación de los equipos. En el sector El Tierrero se realizó una campaña de monitoreo a través de 4 sondeos durante los meses de febrero a agosto del 2013, donde se registraron los datos obtenidos con el Extensómetro Incremental INCREX para su análisis. En el anexo 6.3, se ilustra la ubicación de los sondeos monitoreados en el sector El Tierrero, con el Extensómetro Incremental INCREX. La tabla 6.5 a continuación, resume la ubicación de los sondeos, así como las características de cada uno de ellos. 61 Tabla 6.5: Ubicación y características de los sondeos monitoreados con el Extensómetro Incremental INCREX. UBICACIÓN* PROFUNDIDAD DE BUZAMIENTO PERFORACIÓN (°) (m) CÓDIGO DEL SONDEO X Y ALTURA (msnm) ST-1 745860 9550006 2097 60,00 90° 0° 16,00 6 Monitoreada ST-2 745804 9549977 2071 55,00 S/D S/D 1,50 1 Eliminada ST-3 745728 9549931 2031 55,00 S/D S/D 1,50 1 Eliminada ST-4 745714 9549949 2017 53,00 75° 225° 6,50 2 Eliminada AZIMUT (°) PROFUNDIDAD NÚMERO DE DE MEDICIÓN MEDICIONES (m) (*) DATUM WGS 84 Fuente: Informe final de Monitoreo de Zonas Susceptibles a Fenómenos de Remoción en Masa; PRN - INIGEMM, 2013. 62 ESTADO El sondeo ST-1 (fotografías 6.12 y 6.13), no mostró ningún inconveniente en sus controles hasta el mes de abril; sin embargo desde el mes de mayo hasta el mes de agosto, las mediciones se efectuaron hasta la posición de 16 metros, punto donde la tubería presentaba una obstrucción, impidiendo que la sonda de medición logre tomar los datos hasta la profundidad final de perforación (60 metros). Fotografías 6.12 y 6.13: Sondeo ST-1, ubicado en el sector El Tierrero. Fuente: Informe final de Monitoreo de Zonas Susceptibles a Fenómenos de Remoción en Masa; PRN INIGEMM, 2013. En la tabla 6.6, se resumen los registros obtenidos con el Extensómetro Incremental INCREX en el sondeo ST-1. Tabla 6.6: Resumen de los registros obtenidos con el Extensómetro Incremental INCREX en el sondeo ST-1. Instalación Monitoreo Monitoreo Monitoreo Monitoreo Monitoreo Monitoreo Tubería Febrero Abril Mayo Junio Julio Agosto Profundidad Lectura Individual Lectura Individual Lectura Individual Lectura Individual Lectura Individual Lectura Individual Lectura Individual (m) (mm) (mm) (mm) (mm) (mm) (mm) (mm) 5 0 0,44 0,11 0,40 0,07 0,12 0,64 7 0 -22,21 -20,05 -20,96 -20,58 -23,00 0,34 8 0 0,44 1,36 0,75 0,33 0,93 0,02 10 0 0,01 0,23 0,43 -19,68 -19,86 -21,63 11 0 0,01 0,41 0,34 0,50 0,15 1,16 12 0 -0,42 -0,40 -0,42 -0,40 -0,13 -1,05 13 0 -24,01 -24,32 -24,18 -24,37 -24,40 -19,99 15 0 0,05 0,68 0,48 0,47 0,47 0,48 63 16 0 22,89 23,74 24,22 24,04 24,29 24,53 20 0 -23,30 -23,97 ---- ---- ---- ---- 22 0 25,22 24,93 ---- ---- ---- ---- 24 0 0,40 1,97 ---- ---- ---- ---- 27 0 -0,39 -1,63 ---- ---- ---- ---- 30 0 0,23 0,90 ---- ---- ---- ---- 32 0 -0,37 -1,30 ---- ---- ---- ---- 40 0 -24,33 24,41 ---- ---- ---- ---- 43 0 16,17 18,97 ---- ---- ---- ---- Fuente: Informe final de Monitoreo de Zonas Susceptibles a Fenómenos de Remoción en Masa; PRN INIGEMM, 2013. En el sondeo ST-2 (fotografía 6.14), durante la primera medición realizada en el mes de febrero, se encontraron movimientos diferenciales y desprendimientos de material que afectaron al sondeo e impidieron realizar los registros de la totalidad de la perforación. Solo se obtuvieron datos hasta 1,5 metros de profundidad, por lo que se tomó la decisión de eliminar este sondeo de los monitoreos. Fotografía 6.14: Sondeo ST-2, ubicado en el sector El Tierrero. Fuente: Informe final de Monitoreo de Zonas Susceptibles a Fenómenos de Remoción en Masa; PRN INIGEMM, 2013. El sondeo ST-3 (fotografía 6.15), fue encontrado totalmente desplazado de su ubicación original al realizar el primer monitoreo debido a desprendimientos de material, adicionalmente se verificó la rotura de la tubería INCREX a una profundidad de 0,75 metros, por lo que también se tomó la decisión de eliminarlo de la campaña de monitoreo. 64 Fotografía 6.15: Sondeo ST-3, afectado por el desprendimiento de material. Fuente: Informe final de Monitoreo de Zonas Susceptibles a Fenómenos de Remoción en Masa; PRN INIGEMM, 2013. En el sondeo ST-4 (fotografías 6.16 y 6.17), se evidenció un desplazamiento horizontal de la plataforma del sondeo, además el sitio presentaba agrietamientos y movimientos diferenciales, dando constancia de que corresponde a una zona activa. Por tal motivo solo se logró obtener mediciones durante el mes de febrero y abril, hasta una profundidad de 7 metros. Fotografías 6.16 y 6.17: Sondeo ST-4, desplazado horizontalmente de su posición original. Fuente: Informe final de Monitoreo de Zonas Susceptibles a Fenómenos de Remoción en Masa; PRN INIGEMM, 2013. En la tabla 6.7, se resumen los registros obtenidos con el Extensómetro Incremental INCREX en el sondeo ST-4. 65 Tabla 6.7: Resumen de los registros obtenidos con el Extensómetro Incremental INCREX en el sondeo ST-4. Instalación Tubería Monitoreo Febrero Monitoreo Abril Lectura Individual Lectura Individual Lectura Individual (m) (mm) (mm) (mm) 1 0 -0,41 24,88 2 0 -0,75 -24,44 3 0 -0,89 -0,04 4 0 -0,97 -0,39 5 0 -0,87 -0,44 6 0 -1,15 -0,09 7 0 -0,82 -0,53 Profundidad Fuente: Informe final de Monitoreo de Zonas Susceptibles a Fenómenos de Remoción en Masa; PRN INIGEMM, 2013. Cabe destacar que las lecturas realizadas en los sondeos ST-1 y ST-4 durante la campaña de monitoreo, muestran el cambio entre los marcadores metálicos, es decir sus deformaciones; sin embargo con los datos obtenidos es casi imposible establecer un comportamiento de movimiento total del macizo rocoso, por lo que los datos resultantes de estos monitoreos serán utilizados para reforzar el análisis realizado con el GPS en modo diferencial. 6.2.2. Monitoreo con GPS en modo diferencial (DGPS) El monitoreo con GPS en modo diferencial muestra los movimientos superficiales ocurridos en el transcurso del tiempo, lo que permite determinar la dinámica de movimiento de los fenómenos de remoción en masa y la dirección preferencial de los mismos. El resultado de cada monitoreo, es la medición del desplazamiento que se produce en cada punto de control, los cuales son comparados con la información de monitoreos anteriores, para conocer si existió movimiento en dicho punto (Informe final de monitoreo de zonas susceptibles a fenómenos de remoción en masa, PRN INIGEMM, 2013). Para la realización de los monitoreos con GPS en modo diferencial, se empleó el método de medición estático, el cual permite una mayor exactitud en sus registros de medición, ya que al permanecer decenas de minutos sobre cada punto de control, tendrá un mayor lapso de recepción de mediciones. 66 Para esto se ubicó uno de los dos receptores SOKKIA GRX1 (figura 6.6), que se le denominó "base" en las coordenadas indicadas en la tabla 6.8, la cual se mantuvo fija durante toda la sesión de monitoreo. Figura 6.6: GPS SOKKIA GRX1. Fuente: http://www.sistemastopograficos.com.mx/productos_gps_precision.php Tabla 6.8: Coordenadas de ubicación del receptor base GPS Sokkia GRX1. COORDENADAS DE UBICACIÓN DEL RECEPTOR BASE Norte*: 9549934 Este*: 745393 Elevación*: 1931 msnm (*) DATUM WGS 84 Fuente: Informe final de Monitoreo de Zonas Susceptibles a Fenómenos de Remoción en Masa; PRN INIGEMM, 2013. El GPS base fue nivelado y aplomado sobre un punto con coordenadas conocidas mencionadas anteriormente, y al mismo tiempo se colocó otro GPS receptor, al cual se lo denominó "rover", el cual también fue aplomado en cada punto de monitoreo. Para cada punto se realizó una sesión de medición de un lapso mínimo de 15 minutos. Para el análisis de los datos registrados en los diferentes puntos de control con el GPS en modo diferencial, se tomó en cuenta los valores de tolerancia de precisión causados por la instalación de equipos, tiempo atmosférico y posibles errores humanos admisibles (3 mm en horizontal y 5 mm en vertical). En el 2012 se implantó una red de monitoreo con un total de 18 puntos de control, sin embargo en el transcurso de las mediciones periódicas se perdieron tres de ellas. 67 En el anexo 6.4, se ilustra la ubicación de los puntos monitoreados con el GPS en modo diferencial en el sector El Tierrero. En agosto de 2012 se verificó la pérdida del punto de monitoreo PMT-5, debido a actividades mineras que se encontraban próximos al punto de control; en febrero del 2013 se constató la pérdida del punto PMT-10 por circunstancias similares a las nombradas anteriormente, además se descarto el monitoreo del punto PMT-16 por ser de imposible acceso y presentar un peligro para el personal técnico. En el anexo 6.5 se indican los datos recolectados durante toda la campaña de monitoreo (junio 2012 - agosto 2013) en los diferentes puntos de control ubicados en el sector El Tierrero. 68 CAPÍTULO VII 7. DISEÑO DE ESTABILIDAD DE TALUDES 7.1. DETERMINACIÓN DEL ÁREA DE POTENCIAL DESLIZAMIENTO Para la determinación del área de potencial deslizamiento, se realizó un análisis de la estabilidad mediante modelamientos de laderas potencialmente inestables o con fallas activas, existentes en el sitio de estudio, utilizando métodos de cálculo basados en el equilibrio límite de la masa de suelo y roca, cuyos resultados son los factores de seguridad y la ubicación de las superficies de rotura críticas para las condiciones más desfavorables de equilibrio y sus respectivas superficies de rotura (Análisis de estabilidad de laderas en el sector minero de Nambija, PRN - INIGEMM, 2013). Mediante la utilización de diferentes métodos de cálculo (Ordinario, Bishop, Jambu, MorgensternPrice) y diversos mecanismos de rotura (plana, circular y combinada), de los cuales se obtuvieron los factores de seguridad para las superficies de deslizamiento en cada modelo, así como la posición de dichas superficies en los perfiles objeto de estudio (Análisis de estabilidad de laderas en el sector minero de Nambija, PRN - INIGEMM, 2013). Del sector El Tierrero, se obtuvieron las superficies de rotura crítica que genera una masa de terreno potencialmente inestable en 3 perfiles; la ubicación de estos perfiles se muestra en el anexo 7.1. La tabla 7.1, resume los resultados del análisis de estabilidad, obtenidos de los 3 perfiles estudiados en el sector El Tierrero. Tabla 7.1: Resultados del análisis de estabilidad, obtenidos de los 3 perfiles estudiados en el sector El Tierrero. RESULTADOS PERFIL PT-1 PERFIL PT-2 PERFIL PT-3 Área de la zona potencialmente inestable 1657,09 m2 767,08 m2 8640,12 m2 Área del alcance de la zona de deslizamiento 877,24 m2 2592,40 m2 1272,51 m2 1,179 0,959 0,549 165709 m3 57531 m3 432006 m3 Factor de seguridad Volumen potencial de deslizamiento Fuente: Análisis de la estabilidad de laderas en el Sector Minero de Nambija; PRN - INIGEMM, 2013. 69 En el anexo 7.2, se presentan los perfiles y superficies resultantes del análisis de estabilidad. La zona de color verde representa la masa de roca potencialmente inestable, y la zona de color rojo indica el alcance de la zona de deslizamiento, una vez ocurrida la rotura. 7.2. PARÁMETROS GEOMÉTRICOS DEL DISEÑO DE ESTABILIDAD Los principales parámetros que se deben considerar para el diseño de estabilidad propuesto, y que se utilizarán en el análisis geométrico, son los siguientes: Altura de los bancos Número de bancos Ángulo del talud del banco Ancho de la vía Ancho del prisma de deslizamiento Ancho de la plataforma de trabajo Ancho de bermas Ángulo del banco en liquidación y ángulo del borde de liquidación Longitud de deslizamiento Factor de seguridad En la figura 7.1, se ilustra los parámetros geométricos considerados para el diseño de estabilidad de taludes propuesto. Figura 7.1: Parámetros geométricos del diseño. 70 7.2.1. Altura de los bancos Se conoce como banco a la parte del macizo rocoso en donde se trabaja y se extrae el material rocoso y/o mineral y adquiere la forma de escalón. En el banco se realiza la excavación y el material extraído se lo transporta para su desalojo. El material desalojado será llevado a un tratamiento metalúrgico que permita el aprovechamiento de todos los minerales de interés económico posibles, debido que al ser un depósito diseminado todo Nambija contiene minerales de interés. Para determinar la altura del banco, se considera la altura máxima de alcance del brazo de la excavadora, multiplicado por un coeficiente de seguridad, que para este caso en particular se tomará un valor de 0.9; así su fórmula para el cálculo se la expresa de la siguiente manera: Donde: Hb.- Altura del banco; m Hmáx.- Altura máxima de alcance del brazo de la excavadora; 10,749 m Ce.- Coeficiente de seguridad; generalmente 0,9 Reemplazando los valores de Hmáx y Ce, tenemos: 7.2.2. Número de bancos El número de bancos se obtiene de la altura total del talud a ser estabilizado (cota final menos cota inicial), divido para el alto del banco calculado. Donde: Nb.- Número de bancos Ht.- Altura total del talud a ser estabilizado; m Hb.- Altura de los bancos; m 71 7.2.3. Ángulo del talud del banco El ángulo de talud del banco está en función del tipo de roca y la altura del banco, cuanto más competente es la roca y más bajo sea el banco, los ángulos de talud pueden ser más verticales. Para rocas con un grado de dureza media, es aconsejable utilizar durante el trabajo ángulos entre 60° y 80°. Se puede determinar de manera aproximada, el ángulo mediante la utilización de la siguiente expresión matemática: Donde: φ.- Ángulo del talud del banco; grados (°) f.- Coeficiente de resistencia de la roca M.M Protodiakonov planteó que el coeficiente de resistencia a groso modo corresponde al 0,01 de la resistencia de la roca sometida a compresión simple. Donde: f.- Coeficiente de resistencia de la roca Rc.- Resistencia a la compresión uniaxial (capítulo V, tabla 5.5); kg/cm 2 Entonces, reemplazando el valor de Rc tenemos: 72 Por lo tanto el ángulo del talud del banco es: Como se trabajará con un coeficiente de seguridad de 0,9, el ángulo de talud del banco en trabajo será de 73,81° equivalente a 74°, el cual mantendrá a los taludes con un grado de seguridad mayor. 7.2.4. Ancho de la vía El ancho de la vía puede ser calculado mediante la siguiente fórmula: Donde: T.- Ancho de la vía; m a.- Ancho del transporte (volqueta HINO); 2,49 m n.- Número de carriles; 1 0,5.- Constante que representa el ancho de la zona de resguardo 7.2.5. Ancho del prisma de deslizamiento El ancho del prisma de deslizamiento puede ser calculado mediante la siguiente expresión matemática: Donde: S.- Ancho del prisma de deslizamiento; m Hb.- Altura del banco; m .- Valor máximo del ángulo de talud del banco; grados (°) φ.- Ángulo del talud del banco; grados (°) 73 Se optará tomar un valor de 3 metros para aumentar la seguridad en los trabajos. 7.2.6. Ancho de la plataforma de trabajo Es la suma de los espacios necesarios para el movimiento holgado de los diferentes equipos que trabajan en la plataforma, como se indica en la figura 7.2. Figura 7.2: Esquema de la plataforma de trabajo. El ancho de la plataforma se puede determinar mediante de la siguiente manera: Donde: Bpt.- Ancho de la plataforma de trabajo; m C.- Espacio de maniobra de la pala cargadora (1,5 veces su longitud (9 m)); m T.- Ancho de la vía; m S.- Ancho del prisma de deslizamiento; m 7.2.7. Ancho de bermas Las bermas se utilizan como áreas de protección, al detener y almacenar los materiales que pueden desprenderse de los frentes de los bancos superiores. 74 Para el cálculo del ancho de las bermas se utiliza la siguiente expresión: Donde: Abm.- Ancho de bermas; m Hb.- Altura del banco; m 7.2.8. Ángulo del banco en liquidación y ángulo del borde de liquidación Para la determinación tanto del ángulo del banco en liquidación como del ángulo del borde de liquidación, utilizaremos la tabla 7.2, indicada por Sosa (1989). Tabla 7.2: Ángulos del banco en liquidación y ángulos del borde de liquidación. COEFICIENTE DE RESISTENCIA DE PROTODIAKONOV (f) ÁNGULO DE TALUD DE LOS BANCOS EN LA LIQUIDACIÓN DE LOS BORDES DE LA CANTERA (°) 15 – 20 ÁNGULOS DE TALUDES PARA BORDES DE LIQUIDACIÓN DE LA CANTERA (°) Hasta 90 m Hasta 180 m Hasta 240 m 300 m 75 – 85 60 – 68 57 – 65 53 – 60 48 – 54 8 – 14 65 – 75 50 – 60 48 – 57 45 – 53 42 – 48 3–7 55 – 65 45 – 50 41 – 48 39 – 45 36 – 43 1–2 40 – 55 30 – 43 28 – 41 26 - 39 24 – 26 0,6 – 0,8 25 – 40 21 – 28 20 – 28 ----- ----- Fuente: Tecnología de la explotación de minerales duros por el método a Cielo Abierto; Dr. Humberto Sosa, 1989. De acuerdo a la tabla anteriormente mencionada y de acuerdo al coeficiente de resistencia de la roca según Protodiakonov, el ángulo para los bancos en liquidación está entre 55° y 65°, por lo tanto el ángulo seleccionado para los bancos en liquidación es 65°, el mismo que permitirá tener una estabilidad permanente de los taludes una vez finalizado el diseño de estabilización. 75 Así mismo el ángulo para los bordes de liquidación se encuentra entre 41° y 48°, sin embargo el ángulo elegido para el borde de liquidación es de 41°, el cual permitirá tener mayor estabilidad en la liquidación de los taludes. 7.2.9. Longitud de deslizamiento La longitud de deslizamiento se calcula por medio de la siguiente expresión: Donde: Q.- Longitud de deslizamiento; m H.- Altura del banco; 10 m 65°.- Ángulo seleccionado para los bancos en liquidación; grados (°) En la figura 7.3, se muestra gráficamente la longitud de deslizamiento. Figura 7.3: Representación gráfica de la longitud de deslizamiento. 7.2.10. Cálculo del factor de seguridad El factor de seguridad se define como la relación entre el ángulo de talud natural para el ángulo del borde de liquidación. 76 Al ser el factor de seguridad mayor a uno, los taludes se mantendrán estables y no existirá la probabilidad de deslizamiento. Sin embargo si el factor de seguridad es menor a uno, la probabilidad de deslizamientos es alta. El factor de deslizamiento se determina mediante la siguiente expresión: Donde: Fs.- Factor de seguridad αt.- Ángulo de talud natural (capítulo V, numeral 5.1.4); 43° αliq.- Ángulo del borde de liquidación; grados (°) Como el factor de seguridad es mayor a uno, se puede concluir que los taludes permanecerán estables y no habrá riesgos de deslizamientos al finalizar la estabilización de los taludes. 7.3. PARÁMETROS DE PERFORACIÓN PARA LA EXTRACCIÓN DE LA ROCA DE LOS BANCOS 7.3.1. Diámetro de perforación El diámetro de perforación idóneo para un trabajo dado depende de los siguientes factores (López, López, & García, 2003): Características del macizo rocoso que se desea volar. Grado de fragmentación requerido Altura del banco y configuración de las cargas Economía del proceso de carga y voladura Dimensiones del equipo de carga. En bancos de canteras y obras civiles de superficie los diámetros habituales varían entre 50 y 125 mm (2 a 5 pulg) (EXSA, 2009). 77 Por lo tanto para el presente trabajo se ha escogido un diámetro de perforación de 3 pulg (76,20 mm) que se adapta a los diámetros habituales empleados en obras civiles, así también a la existencia en el mercado de brocas con este diámetro. 7.3.2. Burden máximo teórico También denominada piedra, borde o línea de menor resistencia a la cara libre. Es la distancia desde el pie o eje del taladro a la cara libre perpendicular más cercana. También es la distancia entre filas de barrenos en una voladura (EXSA, 2009). La piedra máxima teórica a aplicarse es la siguiente (Gustafsson, 1977): Donde: B.- Burden o piedra máxima teórica; mm .- Diámetro de perforación; mm 7.3.3. Sobreperforación Es la longitud del barreno por debajo del nivel del piso, que se necesita para romper la roca al nivel del piso del banco y que permita al equipo de carga alcanzar la cota de excavación prevista (López, López, & García, 2003). La sobreperforación se calcula mediante la siguiente expresión (Gustafsson, 1977): Donde: U.- Sobreperforación; m B.- Burden o piedra máxima teórica; m 78 7.3.4. Longitud de perforación Es la suma de la altura del banco, más la sobreperforación necesaria por debajo del nivel o rasante del piso, para garantizar su buena rotura y evitar que se queden lomos, que afectan al trabajo del equipo de limpieza y deben ser eliminados por rotura secundaria. En muchos proyectos de obra civil, se perforan taladros inclinados, en los cuales la longitud del taladro aumenta con la inclinación, estimándose por la siguiente relación (EXSA, 2009): Donde: L.- Longitud de perforación; m H.- Altura del banco; m U.- Sobreperforación; m .- Ángulo con respecto a la vertical; (°) 7.3.5. Error de perforación Este error de perforación se lo calcula mediante la siguiente ecuación (Gustafsson, 1977): Donde: F.- Error de perforación, (5 cm de error de emboquille más 3 cm por metro de perforación); m L.- Longitud de perforación; m 79 7.3.6. Burden práctico En la práctica, el burden se considera igual al diámetro del taladro en pulgadas, conociéndose como burden práctico a la relación empírica (EXSA, 2009): Donde: .- Diámetro de perforación; pulg B.- Burden; m Con esta relación, se puede asumir que el burden es igual al diámetro de perforación pero en metros. Otra manera de obtener un valor de piedra práctica es utilizando la siguiente expresión (Gustafsson, 1977): Donde: Bpr.- Burden o piedra práctica; m B.- Burden o piedra máxima teórica; m F.- Error de perforación; m Para el presente trabajo se optará por tomar un burden práctico de 3 m. 7.3.7. Espaciamiento Es la distancia entre taladros de una misma fila y esta se calcula en relación al burden, mediante la siguiente fórmula (Gustafsson, 1977): Donde: E.- Espaciamiento; m 80 Bpr.- Burden o piedra práctica; m Para reajustar el espaciamiento obtenido utilizamos las siguientes expresiones: Donde: *Ap.- Ancho de pega; m E.- Espaciamiento; m *El ancho de pega, se refiere al ancho de la malla de voladura, cuyo valor fue tomado para la obtención de un volumen de roca volada de 1890 m 3, la cual permitirá el desarrollo continuo de las actividades de carguío y transporte de acuerdo al rendimiento de trabajo diario calculado según la maquinaria a utilizarse, el cual se indicará en el capítulo VIII. Donde: Epr.- Espaciamiento práctico; m Ap.- Ancho de pega; m Para el presente trabajo se optará por tomar un espaciamiento práctico de 3,50 m. 81 7.3.8. Perforación específica Es el número de metros que se tiene que perforar por cada m 3 de roca a volar o a arrancar. La perforación específica se calcula mediante la siguiente expresión (Gustafsson, 1977): Donde: Pe.- Perforación específica; m/m3 L.- Longitud de perforación; m Bpr.- Burden o piedra práctica; m H.- Altura del banco; m Ap.- Ancho de pega; m 7.4. PARÁMETROS DE VOLADURA PARA LA EXTRACCIÓN DE LA ROCA DE LOS BANCOS 7.4.1. Elección de la sustancia explosiva Para seleccionar el tipo de explosivo idóneo a utilizar en voladuras de roca, es necesario conocer las características más importantes de los mismos y a partir de ellas, optar por el explosivo más conveniente de acuerdo al tipo de aplicación que se precise. Las características básicas de los explosivos son: Potencia explosiva Poder rompedor Velocidad de detonación Densidad de encartuchado Resistencia al agua Sensibilidad 82 La elección del tipo de explosivo se debe hacer de acuerdo a factores como: el tipo de obra y lugar de trabajo, diámetro de los barrenos, tipo de roca a volar, presencia de agua y seguridad del explosivo. Para el trabajo de estabilización de taludes del sector El Tierrero, es recomendable emplear explosivos con un gran poder rompedor en zonas rocosas y en ciertas zonas explosivos resistentes al agua, que sean capaces de producir grandes cantidades de gases que permitan fragmentar y desplazar rocas de resistencia media. Se empleará en la carga de fondo como iniciador un booster (pentolita) que son utilizados para iniciar explosivos insensibles o agente de voladura tipo slurries, ANFO y nitracarbonitratos, donde un fulminante común. Los boosters (figura 7.4) en la actualidad son los iniciadores más utilizados, pues presentan numerosas ventajas entre las que se destacan (López, López, & García, 2003): Insensibilidad a los impactos y fricciones. Alta resistencia mecánica y por lo tanto estabilidad dimensional. Posee uno o dos orificios por donde el cordón detonante puede pasar y quedar retenido o insertar un detonador. Son pequeños, compactos y fáciles de manejar y no producen eventos fisiológicos adversos. No se alteran con el tiempo Figura 7.4: Boosters APD de EXPLOCEN C.A. Fuente: www.ec.all.biz/iniciadores-apd-booster En la tabla 7.3 se describen las características del Booster APD 450 2P comercializados por la empresa ecuatoriana EXPLOCEN C.A. 83 Tabla 7.3: Características técnicas del Booster APD 450 2P de EXPLOCEN C.A. Parámetros Unidad Especificación mm 54 x 142 unidades por caja 55 gr 450 gr/cm3 1,60 Volumen de gases lt/kg 777 Calor de explosión kcal/kg 1300 kJ/kg 5443 Velocidad de detonación m/s 7418 Presión de detonación kbar 221 Resistencia al agua años 1 cm3/10g 405 años 10 Tamaño (diámetro x largo) Número de cartuchos Peso cartucho Densidad Potencial Ensanchamiento de Trauzl Vida útil Fuente: www.ec.all.biz/iniciadores-apd-booster Como carga de fondo y columna se empleará ANFO el cual es una mezcla a base de nitrato de amonio y un hidrocarburo en proporciones del 95% y 5% respectivamente, que da como resultado un agente de voladura. No se recomienda utilizar ANFO en barrenos con presencia de agua ya que el nitrato de amonio es higroscópico. El ANFO (figura 7.5) presenta las siguientes ventajas: De fácil uso y aplicación en todo tipo de voladuras en minería subterránea, a cielo abierto, canteras, obras civiles, túneles, etc. Alto rendimiento a bajo costo. Producto de alta seguridad, requiere de un iniciador de alta potencia para ser detonado. Puede ser suministrado a granel y en forma mecanizada. 84 Figura 7.5: ANFO de EXPLOCEN C.A. Fuente: http://explosivos.wikidot.com/explosivos-secundarios En la tabla 7.4 se describen las características del ANFO distribuido por EXPLOCEN C.A. Tabla 7.4: Características técnicas del ANFO de EXPLOCEN C.A. Parámetros Unidad Especificación kg por saco 25 gr/cm3 0,88 m/s 4100 kcal/kg 941 Presión de detonación kbar 40 Volumen de gases lt/kg 975 Potencial kJ/kg 3935 Peso Densidad Velocidad de detonación Calor de explosión Resistencia al agua mala Fuente: EXPLOCEN C.A. En el caso de presencia de agua se utilizará como carga de fondo y columna explosivos tipo emulsión (figura 7.6) los cuales poseen una alta resistencia al agua, son sensibles al fulminante y son usadas comúnmente como carga de fondo y de columna. Este tipo de explosivos poseen las siguientes ventajas: Posee una alta densidad. Genera grandes volúmenes y presiones de gases. Tiene una excelente resistencia al agua y soporta altas presiones hidrostáticas. Es seguro frente a estímulos de golpe, fuego y caída. 85 Figura 7.6: Emulsen 720 (2½´´ x 16´´) de EXPLOCEN C.A. Fuente: www.ec.all.biz/emulsin-encartuchada En la tabla 7.5 se describen las características del Emulsen 720 expendido por EXPLOCEN C.A. Tabla 7.5: Características técnicas del Emulsen 720 (2½´´ x 16´´) de EXPLOCEN C.A. Parámetros Unidad Especificación pulg 2½ x 16 unidades por caja 17 gr 1476 gr/cm3 1,13 Volumen de gases lt/kg 842 Calor de explosión kcal/kg 992 kJ/kg 4150 m/s 5800 cm3/10g 315 Poder rompedor, Método HESS mm 23,2 Resistencia al agua días 180 meses 6 Tamaño (diámetro x largo) Número de cartuchos Peso cartucho Densidad Potencial Velocidad de detonación Ensanchamiento de Trauzl Vida útil Fuente: www.ec.all.biz/emulsin-encartuchada 7.4.2. Concentración de carga de fondo Para obtener la concentración de carga de fondo se utilizará la siguiente expresión (Gustafsson, 1977): Donde: Qbk.- Concentración de carga de fondo; kg/m 86 .- Diámetro de perforación; mm 7.4.3. Altura de carga de fondo La altura de carga de fondo se calcula mediante la siguiente fórmula (Gustafsson, 1977): Donde: hb.- Altura de carga de fondo; m Bpr.- Burden o piedra teórica; m 7.4.4. Carga de fondo Es la carga explosiva de mayor densidad y potencia requerida al fondo del barreno para romper la parte más confinada y garantizar la rotura al piso, junto con la sobreperforación mantener la rasante y evitando la formación de lomos (EXSA, 2009). Para determinar la carga de fondo se emplea la siguiente expresión matemática (Gustafsson, 1977): Donde: Qb.- Carga de fondo; kg hb.- Altura de carga de fondo; m Qbk.- Concentración de carga de fondo; kg/m 87 7.4.5. Concentración de carga de columna Para obtener la concentración de carga de columna se utilizará la siguiente expresión (Gustafsson, 1977): Donde: Qpk.- Concentración de carga de columna; kg/m Qbk.- Concentración de carga de fondo; kg/m 7.4.6. Altura de carga de columna La altura de carga de columna se calcula mediante la siguiente fórmula (Gustafsson, 1977): Donde: hp.- Altura de carga de columna; m L.- Longitud de perforación; m hb.- Altura de carga de fondo; m ho.- Retacado; m 7.4.7. Carga de columna Esta se ubica sobre la carga de fondo y puede ser de menos densidad, potencia o concentración, ya que el confinamiento de la roca en este sector del taladro es menor (EXSA, 2009). Para determinar la carga de columna se emplea la siguiente expresión matemática (Gustafsson, 1977): 88 Donde: Qp.- Carga de columna; kg hp.- Altura de carga de columna; m Qpk.- Concentración de carga de columna; kg/m 7.4.8. Longitud de retacado El retacado es la longitud de barreno que en la parte superior se rellena con un material inerte y tiene la misión de confinar y retener los gases producidos en la explosión, para permitir que se desarrolle por completo el proceso de fragmentación de la roca (López, López, & García, 2003). Para la determinación de la longitud de retacado se emplea la siguiente expresión (Gustafsson, 1977): Donde: ho.- Retacado; m Bpr.- Burden o piedra teórica; m 7.4.9. Carga específica Se llama carga específica a la cantidad de explosivo necesaria para fragmentar un metro cúbico de roca, y se la calcula mediante la siguiente fórmula (EXSA, 2009): Donde: Ce.- Carga específica; kg/m3 Qb.- Carga de fondo; kg Qp.- Carga de columna; kg 89 Bpr.- Burden o piedra práctica; m H.- Altura del banco; m Ap.- Ancho de pega; m 7.4.10. Sistema de iniciación o encendido Para que un explosivo detone es necesaria una fuerza exterior de potencia suficiente que genere un impulso inicial, la cual permite la iniciación de la misma. Este proceso normalmente se efectúa mediante los accesorios de voladura que comprenden a los fulminantes comunes y eléctricos, mecha de seguridad, mecha rápida, conectores, retardadores, cordón detonante y otros. En la actualidad el uso de sistemas de iniciación no eléctricos de retardos cortos (figura 7.7), han sustituido a la utilización de sistemas de iniciación convencionales, debido a que garantiza altos rendimientos en la voladura. El uso de microretardos ayuda a controlar la salida de los barrenos detonados, lo cual disminuye el efecto sísmico; además, mejora el grado de fragmentación de la roca debido a que, en el momento de la detonación, las rocas se proyectan y golpean entre sí en intervalos mínimos de tiempo, aumentando así el rendimiento de los trabajos posteriores a la voladura. Figura 7.7: Fulminantes No eléctricos MS/LP de EXPLOCEN C.A. Fuente: EXPLOCEN C.A. 90 En la tabla 7.6 se describen las características de los Fulminates No eléctricos comercializados por la empresa ecuatoriana EXPLOCEN C.A. Tabla 7.6: Características técnicas de los Fulminantes No eléctricos de EXPLOCEN C.A. DEL FULMINANTE DE RETARDO Parámetros Unidad Especificación Diámetro mm 7,30 Longitud mm 60 / 68 / 88 / 92 Volumen trauzl cm3 34 2kg/1m No detona Diámetro mm 3,30 Longitud m 4,0 / 4,2 / 4,8 / 12 / 15 / 18 Rojo Periodo corto Amarillo Periodo largo Resistencia a la tracción kg 18 Velocidad de onda m/s 2000±200 Resistencia al impacto DE LA MANGUERA FANEL Color DE LA ETIQUETA Color de letra Negro Color de fondo En función del tiempo de retardo DEL CONECTOR PLÁSTICO TIPO "J" Rojo Periodo corto Azul Periodo largo Color Fuente: EXPLOCEN C.A. En la tabla 7.7 se muestra la escala de tiempos nominales de retardo para la serie estándar de los Fulminantes No eléctricos distribuidos por la empresa ecuatoriana EXPLOCEN C.A. 91 Tabla 7.7: Escala de tiempos nominales de retardo de los Fulminantes No eléctricos (Serie Estándar) de EXPLOCEN C.A. SERIE ESTÁNDAR PERIODO CORTO PERIODO LARGO (MS) (LP) Tiempo de retardo Tiempo de retardo No. de serie No. de serie (ms) (ms) 1 25 1 0,5 2 50 2 1,0 3 75 3 1,5 4 100 4 2,0 5 125 5 2,5 6 150 6 3,0 7 175 7 3,5 8 200 8 4,0 9 225 9 4,5 10 250 10 5,0 11 300 11 5,6 12 350 12 6,2 13 400 13 6,8 14 450 14 7,4 15 500 15 8,0 16 600 16 8,6 17 700 18 800 19 900 20 1000 Fuente: EXPLOCEN C.A. 7.4.10.1. Tiempo de retardo entre barrenos de una misma fila Para determinar el tiempo de retardo entre barrenos se propone la siguiente ecuación (Fadeev, 1987): Donde: TRB.- Tiempo de retardo entre barrenos; ms/m de piedra 92 ρ.- Peso específico de la roca; ton/m3 Ce.- Carga específica; kg/m3 Si al resultado de esta ecuación le multiplicamos los metros que corresponden a la piedra o burden obtendremos el tiempo de retardo entre barrenos de una misma fila. Como en el mercado local los tiempos de retardo de los fulminantes No eléctricos vienen en una escala de 25 ms, se escoge como tiempo de retardo entre barrenos 25 ms. 7.4.10.2. Tiempo de retardo entre filas Para determinar el tiempo de retardo entre filas se propone la siguiente ecuación (Fadeev, 1987): Donde: TRF.- Tiempo de retardo entre filas; ms TRB.- Tiempo de retardo entre barrenos; ms 93 CAPÍTULO VIII 8. SELECCIÓN DE MAQUINARIA Y EQUIPOS PARA LA ESTABILIZACIÓN DE TALUDES La selección de la maquinaria y equipos para la Estabilización de Taludes en el sector "El Tierrero" de la mina Nambija, se basó tomando en cuenta el desarrollo fundamental de tres operaciones técnicas como son: arranque, carga y transporte. La operación de arranque.- Consiste en extraer la roca o material de su enclave geológico. Para llevar a cabo esta operación se recurrirá a las tareas de perforación y voladura en el caso de roca fresca, en donde se aprovechará la energía liberada por los explosivos colocados en el interior del macizo rocoso dentro de los barrenos, por lo tanto para realizar la perforación se requerirá de track drills y para el caso de roca meteorizada se empleará la excavadora para su remoción. La operación de carga del material rocoso.- Radica en la manipulación del material o de las rocas productos de la operación de arranque, para depositarlos sobre las unidades de transporte. Para la realización de esta operación se utilizará maquinaria como excavadoras, pero principalmente palas cargadoras. La operación de transporte.- Consiste en el traslado del material arrancado hasta el stock o centro de acopio, el cual será procesado metalúrgicamente, permitiendo el aprovechamiento de todos los minerales de interés económico posibles. Esta operación de transporte se lo realizará por medio de volquetas. De igual forma para la selección de la maquinaria y equipos se tomó en cuenta la existencia en el mercado nacional, para su pronta y ágil adquisición. 8.1. TRACK DRILL Los track drills son vagones donde se instalan normalmente perforadoras neumáticas convencionales, articulada a una guía de acero o mástil que es accionada por medios neumáticos o hidráulicos. Tienen su sistema de tracción propio, es decir que se desplazan por sus medios propios, con mayor potencia y para perforaciones masivas. 94 8.1.1. Características generales y técnicas del track drill El track drill considerado para la tarea de perforación es el track drill ATLAS COPCO ECM 590RR (figura 8.1), el cual posee las siguientes características generales: Posee una longitud de avance muy grande que permite la utilización de secciones de acero de barrenación. Emplean brocas intercambiables con insertos de carburo de tungsteno. Son generalmente de accionamiento por percusión habiendo también de rotación. Su número de posiciones para perforar es prácticamente ilimitado. El motor de accionamiento puede ser gasolina o diesel. Van montadas sobre carros con orugas. Costos de inversión medianamente altos. En la tabla 8.1, se describe las principales características técnicas del track drill ATLAS COPCO ECM 590RR. Figura 8.1: Track drill ATLAS COPCO ECM 590RR. Fuente: www.matco.com.mx Tabla 8.1: Características técnicas del track drill ATLAS COPCO ECM 590RR. CARACTERÍSTICAS TÉCNICAS Peso 10,70 ton Ancho 2,62 m 95 8´ 7´´ Altura 2,92 m 9´ 7´´ Longitud 8,94 m 29´ 4´´ Velocidad de transporte 3,30 km/h 2 mph Capacidad de subir 30° Oscilación de pista ±10° Distancia al suelo 457 mm 18´´ (´) Pies (´´) Pulgadas Fuente: www.matco.com.mx 8.1.2. Consideraciones de selección Para la selección del track drill ATLAS COPCO ECM 590RR, se tomó en cuenta la profundidad de perforación necesaria para la obtención de bancos de 10 metros de altura, el rango de diámetro de perforación (3 pulgadas) que puede admitir el track drill, así como su velocidad de rotación, potencia de impacto y fuerza de tracción para perforar la roca que se requiere arrancar del macizo rocoso. En el anexo 8.1, se visualiza las especificaciones técnicas del track drill ATLAS COPCO ECM 590RR, las cuales se cumplen con las exigencias demandadas por el trabajo a realizarse. 8.1.3. Rendimiento del track drill El rendimiento del track drill se calcula mediante la siguiente expresión matemática (Universidad Nacional Jorge Basadre Grohmann, 2013): Donde: Rtd.- Rendimiento del track drill; ft/h SC.- Resistencia a la compresión unixial (capítulo V, tabla 5.5); en miles de psi (69,82 MPa ≈ 11893,0914 psi) W.- Pull down (fuerza de tracción); en miles de lb (18373 lbf) .- Diámetro de la broca; pulg RPM.- Velocidad rotacional; 160 rpm 96 8.2. EXCAVADORA Es una máquina autopropulsada sobre orugas, con una estructura capaz de girar al menos 360° (en un sentido y en otro, y de forma ininterrumpida) que carga, eleva, gira, extrae, limpia y descarga materiales por la acción de la cucharón fijado a un conjunto formado por una pluma y brazo, sin que la estructura portante o chasis se desplace. Las excavadoras son máquinas que pueden realizar simultáneamente el arranque (en caso de materiales suaves) y el carguío del material a las unidades de transporte. 8.2.1. Características generales y técnicas de la excavadora La excavadora considerada para su selección es la excavadora hidráulica CATERPILLAR 330DL (figura 8.2), el cual posee las siguientes características generales: Diseños compactos y pesos reducidos en relación a la capacidad del cucharón. Fuerzas de penetración y excavación elevadas, permitiendo el arranque directo de materiales compactos. Poco espacio necesario para operar. Capacidad de giro de 360°. Van montadas sobre carros con orugas. Moderado consumo de energía. El motor de accionamiento puede ser gasolina o diesel. Costos de inversión medios. En la tabla 8.2, se describe las principales características técnicas de la excavadora hidráulica CATERPILLAR 330DL. 97 Figura 8.2: Excavadora hidráulica CATERPILLAR 330DL. Fuente: www.kellytractor.com Tabla 8.2: Características técnicas de la excavadora hidráulica CATERPILLAR 330DL. N° CARACTERÍSTICAS TÉCNICAS VALOR 1 Altura de embarque 3630 mm 11´ 11´´ 2 Longitud de embarque 11200 mm 36´ 9´´ 3 Radio de giro de la parte posterior 3500 mm 11´ 6´´ 4 Longitud hasta el centro de los rodillos 4040 mm 13´ 3´´ 5 Longitud de la cadena 5020 mm 16´ 6´´ 6 Espacio libre sobre el suelo 450 mm 1´ 6´´ 7 Entrevía 2590 mm 8´ 6´´ 8 Ancho para el transporte (zapatas estándar) 3390 mm 11´ 1´´ 9 Altura de la cabina 3140 mm 10´ 4´´ 10 Espacio libre sobre el suelo (contrapeso) 1220 mm 4´ 0´´ (´) Pies (´´) Pulgadas Fuente: www.kellytractor.com 8.2.2. Consideraciones de selección Las consideraciones que se tomaron en cuenta para la selección de la excavadora hidráulica CATERPILLAR 330DL, se basaron primeramente en la potencia que ofrece el equipo, así como el peso en orden de trabajo en el cual la maquinaria puede trabajar adecuadamente. Para conocer una primera estimación de la potencia y del peso en orden de trabajo que requiere la maquinaria se utilizaron las siguientes expresiones (Meneses Pineda, 2011): 98 Donde: Peso.- Peso en orden de trabajo de la excavadora; ton C.- Capacidad del cucharón; 1,19 m3 17.- Constante Donde: Potencia.- Potencia de la excavadora; kW C.- Capacidad del cucharón; 1,19 m3 59.- Constante De acuerdo a los datos de potencia y peso en orden de trabajo obtenidos, se puede apreciar que las especificaciones técnicas (anexo 8.2) de la excavadora hidráulica CATERPILLAR 330DL se adaptan a la exigencias requeridas para el trabajo a realizarse. Otras consideraciones para la selección de la excavadora hidráulica CATERPILLAR 330DL, se fundamentaron en la altura máxima de corte, así como en la profundidad máxima de excavación (anexo 8.2), características necesarias para la determinación de la altura de los bancos propuestos en el capítulo anterior, por lo que dicha excavadora se ajusta a las necesidades demandadas por el trabajo a efectuarse. 8.2.3. Rendimiento de la excavadora El rendimiento de las excavadoras viene dado por las siguiente expresión matemática (Chiriboga Fernández, Pillasagua Carrera, & Santos Baquerizo): 99 Donde: Rexc.- Rendimiento de la excavadora; m3/h Vc.- Capacidad del cucharón; 1,19 m3 Fe.- Factor de eficacia de la máquina, que varía entre el 70 y 80 %; 0,7 - 0,8 Fe´.- Eficiencia del cucharón, que depende de la clase del material o terreno; 0,8 - 0,9 (para materiales o terrenos medios) Ct.- Coeficiente de esponjamiento (capítulo V, tabla 5.3); 1,40 Tc.- Tiempo de duración del ciclo, comprende la excavación del material, el giro de la excavadora hasta la descarga, y el giro hasta el origen; 30 seg 3600.- Factor de conversión de segundos a horas Cabe destacar que estos rendimientos fueron calculados asumiendo condiciones ideales de trabajo como son: excavación de material vertido y ciclos continuos de trabajo. 8.3. PALA CARGADORA Una pala cargadora es una máquina de uso frecuente en construcción, minería, obras públicas y otras actividades que implican el movimiento de tierra o roca en grandes volúmenes y superficies. Las palas cargadores existen en dos grupos según su tren de rodaje: sobre ruedas y sobre orugas, siendo las primeras las más utilizadas. 8.3.1. Características generales y técnicas de la pala cargadora La pala cargadora considerada para su selección es la pala cargadora CATERPILLAR 980H (figura 8.3), el cual posee las siguientes características generales: Permite mover grandes cantidades de material en poco tiempo. Posibilidad de manejar bloques de gran tamaño. Al ser una pala cargadora con neumáticos, son de rápido traslado y muy operables en todo terreno. 100 Adaptables a la instalación de cadenas metálicas a los neumáticos para proteger sus cubiertas. Diseño compacto, pesos reducidos y poca potencia instalada en relación a la capacidad del cucharón. Gran movilidad y maniobrabilidad. El motor de accionamiento puede ser gasolina o diesel. Costos de inversión medios. En la tabla 8.3, se describe las principales características técnicas de la pala cargadora CATERPILLAR 980H, además en el anexo 8.3 se presenta el catálogo de dicha pala cargadora, el cual contiene las características técnicas restantes. Figura 8.3: Pala cargadora CATERPILLAR 980H. Fuente: www.kellytractor.com Tabla 8.3: Características técnicas de la pala cargadora CATERPILLAR 980H. N° CARACTERÍSTICAS TÉCNICAS VALOR 1 Altura hasta la parte superior de la estructura ROPS 3765 mm 12´ 4´´ 2 Altura hasta la parte superior del tubo de escape 3716 mm 12´ 2´´ 3 Altura hasta la parte superior del capó 2716 mm 8´ 11´´ 4 Espacio libre sobre el suelo con neumáticos 29,5R25 L-3 Michelin 442 mm 5 Altura del brazo de levantamiento a levantamiento máximo 3764 mm 12´ 4´´ 6 Altura del pasador B 4505 mm 14´ 9´´ 7 Altura de levantamiento optativa 4726 mm 15´ 6´´ 8 Línea de centro del eje trasero al borde del contrapeso 2493 mm 8´ 2´´ 101 1´ 5´´ 9 Distancia entre ejes 3700 mm 12´ 2´´ 10 Altura hasta la línea de centro del eje 867 mm 2´ 10´´ 11 Línea de centro del eje trasero al enganche 1850 mm 6´ 1´´ 12 Inclinación hacia atrás a levantamiento máximo 61° 13 Ángulo de descarga a levantamiento máximo 47° 14 Inclinación hacia atrás y transporte 49° 15 Inclinación hacia atrás en el suelo 41° (´) Pies (´´) Pulgadas Fuente: www.kellytractor.com 8.3.2. Consideraciones de selección Para la selección de la pala cargadora CATERPILLAR 980H, se consideró la potencia que ofrece el equipo, así como el peso en orden de trabajo en el cual la maquinaria puede trabajar adecuadamente. Para determinar una primera estimación de la potencia y del peso en orden de trabajo que requiere la pala cargadora se emplearon las siguientes expresiones (Meneses Pineda, 2011): Donde: Peso.- Peso en orden de trabajo de la pala cargadora; ton C.- Capacidad del cucharón; 4 m3 7,5.- Constante Donde: Potencia.- Potencia de la excavadora; kW C.- Capacidad del cucharón; 4 m3 47.- Constante 102 De acuerdo a los datos de potencia y peso en orden de trabajo obtenidos, se puede apreciar que las especificaciones técnicas (anexo 8.3) de la pala cargadora CATERPILLAR 980H se adaptan a la necesidades requeridas para el trabajo a realizarse. 8.3.3. Rendimiento de la pala cargadora El rendimiento de las palas cargadoras viene dado por la siguiente fórmula (Chiriboga Fernández, Pillasagua Carrera, & Santos Baquerizo): Donde: Rpc.- Rendimiento de la pala cargadora; m3/h Vc.- Capacidad del cucharón; 6,1 m3 Fe.- Factor de eficacia de la máquina, que varía entre el 70 y 80 %; 0,7 - 0,8 Fe´.- Eficiencia del cucharón, que depende de la clase del material o terreno; 0,8 - 0,9 (para materiales o terrenos medios) Ct.- Coeficiente de esponjamiento (capítulo V, tabla 5.3); 1,40 Tc.- Tiempo de duración del ciclo, comprende la excavación del material, el giro de la excavadora hasta la descarga, y el giro hasta el origen; 45 seg 3600.- Factor de conversión de segundos a horas Cabe destacar que estos rendimientos fueron calculados asumiendo condiciones ideales de trabajo como son: carguío de material vertido y ciclos continuos de trabajo. 103 8.4. VOLQUETAS Es el medio de transporte más utilizado en minería y en trabajos de obra civil, este vehículo permite transportar tierra u otros materiales y posee un dispositivo mecánico para descargarlos. 8.4.1. Características generales y técnicas de las volquetas La volqueta seleccionada es para desarrollar el trabajo de transporte de material es la volqueta HINO SERIE 700 MODELO 2841 (figura 8.4), el cual posee las siguientes características generales: Flexibilidad en cuanto distancia de transporte. Adaptación a todo tipo de materiales. Facilidad para variar el ritmo de producción. Infraestructura sencilla y poco costosa. Mano de obra elevada en operación y mantenimiento. El motor de accionamiento puede ser gasolina o diesel. Costos de inversión medianamente baja. En la tabla 8.4, se describe las principales características técnicas de la volqueta HINO SERIE 700 MODELO 2841, además en el anexo 8.4 se presenta el catálogo de dicha volqueta, el cual contiene las características técnicas restantes. Figura 8.4: Volqueta HINO SERIE 700 MODELO 2841. Fuente: www.ec.all.biz/teojama-comercial 104 Tabla 8.4: Características técnicas de la volqueta HINO SERIE 700 MODELO 2841. CARACTERÍSTICAS TÉCNICAS Largo total 7625 mm Ancho chasis 850 mm Ancho cabina 2490 mm Altura total 3045 mm Radio de giro 7500 mm Peso Chasis 8670 kg Fuente: www.ec.all.biz/teojama-comercial 8.4.2. Consideraciones de selección Las consideraciones que se tomaron en cuenta para la selección de la volqueta HINO SERIE 700 MODELO 2841, se basaron primeramente en la elección de la capacidad de carga de la volqueta, la cual debe combinar armónicamente con la maquinaria destinada a la operación de carga y esta puede ser efectuada por excavadoras, o más usualmente por palas cargadoras. La capacidad de carga de la volqueta se estableció en función del tipo de material a cargar y a la capacidad del cucharón de la maquinaria que va a cargar el material a la volqueta, usando la siguiente expresión matemática (Meneses Pineda, 2011): Donde: Capacidad de Carga.- Capacidad de carga de la volqueta; ton C.- Capacidad del cucharón de la maquinaria que va a cargar el material a la volqueta; 6,1 m3 (pala cargadora) 4 - 7.- Constante que depende del tipo de material a cargarse (material medio) De acuerdo a los datos de la capacidad de carga requerida por la volqueta, se puede apreciar que las especificaciones técnicas (anexo 8.4) de la volqueta HINO SERIE 700 MODELO 2841 se adaptan a la exigencias demandadas para el trabajo a realizarse. 105 8.4.3. Rendimiento de las volquetas El rendimiento de las volquetas viene dado por las siguiente expresión matemática (Chiriboga Fernández, Pillasagua Carrera, & Santos Baquerizo): Donde: Rvt.- Rendimiento de la volqueta; m3/h Vc.- Capacidad de carga de la volqueta; 12 m 3 Fe.- Factor de eficiencia, que está en dependencia de la experiencia del conductor y del estado de la máquina, tipo de material a transportar y estado del terreno, que varía entre el 70 y 80 %; 0,7 - 0,8 Tc.- Tiempo de ciclo, corresponde a la suma del tiempo de carga, descarga y maniobra; 6 min Dtr.- Distancia total recorrida por la volqueta para transportar el material y volver al punto de cargado; 3 km Vtr.- Velocidad media a la cual viaja la volqueta; 0,5 km/min (30 km/h) 60.- Factor de conversión de minutos a horas Como el rendimiento de la obra de estabilización estará dirigida en torno al rendimiento de la pala cargadora (Rpc = 223,09 m3/h), se debe realizar el cálculo del número de volquetes necesarios para que la pala cargadora no pare su trabajo ni tenga tiempos de espera; para determinar cuántos volquetes son necesarios se utiliza la siguiente expresión: Donde: Nvt.- Número de volquetes Rpc.- Rendimiento de la pala cargadora; m3/h Rvt.- Rendimiento de la volqueta; m3/h 106 CAPÍTULO IX 9. ANÁLISIS DE DATOS E INTERPRETACIÓN DE RESULTADOS 9.1. RESULTADOS GEOMECÁNICOS 9.1.1. Análisis de la clasificación geomecánica de Bieniawski (RMR) Los resultados del análisis de la Clasificación Geomecánica de Bieniawski (RMR), para cada una de la sociedades mineras estudiadas se resumen a continuación: Sociedad Minera Génesis I La tabla 9.1 resume los resultados de la Clasificación Geomecánica RMR, obtenidos en la Sociedad Minera Génesis I. Tabla 9.1: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Génesis I. SOCIEDAD MINERA GÉNESIS I - RMR RMR ORIGINAL Longitud (m) Porcentaje (%) 10,76 9,89 IV Mala 82,77 76,03 III Media 15,33 14,08 108,86 100,00 Clase Denominación II Buena RMR MODIFICADO Longitud (m) Porcentaje (%) 10,76 9,89 IV a Mala a Media 32,30 29,67 III a Media a Buena 50,47 46,37 III b Media a Mala 15,33 14,08 II b Buena a Media 108,86 100,00 Clase Denominación Para una mejor visualización de cada clase de calidad de roca presente en la Sociedad Minera Génesis I, al macizo rocoso se lo dividió estadísticamente, y los resultados porcentuales se los aprecia en la figura 9.1. 107 SOCIEDAD MINERA GÉNESIS I - RMR 50,00 46,37 45,00 40,00 Porcentaje (%) 35,00 29,67 30,00 25,00 20,00 14,08 15,00 9,89 10,00 5,00 0,00 Mala a Media Media a Buena Media a Mala Buena a Media IV a III a III b II b Figura 9.1: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Génesis I. En la Sociedad Minera Génesis I, se observa que el mayor porcentaje (46,37%) del macizo rocoso, corresponde a una clase III b (media a mala), seguido por la clase III a (media a buena) la cual posee un porcentaje de 29,67%, luego está la clase II b (buena a media) con un 14,08%, y finalmente una clase IV a (mala a media) con un 9,89%. Sociedad Minera San José En la tabla 9.2, se resume los resultados de la Clasificación Geomecánica RMR, obtenidos en la Sociedad Minera San José. Tabla 9.2: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera San José. SOCIEDAD MINERA SAN JOSÉ - RMR RMR ORIGINAL Longitud (m) Porcentaje (%) 57,63 70,63 IV Mala 19,70 24,14 III Media 4,26 5,22 81,59 100,00 Clase Denominación II Buena 108 RMR MODIFICADO Longitud (m) Porcentaje (%) 57,63 70,63 IV a Mala a Media 4,30 5,27 III a Media a Buena 15,40 18,87 III b Media a Mala 4,26 5,22 II b Buena a Media 81,59 100,00 Clase Denominación En la figura 9.2, se observa de manera más visual las clases de calidad de roca existentes en la Sociedad Minera San José de acuerdo a sus porcentajes. SOCIEDAD MINERA SAN JOSÉ - RMR 80,00 70,63 70,00 Porcentaje (%) 60,00 50,00 40,00 30,00 18,87 20,00 10,00 5,27 5,22 0,00 Mala a Media Media a Buena Media a Mala Buena a Media IV a III a III b II b Figura 9.2: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera San José. El mayor porcentaje (70,63%) del macizo rocoso en la Sociedad Minera San José, pertenece a una clase IV a (mala a media), seguido por la clase III b (media a mala) la cual posee un porcentaje de 18,87%, luego está la clase III a (media a buena) con un 5,27%, y finalmente una clase II b (buena a media) con un 5,22%. Sociedad Minera Seminario Los resultados de la Clasificación Geomecánica RMR, obtenidos en la Sociedad Minera Seminario, se resumen a continuación en la tabla 9.3. 109 Tabla 9.3: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Seminario. SOCIEDAD MINERA SEMINARIO - RMR RMR ORIGINAL Longitud (m) Porcentaje (%) 32,17 33,95 IV Mala 62,59 66,05 III Media 94,76 Clase Denominación 100,00 RMR MODIFICADO Longitud (m) Porcentaje (%) 32,17 33,95 IV a Mala a Media 5,00 5,28 III a Media a Buena 57,59 60,77 III b Media a Mala 94,76 100,00 Clase Denominación La figura 9.3 ilustra, de acuerdo a sus porcentajes, las clases de calidad de roca presentes en la Sociedad Minera Seminario. SOCIEDAD MINERA SEMINARIO - RMR 70,00 60,77 60,00 Porcentaje (%) 50,00 40,00 33,95 30,00 20,00 10,00 5,28 0,00 Mala a Media Media a Buena Media a Mala IV a III a III b Figura 9.3: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Seminario. La clase III b (media a mala) tiene el mayor porcentaje (60,77%) del macizo rocoso en la Sociedad Minera Seminario, seguido por la clase IV a (mala a media) la cual posee un porcentaje de 33,95%, y finalmente se encuentra la clase III a (media a buena) con un 5,28%. 110 Sociedad Minera Semilla de Oro La tabla 9.4 resume los resultados de la Clasificación Geomecánica RMR, obtenidos en la Sociedad Minera Semilla de Oro. Tabla 9.4: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Semilla de Oro. SOCIEDAD MINERA SEMILLA DE ORO - RMR RMR ORIGINAL Longitud (m) Porcentaje (%) 30,28 66,60 IV 15,19 33,40 III 45,48 100,00 RMR MODIFICADO Longitud (m) Porcentaje (%) Mala 30,28 66,60 IV a Mala a Media Media 15,19 33,40 III b Media a Mala 45,48 100,00 Clase Denominación Clase Denominación Para una mejor visualización de cada clase de calidad de roca presente en la Sociedad Minera Semilla de Oro, al macizo rocoso se lo dividió estadísticamente, y los resultados porcentuales se los aprecia en la figura 9.4. SOCIEDAD MINERA SEMILLA DE ORO - RMR 70,00 66,60 60,00 Porcentaje (%) 50,00 40,00 33,40 30,00 20,00 10,00 0,00 Mala a Media Media a Mala IV a III b Figura 9.4: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Semilla de Oro. 111 En la Sociedad Minera Semilla de Oro, se observa que el mayor porcentaje (66,60%) del macizo rocoso, corresponde a una clase IV a (mala a media), seguido por la clase III b (media a mala) la cual posee un porcentaje de 33,40%. Sociedad Minera Los Tres Ángeles En la tabla 9.5, se resume los resultados de la Clasificación Geomecánica RMR, obtenidos en la Sociedad Minera Los Tres Ángeles. Tabla 9.5: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Los Tres Ángeles. SOCIEDAD MINERA LOS TRES ÁNGELES - RMR Longitud (m) Porcentaje (%) 24,47 22,95 82,15 106,63 77,05 RMR ORIGINAL Clase Denominación IV III Longitud (m) Porcentaje (%) 19,47 RMR MODIFICADO Clase Denominación 18,26 IV a Mala a Media 5,00 4,69 IV b Mala a Muy Mala 12,21 11,45 III a Media a Buena 69,94 65,60 III b Media a Mala 106,63 100,00 Mala Media 100,00 En la figura 9.5, se observa de manera más visual las clases de calidad de roca existentes en la Sociedad Minera Los Tres Ángeles de acuerdo a sus porcentajes. 112 SOCIEDAD MINERA LOS TRES ÁNGELES - RMR 70,00 65,60 60,00 Porcentaje (%) 50,00 40,00 30,00 20,00 18,26 11,45 10,00 4,69 0,00 Mala a Media Mala a Muy Mala Media a Buena Media a Mala IV a IV b III a III b Figura 9.5: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Los Tres Ángeles. El mayor porcentaje (65,60%) del macizo rocoso en la Sociedad Minera Los Tres Ángeles, pertenece a una clase III b (media a mala), seguido por la clase IV a (mala a media) la cual posee un porcentaje de 18,26%, luego está la clase III a (media a buena) con un 11,45%, y finalmente una clase IV b (mala a muy mala) con un 4,69%. Sociedad Minera El Santísimo Los resultados de la Clasificación Geomecánica RMR, obtenidos en la Sociedad Minera El Santísimo, se resumen a continuación en la tabla 9.6. Tabla 9.6: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera El Santísimo. SOCIEDAD MINERA EL SANTÍSIMO - RMR RMR ORIGINAL Longitud (m) Porcentaje (%) 14,96 17,26 IV Mala 44,47 51,30 III Media 27,25 31,43 86,68 100,00 Clase Denominación II Buena 113 RMR MODIFICADO Longitud (m) Porcentaje (%) 14,96 17,26 IV a Mala a Media 6,00 6,92 III a Media a Buena 38,47 44,38 III b Media a Mala 27,25 31,43 II b Buena a Media 86,68 100,00 Clase Denominación La figura 9.6 ilustra, de acuerdo a sus porcentajes, las clases de calidad de roca presentes en la Sociedad Minera El Santísimo. SOCIEDAD MINERA EL SANTÍSIMO - RMR 50,00 44,38 45,00 40,00 Porcentaje (%) 35,00 31,43 30,00 25,00 20,00 17,26 15,00 10,00 6,92 5,00 0,00 Mala a Media Media a Buena Media a Mala Buena a Media IV a III a III b II b Figura 9.6: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera El Santísimo. La clase III b (media a mala) tiene el mayor porcentaje (44,38%) del macizo rocoso en la Sociedad Minera El Santísimo, seguido por la clase II b (buena a media) la cual posee un porcentaje de 31,43%, luego se encuentra la clase IV a (mala a media) con un 17,26%, y finalmente se encuentra la clase III a (media a buena) con un 6,92%. Sociedad Minera El Cisne - El Cedro La tabla 9.7 resume los resultados de la Clasificación Geomecánica RMR, obtenidos en la Sociedad Minera El Cisne - El Cedro. 114 Tabla 9.7: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera El Cisne - El Cedro. SOCIEDAD MINERA EL CISNE - EL CEDRO - RMR RMR ORIGINAL Longitud (m) Porcentaje (%) 46,37 36,92 IV 79,24 63,08 III 125,60 100,00 RMR MODIFICADO Longitud (m) Porcentaje (%) Mala 46,37 36,92 IV a Mala a Media Media 79,24 63,08 III b Media a Mala 125,60 100,00 Clase Denominación Clase Denominación Para una mejor visualización de cada clase de calidad de roca presente en la Sociedad Minera El Cisne - El Cedro, al macizo rocoso se lo dividió estadísticamente, y los resultados porcentuales se los aprecia en la figura 9.7. SOCIEDAD MINERA EL CISNE - EL CEDRO - RMR 70,00 63,08 60,00 Porcentaje (%) 50,00 40,00 36,92 30,00 20,00 10,00 0,00 Mala a Media Media a Mala IV a III b Figura 9.7: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera El Cisne - El Cedro. En la Sociedad Minera El Cisne - El Cedro, se observa que el mayor porcentaje (63,08%) del macizo rocoso, corresponde a una clase III b (media a mala), seguido por la clase IV a (mala a media) la cual posee un porcentaje de 36,92%. 115 Sociedad Minera Dios con su Poder En la tabla 9.8, se resume los resultados de la Clasificación Geomecánica RMR, obtenidos en la Sociedad Minera Dios con su Poder. Tabla 9.8: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Dios con su Poder. SOCIEDAD MINERA DIOS CON SU PODER - RMR RMR ORIGINAL Longitud (m) Porcentaje (%) 47,98 36,19 IV Mala 84,62 63,81 III Media 132,61 Clase Denominación RMR MODIFICADO Longitud (m) Porcentaje (%) 47,98 36,19 IV a Mala a Media 17,71 13,35 III a Media a Buena 66,92 50,46 III b Media a Mala 132,61 100,00 100,00 Clase Denominación En la figura 9.8, se puede observa de manera más visual las clases de calidad de roca existentes en la Sociedad Minera Dios con su Poder de acuerdo a sus porcentajes. SOCIEDAD MINERA DIOS CON SU PODER - RMR 60,00 50,46 Porcentaje (%) 50,00 40,00 36,19 30,00 20,00 13,35 10,00 0,00 Mala a Media Media a Buena Media a Mala IV a III a III b Figura 9.8: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Dios con su Poder. 116 El mayor porcentaje (50,46%) del macizo rocoso en la Sociedad Minera Dios con su Poder, pertenece a una clase III b (media a mala), seguido por la clase IV a (mala a media) la cual posee un porcentaje de 36,19%, y finalmente una clase III a (media a buena) con un 13,35%. Sociedad Minera El Faraón Los resultados de la Clasificación Geomecánica RMR, obtenidos en la Sociedad Minera El Faraón, se resumen a continuación en la tabla 9.9. Tabla 9.9: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera El Faraón. SOCIEDAD MINERA EL FARAÓN - RMR RMR ORIGINAL Longitud (m) Porcentaje (%) 10,00 4,90 IV Mala 123,13 60,30 III Media 71,07 204,21 Clase Denominación 34,80 II RMR MODIFICADO Longitud (m) Porcentaje (%) 10,00 4,90 IV a Mala a Media 74,17 36,32 III a Media a Buena 48,96 23,98 III b Media a Mala 5,22 2,56 II a Buena a Muy Buena 65,85 32,25 II b Buena a Media 204,21 100,00 Clase Denominación Buena 100,00 La figura 9.9 ilustra, de acuerdo a sus porcentajes, las clases de calidad de roca presentes en la Sociedad Minera El Faraón. 117 SOCIEDAD MINERA EL FARAÓN - RMR 40,00 36,32 35,00 32,25 Porcentaje (%) 30,00 23,98 25,00 20,00 15,00 10,00 4,90 5,00 2,56 0,00 Mala a Media Media a Buena Media a Mala Buena a Muy Buena Buena a Media IV a III a III b II a II b Figura 9.9: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera El Faraón. La clase III a (media a buena) tiene el mayor porcentaje (36,32%) del macizo rocoso en la Sociedad Minera El Faraón, seguido por la clase II b (buena a media) la cual posee un porcentaje de 32,25%, luego se encuentra la clase III b (media a mala) con un 23,98%, a continuación se encuentra la clase IV a (mala a media) con un 4,90%, y finalmente se encuentra la clase II a (buena a muy buena) con un 2,56%. En el anexo 9.1, se presenta el mapa de interpolación de la Clasificación Geomecánica RMR, utilizando la interpolación de vecinos naturales, la cual encuentra el subconjunto más cercano de muestras de entrada a un punto de consulta y les aplica los pesos en función de áreas proporcionadas para interpolar un valor. 9.1.2. Análisis de la clasificación geomecánica GSI Los resultados del análisis de cada una de las sociedad mineras estudiadas mediante la Clasificación Geomecánica GSI, se resumen a continuación: Sociedad Minera Génesis I La tabla 9.10 resume los resultados de la Clasificación Geomecánica GSI, obtenidos en la Sociedad Minera Génesis I. 118 Tabla 9.10: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Génesis I. SOCIEDAD MINERA GÉNESIS I - GSI RMR ORIGINAL Longitud (m) Porcentaje (%) 29,20 26,82 IV Mala 79,66 73,18 III Media 108,86 Clase Denominación 100,00 RMR MODIFICADO Longitud (m) Porcentaje (%) 29,20 26,82 IV a Mala a Media 19,65 18,05 III a Media a Buena 60,01 55,13 III b Media a Mala 108,86 100,00 Clase Denominación Para una mejor visualización de cada clase de calidad de roca presente en la Sociedad Minera Génesis I, al macizo rocoso se lo dividió estadísticamente, y los resultados porcentuales se los aprecia en la figura 9.10. SOCIEDAD MINERA GÉNESIS I - GSI 60,00 55,13 Porcentaje (%) 50,00 40,00 30,00 26,82 18,05 20,00 10,00 0,00 Mala a Media Media a Buena Media a Mala IV a III a III b Figura 9.10: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Génesis I. En la Sociedad Minera Génesis I, se observa que el mayor porcentaje (55,13%) del macizo rocoso, corresponde a una clase III b (media a mala), seguido por la clase IV a (mala a media) la cual posee un porcentaje de 26,82%, finalmente está la clase III a (media a buena) con un 18,05%. 119 Sociedad Minera San José En la tabla 9.11, se resume los resultados de la Clasificación Geomecánica GSI, obtenidos en la Sociedad Minera San José. Tabla 9.11: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera San José. SOCIEDAD MINERA SAN JOSÉ - GSI Longitud (m) Porcentaje (%) 69,22 84,84 12,37 Clase Denominación IV 15,16 81,59 RMR ORIGINAL III Longitud (m) Porcentaje (%) 31,49 RMR MODIFICADO Clase Denominación 38,59 IV a Mala a Media 37,73 46,24 IV b Mala a Muy Mala 8,56 10,50 III a Media a Buena 3,81 4,67 III b Media a Mala 81,59 100,00 Mala Media 100,00 En la figura 9.11, se observa de manera más visual las clases de calidad de roca existentes en la Sociedad Minera San José de acuerdo a sus porcentajes. SOCIEDAD MINERA SAN JOSÉ - GSI 50,00 46,24 45,00 40,00 38,59 Porcentaje (%) 35,00 30,00 25,00 20,00 15,00 10,50 10,00 4,67 5,00 0,00 Mala a Media Mala a Muy Mala Media a Buena Media a Mala IV a IV b III a III b Figura 9.11: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera San José. El mayor porcentaje (46,24%) del macizo rocoso en la Sociedad Minera San José, pertenece a una clase IV b (mala a muy mala), seguido por la clase IV a (mala a media) la cual posee un porcentaje 120 de 38,59%, luego está la clase III a (media a buena) con un 10,50%, y finalmente una clase III b (media a mala) con un 4,67%. Sociedad Minera Seminario Los resultados de la Clasificación Geomecánica GSI, obtenidos en la Sociedad Minera Seminario, se resumen a continuación en la tabla 9.12. Tabla 9.12: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Seminario. SOCIEDAD MINERA SEMINARIO - GSI RMR ORIGINAL Longitud (m) Porcentaje (%) 32,17 33,95 IV 62,59 66,05 III 94,76 100,00 RMR MODIFICADO Longitud (m) Porcentaje (%) Mala 32,17 33,95 IV a Mala a Media Media 62,59 66,05 III b Media a Mala 94,76 100,00 Clase Denominación Clase Denominación La figura 9.12 ilustra, de acuerdo a sus porcentajes, las clases de calidad de roca presentes en la Sociedad Minera Seminario. SOCIEDAD MINERA SEMINARIO - GSI 70,00 66,05 60,00 Porcentaje (%) 50,00 40,00 33,95 30,00 20,00 10,00 0,00 Mala a Media Media a Mala IV a III b Figura 9.12: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Seminario. 121 La clase III b (media a mala) tiene el mayor porcentaje (66,05%) del macizo rocoso en la Sociedad Minera Seminario y seguido por la clase IV a (mala a media) la cual posee un porcentaje de 33,95%. Sociedad Minera Semilla de Oro La tabla 9.13 resume los resultados de la Clasificación Geomecánica GSI, obtenidos en la Sociedad Minera Semilla de Oro. Tabla 9.13: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Semilla de Oro. SOCIEDAD MINERA SEMILLA DE ORO - GSI Longitud (m) Porcentaje (%) 45,48 100,00 45,48 RMR ORIGINAL Clase Denominación IV Longitud (m) Porcentaje (%) 33,57 RMR MODIFICADO Clase Denominación 73,83 IV a Mala a Media 11,90 26,17 IV b Mala a Muy Mala 45,48 100,00 Mala 100,00 Para una mejor visualización de cada clase de calidad de roca presente en la Sociedad Minera Semilla de Oro, al macizo rocoso se lo dividió estadísticamente, y los resultados porcentuales se los aprecia en la figura 9.13. SOCIEDAD MINERA SEMILLA DE ORO - GSI 80,00 73,83 70,00 Porcentaje (%) 60,00 50,00 40,00 26,17 30,00 20,00 10,00 0,00 Mala a Media Mala a Muy Mala IV a IV b Figura 9.13: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Semilla de Oro. 122 En la Sociedad Minera Semilla de Oro, se observa que el mayor porcentaje (73,83%) del macizo rocoso, corresponde a una clase IV a (mala a media), seguido por la clase IV b (mala a muy mala) la cual posee un porcentaje de 26,17%. Sociedad Minera Los Tres Ángeles En la tabla 9.14, se resume los resultados de la Clasificación Geomecánica GSI, obtenidos en la Sociedad Minera Los Tres Ángeles. Tabla 9.14: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Los Tres Ángeles. SOCIEDAD MINERA LOS TRES ÁNGELES - GSI Longitud (m) Porcentaje (%) 41,38 38,81 65,25 61,19 106,63 100,00 RMR ORIGINAL Clase Denominación IV III Longitud (m) Porcentaje (%) 27,70 RMR MODIFICADO Clase Denominación 25,98 IV a Mala a Media 13,67 12,82 IV b Mala a Muy Mala 65,25 61,19 III b 106,63 100,00 Mala Media Media a Mala En la figura 9.14, se observa de manera más visual las clases de calidad de roca existentes en la Sociedad Minera Los Tres Ángeles de acuerdo a sus porcentajes. 123 SOCIEDAD MINERA LOS TRES ÁNGELES - GSI 70,00 61,19 60,00 Porcentaje (%) 50,00 40,00 30,00 25,98 20,00 12,82 10,00 0,00 Mala a Media Mala a Muy Mala Media a Mala IV a IV b III b Figura 9.14: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Los Tres Ángeles. El mayor porcentaje (61,19%) del macizo rocoso en la Sociedad Minera Los Tres Ángeles, pertenece a una clase III b (media a mala), seguido por la clase IV a (mala a media) la cual posee un porcentaje de 25,98%, y finalmente una clase IV b (mala a muy mala) con un 12,82%. Sociedad Minera El Santísimo Los resultados de la Clasificación Geomecánica GSI, obtenidos en la Sociedad Minera El Santísimo, se resumen a continuación en la tabla 9.15. Tabla 9.15: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera El Santísimo. SOCIEDAD MINERA EL SANTÍSIMO - GSI RMR ORIGINAL Longitud (m) Porcentaje (%) 21,04 24,27 IV Mala 43,39 50,06 III Media 22,25 25,67 86,68 100,00 Clase Denominación II Buena 124 RMR MODIFICADO Longitud (m) Porcentaje (%) 21,04 24,27 IV a Mala a Media 17,00 19,61 III a Media a Buena 26,39 30,45 III b Media a Mala 22,25 25,67 II b Buena a Media 86,68 100,00 Clase Denominación La figura 9.15 ilustra, de acuerdo a sus porcentajes, las clases de calidad de roca presentes en la Sociedad Minera El Santísimo. SOCIEDAD MINERA EL SANTÍSIMO - GSI 35,00 30,45 30,00 25,67 Porcentaje (%) 25,00 24,27 19,61 20,00 15,00 10,00 5,00 0,00 Mala a Media Media a Buena Media a Mala Buena a Media IV a III a III b II b Figura 9.15: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera El Santísimo. La clase III b (media a mala) tiene el mayor porcentaje (30,45%) del macizo rocoso en la Sociedad Minera El Santísimo, seguido por la clase II b (buena a media) la cual posee un porcentaje de 25,67%, luego se encuentra la clase IV a (mala a media) con un 24,27%, y finalmente se encuentra la clase III a (media a buena) con un 19,61%. Sociedad Minera El Cisne - El Cedro La tabla 9.16 resume los resultados de la Clasificación Geomecánica GSI, obtenidos en la Sociedad Minera El Cisne - El Cedro. 125 Tabla 9.16: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera El Cisne - El Cedro. SOCIEDAD MINERA EL CISNE - EL CEDRO - GSI Longitud (m) Porcentaje (%) 64,62 51,45 60,98 48,55 125,60 100,00 RMR ORIGINAL Clase Denominación IV III Longitud (m) Porcentaje (%) 60,64 RMR MODIFICADO Clase Denominación 48,28 IV a Mala a Media 3,98 3,17 IV b Mala a Muy Mala 60,98 48,55 III b 125,60 100,00 Mala Media Media a Mala Para una mejor visualización de cada clase de calidad de roca presente en la Sociedad Minera El Cisne - El Cedro, al macizo rocoso se lo dividió estadísticamente, y los resultados porcentuales se los aprecia en la figura 9.16. SOCIEDAD MINERA EL CISNE - EL CEDRO - GSI 60,00 Porcentaje (%) 48,55 48,28 50,00 40,00 30,00 20,00 10,00 3,17 0,00 Mala a Media Mala a Muy Mala Media a Mala IV a IV b III b Figura 9.16: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera El Cisne - El Cedro. En la Sociedad Minera El Cisne - El Cedro, se observa que el mayor porcentaje (48,55%) del macizo rocoso, corresponde a una clase III b (media a mala), seguido por la clase IV a (mala a media) la cual posee un porcentaje de 48,28%, y finalmente se encuentra la clase IV b (mala a muy mala) con un 3,17%. 126 Sociedad Minera Dios con su Poder En la tabla 9.17, se resume los resultados de la Clasificación Geomecánica GSI, obtenidos en la Sociedad Minera Dios con su Poder. Tabla 9.17: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Dios con su Poder. SOCIEDAD MINERA DIOS CON SU PODER - GSI Longitud (m) Porcentaje (%) 56,29 42,45 76,31 Clase Denominación IV 57,55 132,61 RMR ORIGINAL III Longitud (m) Porcentaje (%) 15,47 RMR MODIFICADO Clase Denominación 11,66 IV a Mala a Media 40,83 30,79 IV b Mala a Muy Mala 14,04 10,59 III a Media a Buena 62,27 46,96 III b Media a Mala 132,61 100,00 Mala Media 100,00 En la figura 9.17, se observa de manera más visual las clases de calidad de roca existentes en la Sociedad Minera Dios con su Poder de acuerdo a sus porcentajes. SOCIEDAD MINERA DIOS CON SU PODER - GSI 50,00 46,96 45,00 40,00 Porcentaje (%) 35,00 30,79 30,00 25,00 20,00 15,00 11,66 10,59 10,00 5,00 0,00 Mala a Media Mala a Muy Mala Media a Buena Media a Mala IV a IV b III a III b Figura 9.17: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Dios con su Poder. 127 El mayor porcentaje (46,96%) del macizo rocoso en la Sociedad Minera Dios con su Poder, pertenece a una clase III b (media a mala), seguido por la clase IV b (mala a muy mala) la cual posee un porcentaje de 30,79%, luego se encuentra la clase IV a (mala a media) con un 11,66%, y finalmente una clase III a (media a buena) con un 10,59%. Sociedad Minera El Faraón Los resultados de la Clasificación Geomecánica GSI, obtenidos en la Sociedad Minera El Faraón, se resumen a continuación en la tabla 9.18. Tabla 9.18: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera El Faraón. SOCIEDAD MINERA DIOS EL FARAÓN - GSI RMR ORIGINAL Longitud (m) Porcentaje (%) 28,28 13,85 IV Mala 116,31 56,96 III Media 59,61 29,19 204,21 100,00 Clase Denominación II Buena RMR MODIFICADO Longitud (m) Porcentaje (%) 28,28 13,85 IV a Mala a Media 53,38 26,14 III a Media a Buena 62,93 30,81 III b Media a Mala 59,61 29,19 II b Buena a Media 204,21 100,00 Clase Denominación La figura 9.18 ilustra, de acuerdo a sus porcentajes, las clases de calidad de roca presentes en la Sociedad Minera El Faraón. 128 SOCIEDAD MINERA EL FARAÓN - GSI 35,00 30,81 29,19 30,00 26,14 Porcentaje (%) 25,00 20,00 15,00 13,85 10,00 5,00 0,00 Mala a Media Media a Buena Media a Mala Buena a Media IV a III a III b II b Figura 9.18: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera El Faraón. La clase III b (media a mala) tiene el mayor porcentaje (30,81%) del macizo rocoso en la Sociedad Minera El Faraón, seguido por la clase II b (buena a media) la cual posee un porcentaje de 29,19%, luego se encuentra la clase III a (media a buena) con un 26,14%, y finalmente se encuentra la clase IV a (buena a muy buena) con un 13,85%. En el anexo 9.2, se presenta el mapa de interpolación de la Clasificación Geomecánica GSI, utilizando la interpolación de vecinos naturales, mencionada anteriormente. 9.1.3. Comparación entre la clasificaciones geomecánicas RMR y GSI Al comparar los resultados de las clasificaciones geomecánicas RMR y GSI de cada una de las sociedades mineras estudiadas, se aprecia sus similitudes y diferencias entre estos dos sistemas, tal como se describe a continuación: Sociedad Minera Génesis I En la tabla 9.19 se aprecia los resultados de las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI, obtenidos en la Sociedad Minera Génesis I. 129 Tabla 9.19: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad Minera Génesis I. SOCIEDAD MINERA GÉNESIS I Clasificación Geomecánica GSI Clasificación Geomecánica RMR RMR MODIFICADO Longitud (m) Porcentaje (%) Longitud (m) Porcentaje (%) 19,65 18,05 III a Media a Buena 15,33 60,01 55,13 III b Media a Mala 29,20 26,82 IV a Mala a Media 108,86 100 Clase Denominación RMR MODIFICADO Clase Denominación 14,08 II b Buena a Media 32,30 29,67 III a Media a Buena 50,47 46,37 III b Media a Mala 10,76 9,89 IV a Mala a Media 108,86 100,00 Al comparar los resultados de las clasificaciones geomecánicas RMR y GSI, se observa que el macizo rocoso de la Sociedad Minera Génesis I es catalogado en su mayoría por ambas clasificaciones, con una clase de calidad de roca III b, es decir roca media a mala, como lo ilustra la figura 9.19. SOCIEDAD MINERA GÉNESIS I 60 55,13 Porcentaje (%) 50 46,37 40 29,67 30 26,82 18,05 20 14,08 9,89 10 0 Buena a Media Media a Buena Media a Mala Mala a Media II b III a III b IV a GSI RMR Figura 9.19: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad Minera Génesis I. 130 Sociedad Minera San José Los resultados de las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI, obtenidos en la Sociedad Minera San José, se muestran en la tabla 9.20. Tabla 9.20: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad Minera San José. SOCIEDAD MINERA SAN JOSÉ Clasificación Geomecánica GSI Longitud (m) Porcentaje (%) 8,56 Clasificación Geomecánica RMR RMR MODIFICADO Longitud (m) Porcentaje (%) RMR MODIFICADO Clase Denominación Clase Denominación 10,50 III a Media a Buena 4,26 5,22 II b Buena a Media 3,81 4,67 III b Media a Mala 4,30 5,27 III a Media a Buena 31,49 38,59 IV a Mala a Media 15,40 18,87 III b Media a Mala 37,73 46,24 IV b Mala a Muy Mala 57,63 70,63 IV a Mala a Media 81,59 100,00 81,59 100,00 La figura 9.20 muestra la comparación de las clasificaciones geomecánicas RMR y GSI, realizadas en la Sociedad Minera San José, donde sus resultados varían de una a otra, catalogando al macizo rocoso en su mayoría con una clase de calidad de roca IV b (mala a muy mala) con la clasificación GSI, en cambio con la clasificación RMR se lo cataloga con una clase de calidad de roca IV a (mala a media). Generalizando y tomando en cuenta los dos tipos de clasificaciones, se puede catalogar al macizo rocoso de la Sociedad Minera San José en la clase IV a, es decir de mala a media. 131 SOCIEDAD MINERA SAN JOSÉ 80 70,63 70 Porcentaje (%) 60 46,24 50 38,59 40 30 18,87 20 10,50 10 5,27 5,22 4,67 0 Buena a Media Media a Buena Media a Mala Mala a Media Mala a Muy Mala II b III a III b IV a IV b GSI RMR Figura 9.20: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad Minera San José. Sociedad Minera Seminario La tabla 9.21 muestra los resultados los resultados de las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI, obtenidos en la Sociedad Minera Seminario. Tabla 9.21: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad Minera Seminario. SOCIEDAD MINERA SEMINARIO Clasificación Geomecánica GSI Clasificación Geomecánica RMR RMR MODIFICADO Longitud (m) Porcentaje (%) 62,59 66,05 III b 32,17 33,95 IV a 94,76 100,00 RMR MODIFICADO Longitud (m) Porcentaje (%) Media a Mala 5,00 5,28 III a Media a Buena Mala a Media 57,59 60,77 III b Media a Mala 32,17 33,95 IV a Mala a Media 94,76 100,00 Clase Denominación 132 Clase Denominación En la figura 9.21, se ilustra la comparación de los resultados de las clasificaciones geomecánicas RMR y GSI, donde ambas clasificaciones catalogan al macizo rocoso de la Sociedad Minera Seminario en su conjunto en la clase III b, es decir roca media a mala. SOCIEDAD MINERA SEMINARIO 70 66,05 60,77 60 Porcentaje (%) 50 40 33,95 33,95 30 20 10 5,28 0 Media a Buena Media a Mala Mala a Media III a III b IV a GSI RMR Figura 9.21: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad Minera Seminario. Sociedad Minera Semilla de Oro En la tabla 9.22 se aprecia los resultados de las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI, obtenidos en la Sociedad Minera Semilla de Oro. Tabla 9.22: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad Minera Semilla de Oro. SOCIEDAD MINERA SEMILLA DE ORO Clasificación Geomecánica GSI Longitud (m) Porcentaje (%) 33,57 Clasificación Geomecánica RMR RMR MODIFICADO Clase Denominación 73,83 IV a Mala a Media 11,90 26,17 IV b Mala a Muy Mala 45,48 100,00 133 RMR MODIFICADO Longitud (m) Porcentaje (%) 30,28 66,60 IV a Mala a Media 15,19 33,40 III b Media a Mala 45,48 100,00 Clase Denominación Al comparar los resultados de las clasificaciones geomecánicas RMR y GSI, se observa que el macizo rocoso de la Sociedad Minera Semilla de Oro es catalogado por las dos clasificaciones, con una clase de calidad de roca IV a, es decir roca mala a media, como lo ilustra la figura 9.22. SOCIEDAD MINERA SEMILLA DE ORO 80 73,83 66,60 70 Porcentaje (%) 60 50 40 33,40 26,17 30 20 10 0 Media a Mala Mala a Media Mala a Muy Mala III b IV a IV b GSI RMR Figura 9.22: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad Minera Semilla de Oro. Sociedad Minera Los Tres Ángeles Los resultados de las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI, obtenidos en la Sociedad Minera Los Tres Ángeles, se muestran en la tabla 9.23. 134 Tabla 9.23: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad Minera Los Tres Ángeles. SOCIEDAD MINERA LOS TRES ÁNGELES Clasificación Geomecánica GSI Longitud (m) Porcentaje (%) 65,25 Clasificación Geomecánica RMR RMR MODIFICADO Longitud (m) Porcentaje (%) Clase Denominación 61,19 III b Media a Mala 12,21 27,70 25,98 IV a Mala a Media 13,67 12,82 IV b Mala a Muy Mala 106,63 100,00 RMR MODIFICADO Clase Denominación 11,45 III a Media a Buena 69,94 65,60 III b Media a Mala 19,47 18,26 IV a Mala a Media 5,00 4,69 IV b Mala a Muy Mala 106,63 100,00 La figura 9.23 muestra la comparación de las clasificaciones geomecánicas RMR y GSI, realizadas en la Sociedad Minera Los Tres Ángeles, donde los resultados de ambas clasificaciones catalogan al macizo rocoso en su conjunto, con una clase de calidad de roca III b (media a mala). SOCIEDAD MINERA LOS TRES ÁNGELES 70 65,60 61,19 60 Porcentaje (%) 50 40 30 25,98 18,26 20 12,82 11,45 10 4,69 0 Media a Buena Media a Mala Mala a Media Mala a Muy Mala III a III b IV a IV b GSI RMR Figura 9.23: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad Minera Los Tres Ángeles. 135 Sociedad Minera El Santísimo La tabla 9.24 muestra los resultados los resultados de las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI, obtenidos en la Sociedad Minera El Santísimo. Tabla 9.24: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad Minera El Santísimo. SOCIEDAD MINERA EL SANTÍSIMO Clasificación Geomecánica GSI Clasificación Geomecánica RMR RMR MODIFICADO Longitud (m) Porcentaje (%) 22,25 25,67 II b 17,00 19,61 26,39 RMR MODIFICADO Longitud (m) Porcentaje (%) Buena a Media 27,25 31,43 II b Buena a Media III a Media a Buena 6,00 6,92 III a Media a Buena 30,45 III b Media a Mala 38,47 44,38 III b Media a Mala 21,04 24,27 IV a Mala a Media 14,96 17,26 IV a Mala a Media 86,68 100,00 86,68 100,00 Clase Denominación Clase Denominación En la figura 9.24, se ilustra la comparación de los resultados de las clasificaciones geomecánicas RMR y GSI, donde las dos clasificaciones catalogan al macizo rocoso de la Sociedad Minera El Santísimo en su mayoría en la clase III b, es decir roca media a mala. SOCIEDAD MINERA EL SANTÍSIMO 50,00 44,38 45,00 Porcentaje (%) 40,00 35,00 30,00 31,43 30,45 25,67 25,00 24,27 19,61 17,26 20,00 15,00 10,00 6,92 5,00 0,00 Buena a Media Media a Buena Media a Mala Mala a Media II b III a III b IV a GSI RMR Figura 9.24: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad Minera El Santísimo. 136 Sociedad Minera El Cisne - El Cedro En la tabla 9.25 se aprecia los resultados de las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI, obtenidos en la Sociedad Minera El Cisne - El Cedro. Tabla 9.25: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad Minera El Cisne - El Cedro. SOCIEDAD MINERA EL CISNE - EL CEDRO Clasificación Geomecánica GSI Longitud (m) Porcentaje (%) 60,98 Clasificación Geomecánica RMR RMR MODIFICADO Longitud (m) Porcentaje (%) RMR MODIFICADO Clase Denominación Clase Denominación 48,55 III b Media a Mala 79,24 63,08 III b Media a Mala 60,64 48,28 IV a Mala a Media 46,37 36,92 IV a Mala a Media 3,98 3,17 IV b Mala a Muy Mala 125,60 100,00 125,60 100,00 Al comparar los resultados de las clasificaciones geomecánicas RMR y GSI, se observa que el macizo rocoso de la Sociedad Minera El Cisne - El Cedro es catalogado en su mayoría por ambas clasificaciones, con una clase de calidad de roca III b, es decir roca media a mala, como lo ilustra la figura 9.25. SOCIEDAD MINERA EL CISNE - EL CEDRO 70,00 63,08 Porcentaje (%) 60,00 50,00 48,55 48,28 36,92 40,00 30,00 20,00 10,00 3,17 0,00 Media a Mala Mala a Media Mala a Muy Mala III b IV a IV b GSI RMR Figura 9.25: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad Minera El Cisne - El Cedro. 137 Sociedad Minera Dios con su Poder Los resultados de las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI, obtenidos en la Sociedad Minera Dios con su Poder, se muestran en la tabla 9.26. Tabla 9.26: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad Minera Dios con su Poder. SOCIEDAD MINERA DIOS CON SU PODER Clasificación Geomecánica GSI Longitud (m) Porcentaje (%) 14,04 Clasificación Geomecánica RMR RMR MODIFICADO Longitud (m) Porcentaje (%) RMR MODIFICADO Clase Denominación Clase Denominación 10,59 III a Media a Buena 17,71 13,35 III a Media a Buena 62,27 46,96 III b Media a Mala 66,92 50,46 III b Media a Mala 15,47 11,66 IV a Mala a Media 47,98 36,19 IV a Mala a Media 40,83 30,79 IV b Mala a Muy Mala 132,61 100,00 132,61 100,00 La figura 9.26 muestra la comparación de las clasificaciones geomecánicas RMR y GSI, realizadas en la Sociedad Minera Dios con su Poder, donde los resultados de ambas clasificaciones catalogan al macizo rocoso en su mayoría, con una clase de calidad de roca III b (media a mala). 138 SOCIEDAD MINERA DIOS CON SU PODER 60,00 50,46 Porcentaje (%) 50,00 46,96 40,00 36,19 30,79 30,00 20,00 13,35 11,66 10,59 10,00 0,00 Media a Buena Media a Mala Mala a Media Mala a Muy Mala III a III b IV a IV b GSI RMR Figura 9.26: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad Minera Dios con su Poder. Sociedad Minera El Faraón La tabla 9.27 muestra los resultados los resultados de las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI, obtenidos en la Sociedad Minera El Faraón. Tabla 9.27: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad Minera El Faraón. SOCIEDAD MINERA EL FARAÓN Clasificación Geomecánica GSI Clasificación Geomecánica RMR RMR MODIFICADO Longitud (m) Porcentaje (%) 59,61 29,19 II b 53,38 26,14 62,93 RMR MODIFICADO Longitud (m) Porcentaje (%) Buena a Media 5,22 2,56 II a Buena a Muy Buena III a Media a Buena 65,85 32,25 II b Buena a Media 30,81 III b Media a Mala 74,17 36,32 III a Media a Buena 28,28 13,85 IV a Mala a Media 48,96 23,98 III b Media a Mala 204,21 100,00 10,00 4,90 IV a Mala a Media 204,21 100,00 Clase Denominación 139 Clase Denominación La figura 9.27 muestra la comparación de las clasificaciones geomecánicas RMR y GSI, realizadas en la Sociedad Minera El Faraón, donde sus resultados varían de una a otra, catalogando al macizo rocoso en su mayoría con tres clases de calidad de roca III b (media a mala), II b (buena a media) y III a (media a buena) con la clasificación GSI, en cambio con la clasificación RMR se lo cataloga en su mayoría en las clases de calidad de roca III a (media a buena), II b (buena a media) y III b (media a mala). Generalizando y tomando en cuenta los dos tipos de clasificaciones, se puede catalogar al macizo rocoso de la Sociedad Minera El Faraón entre las clases II b a III b, es decir de buena a media, a, media a mala. SOCIEDAD MINERA EL FARAÓN 40 36,32 35 32,25 30,81 29,19 30 Porcentaje (%) 26,14 23,98 25 20 13,85 15 10 4,90 5 2,56 0 Buena a Muy Buena Buena a Media Media a Buena Media a Mala Mala a Media II a II b III a III b IV a GSI RMR Figura 9.27: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad Minera El Faraón. 9.2. RESULTADOS GEODINÁMICOS 9.2.1. Resultados de los monitoreos realizados con Extensómetro Incremental INCREX Para el análisis de los resultados de los monitoreos realizados con Extensómetro Incremental INCREX, se realizó una relación mes a mes de los registros obtenidos de los diferentes monitoreos 140 (tabla 6.6 y 6.7), para verificar las elongaciones y compresiones que existieron a lo largo de los sondeos. Sondeo ST-1 En la tabla 9.28, se presenta las deformaciones registradas a lo largo del sondeo ST-1, por medio de la relación de los datos recolectados durante los meses febrero - agosto de 2013. Tabla 9.28: Deformaciones registradas durante los meses febrero - agosto de 2013 en el sondeo ST-1. Diferencia Mediciones Febrero Abril Diferencia Mediciones Abril - Mayo Diferencia Mediciones Mayo Junio Diferencia Mediciones Junio - Julio Diferencia Mediciones Julio Agosto (m) (mm) (mm) (mm) (mm) (mm) 5 -0,33 0,29 -0,33 0,05 0,52 Elongación 7 2,16 -0,91 0,38 -2,42 23,34 Elongación 8 0,92 -0,61 -0,42 0,60 -0,91 Compresión 10 0,22 0,20 -20,11 -0,18 -1,77 Compresión 11 0,40 -0,07 0,16 -0,35 1,01 Elongación 12 0,02 -0,02 0,02 0,27 -0,92 Compresión 13 -0,31 0,14 -0,19 -0,03 4,41 Elongación 15 0,63 -0,20 -0,01 0,00 0,01 Dentro de la Tolerancia 16 0,85 0,48 -0,18 0,25 0,24 Dentro de la Tolerancia 20 -0,67 ---- ---- ---- ---- ---- 22 -0,29 ---- ---- ---- ---- ---- 24 1,57 ---- ---- ---- ---- ---- 27 -1,24 ---- ---- ---- ---- ---- 30 0,67 ---- ---- ---- ---- ---- 32 -0,93 ---- ---- ---- ---- ---- 40 48,74 ---- ---- ---- ---- ---- 43 2,80 ------------Fuente: Datos; PRN - INIGEMM, 2013. ---- Profundidad 141 Observaciones En el sondeo ST-1, se aprecia las profundidades a las cuales se obtuvo elongaciones mayores a la medida de tolerancia (±0,50 mm) al final de la campaña de monitoreo, las cuales son: 5, 7, 11 y 13 m; registrando deformaciones de 0,52, 23,34, 1,01, y 4,41 mm respectivamente. Así también las profundidades en las cuales existió compresiones menores a la medida de tolerancia son: 8, 10 y 12 m; registrando deformaciones de -0,91, -1,77 y -0,92 mm respectivamente. La falta de registro de datos a partir de la profundidad de 16 metros, se podría asociar a la existencia de un plano de rotura que impidió la obtención de datos a lo largo del sondeo. Sondeo ST-4 Las deformaciones registradas a lo largo del sondeo ST-4, se presentan en la tabla 9.29, donde de igual forma se realizó una relación de los datos recolectados durante los meses febrero - abril 2013, para obtener dichas deformaciones. Tabla 9.29: Deformaciones registradas durante los meses febrero - abril de 2013 en el sondeo ST-4. Profundidad Diferencia Mediciones Febrero - Abril Observaciones (m) (mm) 1 25,29 Elongación 2 -23,69 Compresión 3 0,85 Elongación 4 0,58 Elongación 5 0,43 Dentro de la tolerancia 6 1,06 Elongación 7 0,29 Dentro de la tolerancia Fuente: Datos; PRN - INIGEMM, 2013. En el sondeo ST-4, se observa que las profundidades donde se presenció elongaciones mayores a la medida de tolerancia, las cuales son: 1, 3, 4 y 6 m; registrando deformaciones de 25,29, 0,85, 0,58, y 1,06 mm respectivamente. De igual manera la profundidad en la cual se obtuvo compresiones menores a la medida de tolerancia es 2 m; registrando una deformación de -23,69 mm. 142 Debido a la presencia de movimientos diferenciales y agrietamientos que presentaba el sitio donde se encontraba el sondeo ST-4, además de la evidencia del desplazamiento horizontal de la plataforma del sondeo (fotografías 6.16 y 6.17), solo se logró obtener mediciones durante el mes de febrero y abril de 2013, hasta una profundidad de 7 metros. Cabe destacar que la actividad de movimiento existente en la zona, se evidencia con el colapso de tres de los cuatro sondajes (ST-2, ST-3 y ST-4), y adicionalmente con la obstrucción del sondeo ST-1 a la profundidad de 16 metros. 9.2.2. Resultados de los monitoreos realizados con GPS en modo diferencial (DGPS) El análisis de los resultados de los monitoreos realizados con GPS en modo diferencial (DGPS), se efectuó mediante el procesamiento de los datos recolectados en cada sesión de monitoreo en los diferentes puntos de control, comparando la información obtenida mes a mes, determinando así la presencia de movimiento en cada punto, como se muestra en el anexo 9.3. Para tener una visualización global del movimiento ocurrido en cada punto durante la campaña de monitoreo, se realizó una comparación final entre los datos iniciales del mes de julio de 2012 y los datos finales del mes de agosto de 2013, como se indica en la tabla 9.30. Tabla 9.30: Comparación del movimiento en los puntos de monitoreo, sector El Tierrero, entre los meses julio de 2012 y agosto de 2013. PUNTOS DE MONITOREO DIFERENCIA AGOSTO 2013 - JULIO 2012 Norte Este Elevación PM − T1 0,005 0,005 -0,010 PM − T2 -0,017 0,000 0,034 PM − T3 0,021 -0,007 0,038 PM − T4 0,000 -0,022 0,021 PM − T5 * * * PM − T6 0,130 -0,935 -0,533 PM − T7 0,016 -0,928 -0,737 PM − T8 0,186 -0,591 -0,879 PM − T9 0,029 -0,172 -0,113 PM − T10 * * * PM − T11 0,190 -0,210 -0,355 PM − T12 -0,003 -0,001 -0,013 143 PM − T13 -0,002 0,026 0,018 PM − T14 0,202 -0,252 -0,315 PM − T15 0,384 -0,440 -0,527 PM − T16 * * * PM − T17 0,019 -0,008 -0,013 PM − T18 0,045 0,047 0,007 (*) Puntos eliminados del monitoreo Fuente: Datos; PRN - INIGEMM, 2013. Al realizar un análisis de la diferencia resultante del desplazamiento producido en cada punto de monitoreo durante el mes de julio de 2012 a agosto de 2013, se establece que los puntos de control PM - T8 y PM - T7, son los que han sufrido mayor movimiento, manifestando desplazamientos horizontales, pero sobre todo verticales. Para una mejor visualización de los movimientos sufridos por los puntos de control PM - T8 y PM - T7, tanto horizontal como verticalmente, las tablas 9.31 y 9.32 y las figuras 9.28 y 9.29 respectivamente, muestran la variación de desplazamiento ocurrido durante la campaña de monitoreo. Tabla 9.31: Variación de desplazamiento en el punto de control PM - T8, sector El Tierrero, entre los meses julio de 2012 y agosto de 2013. PUNTO DE CONTROL PM - T8 Meses Norte Este Elevación Julio 2012 - Junio 2012 -0,035 -0,007 -0,014 Agosto 2012 - Julio 2012 0,014 -0,017 -0,083 Septiembre 2012 - Agosto 2012 -0,006 -0,032 -0,022 Octubre 2012 - Septiembre 2012 -0,001 0,022 0,002 Noviembre 2012 - Octubre 2012 -0,016 -0,002 -0,001 Febrero 2013 - Noviembre 2012 0,094 -0,300 -0,276 Abril 2013 - Febrero 2013 0,032 -0,071 -0,443 Mayo 2013 - Abril 2013 -0,003 -0,029 -0,148 Junio 2013 - Mayo 2013 0,031 -0,048 0,106 Julio 2013 - Junio 2013 0,053 -0,055 -0,024 Agosto 2013 - Julio 2013 -0,012 -0,059 0,010 Fuente: Datos; PRN - INIGEMM, 2013. 144 PUNTO DE CONTROL PM - T8 0,200 0,100 Movimiento (m) 0,000 -0,100 -0,200 -0,300 -0,400 -0,500 Jul 12 Jun 12 Ago 12 - Jul 12 Sep 12 Oct 12 - Ago 12 - Sep 12 Nov 12 - Oct 12 Feb 13 Abr 13 - Nov 12 - Feb 13 May 13 - Abr 13 Jun 13 May 13 Jul 13 - Jun 13 Ago 13 - Jul 13 Norte -0,035 0,014 -0,006 -0,001 -0,016 0,094 0,032 -0,003 0,031 0,053 -0,012 Este -0,007 -0,017 -0,032 0,022 -0,002 -0,300 -0,071 -0,029 -0,048 -0,055 -0,059 Cota -0,014 -0,083 -0,022 0,002 -0,001 -0,276 -0,443 -0,148 0,106 -0,024 0,010 Figura 9.28: Variación de desplazamiento en el punto de control PM - T8, sector El Tierrero, entre los meses julio de 2012 y agosto de 2013. Fuente: Datos; PRN - INIGEMM, 2013. Tabla 9.32: Variación de desplazamiento en el punto de control PM - T7, sector El Tierrero, entre los meses julio de 2012 y agosto de 2013. PUNTO DE CONTROL PM - T7 Meses Norte Este Elevación ---- ---- ---- Agosto 2012 - Julio 2012 -0,001 -0,069 -0,025 Septiembre 2012 - Agosto 2012 0,015 0,030 -0,011 Octubre 2012 - Septiembre 2012 0,000 0,013 -0,004 Noviembre 2012 - Octubre 2012 -0,024 -0,007 -0,003 Febrero 2013 - Noviembre 2012 0,032 -0,508 -0,306 Julio 2012 - Junio 2012 145 Abril 2013 - Febrero 2013 0,037 -0,192 -0,426 Mayo 2013 - Abril 2013 -0,052 0,017 -0,141 Junio 2013 - Mayo 2013 -0,010 -0,060 0,160 Julio 2013 - Junio 2013 0,025 -0,085 -0,005 Agosto 2013 - Julio 2013 -0,006 -0,067 0,024 Fuente: Datos; PRN - INIGEMM, 2013. PUNTO DE CONTROL PM - T7 0,2 0,1 0 Movimiento (m) -0,1 -0,2 -0,3 -0,4 -0,5 -0,6 Jul 12 Jun 12 Ago 12 - Sep 12 Oct 12 Jul 12 - Ago 12 - Sep 12 Nov 12 - Oct 12 Feb 13 - Abr 13 Nov 12 - Feb 13 May 13 Jun 13 Jul 13 - Abr 13 - May 13 - Jun 13 Ago 13 - Jul 13 Norte 0 -0,001 0,015 0,000 -0,024 0,032 0,037 -0,052 -0,010 0,025 -0,006 Este 0 -0,069 0,030 0,013 -0,007 -0,508 -0,192 0,017 -0,060 -0,085 -0,067 Cota 0 -0,025 -0,011 -0,004 -0,003 -0,306 -0,426 -0,141 0,160 -0,005 0,024 Figura 9.29: Variación de desplazamiento en el punto de control PM - T7, sector El Tierrero, entre los meses julio de 2012 y agosto de 2013. Fuente: Datos; PRN - INIGEMM, 2013. En las figuras 9.28 y 9.29 mostradas anteriormente, se observa la tendencia de reducción de movimientos horizontales como verticales a partir del mes abril de 2013, esto se relaciona a la 146 suspensión de las actividades mineras declaradas por el Viceministerio de Minas y Subsecretaría Regional Zona-7, en el mes mencionado. 9.2.2.1. Cálculo de tiempo de colapso Definidos los puntos que han sufrido mayor movimiento (PM - T8 y PM - T7), a partir de los datos obtenidos con GPS en modo diferencial, se procedió a realizar una estimación del tiempo de colapso de dichos puntos, los mismos que se encuentran cercanos a escarpes que provocarían desplazamientos o desprendimientos de material en el sector El Tierrero; cabe destacar que este dato es una aproximación y se fundamenta en las características y valores obtenidos durante el tiempo de estudio como son: morfología, precipitaciones, actividad minera, monitoreos de movimiento, entre otros, por lo cual esta estimación debe ser interpretada como una probabilidad y no una certeza, puesto que las características y condiciones en la zona no son constantes. a) Gráfica de movimiento acumulado Con los datos obtenidos mediante la campaña de monitoreo, se procedió a obtener gráficas de movimiento acumulado en cota, las cuales simulan el comportamiento de los puntos PM - T8 y PM - T7; de las cuales se obtendrá la ecuación exponencial de cada punto, que defina su comportamiento y permita determinar el tiempo de posible colapso. Punto de control PM - T8 La tabla 9.33 y figura 9.30, se muestra el movimiento acumulado para el punto de control PM -T8, donde se indica el comportamiento de dicho punto. 147 Tabla 9.33: Movimiento acumulado en cota, en el punto de control PM - T8, sector El Tierrero. PUNTO DE CONTROL PM - T8 Meses Movimiento en cota Movimiento acumulado Julio 2012 - Junio 2012 0,014 0,014 Agosto 2012 - Julio 2012 0,083 0,097 Septiembre 2012 - Agosto 2012 0,022 0,119 Octubre 2012 - Septiembre 2012 -0,002 0,117 Noviembre 2012 - Octubre 2012 0,001 0,118 Febrero 2013 - Noviembre 2012 0,276 0,394 Abril 2013 - Febrero 2013 0,443 0,837 Mayo 2013 - Abril 2013 0,148 0,985 Junio 2013 - Mayo 2013 -0,106 0,879 Julio 2013 - Junio 2013 0,024 0,903 Agosto 2013 - Julio 2013 -0,010 0,893 Fuente: Datos; PRN - INIGEMM, 2013. MOVIMIENTO ACUMULADO PM - T8 1,200 Movimiento (m) 1,000 0,800 0,600 0,400 0,200 0,000 Jul 12 - Ago 12 Jun 12 - Jul 12 Movimiento 0,014 0,097 Sep 12 Oct 12 Nov 12 - Ago - Sep - Oct 12 12 12 Feb 13 Abr 13 May 13 Jun 13 - Jul 13 - Ago 13 - Nov - Feb - Abr May 13 Jun 13 - Jul 13 12 13 13 0,119 0,394 0,117 0,118 0,837 0,985 0,879 0,903 0,893 Figura 9.30: Movimiento acumulado en cota, en el punto de control PM - T8, sector El Tierrero. Fuente: Datos; PRN - INIGEMM, 2013. 148 Punto de control PM - T7 La tabla 9.34 y figura 9.31, indica el movimiento acumulado para el punto de control PM -T7, donde se muestra el comportamiento de dicho punto. Tabla 9.34: Movimiento acumulado en cota, en el punto de control PM - T7, sector El Tierrero. PUNTO DE CONTROL PM - T7 Meses Movimiento en cota Movimiento acumulado Julio 2012 - Junio 2012 ---- 0,000 Agosto 2012 - Julio 2012 0,025 0,025 Septiembre 2012 - Agosto 2012 0,011 0,036 Octubre 2012 - Septiembre 2012 0,004 0,040 Noviembre 2012 - Octubre 2012 0,003 0,043 Febrero 2013 - Noviembre 2012 0,306 0,349 Abril 2013 - Febrero 2013 0,426 0,775 Mayo 2013 - Abril 2013 0,141 0,916 Junio 2013 - Mayo 2013 -0,160 0,756 Julio 2013 - Junio 2013 0,005 0,761 Julio 2012 - Junio 2012 -0,024 0,737 Fuente: Datos; PRN - INIGEMM, 2013. 149 Movimiento Acumulado PM - T7 1,000 0,900 0,800 Movimiento (m) 0,700 0,600 0,500 0,400 0,300 0,200 0,100 0,000 Movimiento Jul 12 - Ago 12 Sep 12 - Oct 12 - Nov 12 Feb 13 - Abr 13 - May 13 Jun 13 - Jul 13 - Ago 13 Jun 12 - Jul 12 Ago 12 Sep 12 - Oct 12 Nov 12 Feb 13 - Abr 13 May 13 Jun 13 - Jul 13 0,000 0,025 0,036 0,040 0,043 0,349 0,775 0,916 0,756 0,761 0,737 Figura 9.31: Movimiento acumulado en cota, en el punto de control PM - T7, sector El Tierrero. Fuente: Datos; PRN - INIGEMM, 2013. b) Determinación de la ecuación exponencial de la curva (aceleración del movimiento) Para la determinación de la ecuación exponencial, se utiliza el software Excel, que mediante su opción de línea de tendencia, da como resultado la curva exponencial y su correspondiente ecuación, la cual rige el comportamiento de movimiento del punto de control. La ecuación obtenida representa la aceleración del movimiento en el punto de control, y al derivar esta, se logra la ecuación de la velocidad. Hay que destacar que estas curvas de tendencia son reales hasta la última fecha de medición (agosto 2013), por lo que para determinar con certeza la dinámica de movimiento se necesita de un tiempo mayor de monitoreo. Punto de control PM - T8 La figura 9.32, muestra la curva y ecuación exponencial para el punto de control PM -T8. 150 ECUACIÓN EXPONENCIAL PM - T8 2,000 y = 0,0272e0,3811x 1,800 1,600 Movimiento (m) 1,400 1,200 1,000 0,800 0,600 0,400 0,200 0,000 Jul 12 - Ago 12 Jun 12 - Jul 12 Movimiento 0,014 0,097 Sep 12 Oct 12 Nov 12 - Ago - Sep - Oct 12 12 12 Feb 13 Abr 13 May 13 Jun 13 - Jul 13 - Ago 13 - Nov - Feb - Abr May 13 Jun 13 - Jul 13 12 13 13 0,119 0,394 0,117 0,118 0,837 0,985 0,879 0,903 0,893 Figura 9.32: Curva y ecuación exponencial en el punto de control PM - T8, sector El Tierrero. Fuente: Datos; PRN - INIGEMM, 2013. Punto de control PM - T7 La figura 9.33, indica la curva y ecuación exponencial para el punto de control PM -T7. 151 Ecuación Exponencial PM - T7 1,800 y = 0,0164e0,4635x 1,600 1,400 Movimiento (m) 1,200 1,000 0,800 0,600 0,400 0,200 0,000 Movimiento Ago 12 - Sep 12 - Oct 12 - Nov 12 Jul 12 Ago 12 Sep 12 Oct 12 0,025 0,036 0,040 Feb 13 - Abr 13 - May 13 - Jun 13 Nov 12 Feb 13 Abr 13 May 13 0,043 0,349 0,775 0,916 0,756 Jul 13 Jun 13 Ago 13 Jul 13 0,761 0,737 Figura 9.33: Curva y ecuación exponencial en el punto de control PM - T7, sector El Tierrero. Fuente: Datos; PRN - INIGEMM, 2013. c) Cálculo matemático Punto de control PM - T8 Dada la ecuación exponencial para el punto de control PM - T8, que representa el movimiento en la cota, se procede a obtener la primera derivada de la función, de la ecuación de la velocidad de dicho punto. De la primera derivada, se obtienen las constantes w y z, cuyos valores están representados por la expresión exponencial y´= wezx, la cual está en función de la variable tiempo (x); estas constantes se emplearán en el cálculo para la estimación del tiempo de colapso; siendo estas: w = 0,01036592 y 152 z = 0,3811 Para obtener la velocidad de movimiento en el punto de monitoreo PM - T8, se dividió el desplazamiento total producido en el punto para el número de meses total que duró la campaña de monitoreo, resultando: Ingresando los datos en la siguiente ecuación tenemos (Campedel, 2008): Donde: Tc.- Tiempo de colapso; meses v.- Velocidad de movimiento; cm/mes w y z.- Constantes Los meses serán contabilizados a partir de agosto del 2013, fecha hasta la cual se tiene un registro de datos, debido a que en dicho mes culminó la campaña de monitoreo. Punto de control PM - T7 Aplicando las fórmulas y expresiones empleadas en los cálculos del punto de control PM -T8, para el punto de control PM - T7, se obtienen los siguientes datos (tabla 9.35): 153 Tabla 9.35: Datos resultantes para la obtención del tiempo de colapso del punto de control PM - T7 DATOS VALOR Ecuación exponencial (y) Primera derivada de la ecuación exponencial (y´) Constante w 0,0076014 Constante z 0,4635 Velocidad de movimiento en el punto de monitoreo PM - T7 (v) 4,91 cm /mes Tiempo de colapso (Tc) 13,96 meses De igual forma los meses serán contabilizados a partir de agosto del 2013, fecha hasta la cual se tiene un registro de datos, debido a que en dicho mes culminó la campaña de monitoreo. Cabe destacar que en marzo del 2015 técnicos del INIGEMM por pedido del Ministerio de Minas fueron a realizar un monitoreo de los puntos de control nombrados, constatando en campo que varios de los puntos de control ya no existían entre ellos los puntos PM - T8 y PM - T7, con lo cual podemos concluir que los tiempos de colapso calculados se cumplieron en el lapso de tiempo previsto, y que se pueden utilizar estos cálculos como una forma de predicción y prevención de desastres. 9.3. RESULTADOS DEL DISEÑO DE ESTABILIDAD DE TALUDES 9.3.1. Volumen de material a removerse De acuerdo al diseño de estabilidad de taludes realizado y modelado a través del software Vulcan, se obtuvo como resultado que el volumen total de material a removerse será de 658529,126 m 3; el software Vulcan determinó este volumen al establecer los límites de estabilización tanto en cota como en longitud y profundidad para la remoción del material, y así lograr el diseño planteado. En el anexo 9.3 se observa gráficamente cual es el volumen a removerse, para obtener el diseño final de estabilización. 9.3.2. Tratamiento del material removido La mina Nambija al ser un depósito mineral diseminado errático en contenidos de Au, no se tiene información a ciencia cierta de reservas y leyes minerales existentes en él; sin embargo por su condición de depósito diseminado se conoce que existen minerales de interés económico en todo Nambija, por lo que todo el material removido en la realización del diseño de estabilidad, se 154 aconseja sea llevado a un tratamiento metalúrgico que permita el aprovechamiento de todos los minerales posibles sobre todo oro. Se sabe que en la zona minera de Nambija se recupera oro de manera artesanal e informal desde sus inicios, lo que significa grandes cantidades de oro que no se recupera. Adicionalmente, para la recuperación de oro se emplea mercurio, el cual se pierde en los relaves que fluye a quebradas y ríos; contaminando suelos, aire y aguas del sector. Estudios realizados por parte del PMCT PM y MA del INIGEMM, muestran que el tiempo de molienda necesario para lograr una malla d 80 de 74 μm para una muestra tomada del sector El Tierrero (Condominio Norte) es de 18 minutos. Adicionalmente, se estableció que a medida que el tiempo de molienda aumenta, la cantidad de oro en la fracción fina (menor a 44 μm) también aumenta, lo que sugiere que el oro de la mina Nambija en la parte Norte es fino, y el incremento del tiempo de molienda contribuye a liberarlo. Estos resultados explican las bajas recuperaciones de oro en Nambija por concentración gravimétrica utilizando canalones, el cual debería aplicarse cuando el tamaño de partícula de oro está por sobre las 80 μm (PMCT PM Y MA, Instituto Nacional de Investigación Geológico, Minero, Metalúrgico, 2014). La presencia de oro fino en Nambija, sugieren un proceso de concentración gravimétrica de oro a través de recuperación centrífuga (knelsons), seguido por un proceso controlado de cianuración. También se podría realizar estudios investigativos de recuperación basado en reducción de tamaño por molienda en bolas o barras, seguido por una flotación bulk de metales preciosos y sulfuros presentes en la mena, debido a la presencia de oro fino, poca presencia de plata y la ausencia de sulfuros metálicos, a excepción de sulfuros de hierro existentes en Nambija. 9.3.3. Diseño final de estabilización Los parámetros calculados para el diseño final de estabilización se resumen a continuación en la tabla 9.36. Tabla 9.36: Parámetros calculados para el diseño final de estabilización. Parámetros Valor Unidad Altura de los bancos 10 m Número de bancos 11 u Ancho de bermas 6,50 m 65 (°) grados Ángulo de talud para los bancos en liquidación 155 Ángulo del borde de liquidación 41 (°) grados Longitud de deslizamiento 4,66 m Factor de seguridad 1,05 u En los anexos 9.4 y 9.5, se observa las vistas en planta e isométrica respectivamente, del terreno original donde se modeló el diseño de estabilidad de taludes. En los anexos 9.6 y 9.7, se observa las vistas en planta e isométrica respectivamente, del diseño de estabilidad de taludes propuesto para el sector El Tierrero. 9.3.4. Diagrama final de perforación y voladura Los parámetros de perforación calculados para el diagrama de perforación y voladura se resumen a continuación en la tabla 9.37. Tabla 9.37: Parámetros de perforación calculados para el diagrama de perforación y voladura. Parámetros Valor Unidad 3 pulg 11,90 m 3 m Espaciamiento 3,50 m Perforación específica 0,13 m/m3 Diámetro de perforación Longitud de perforación (incluido sobreperforación) Burden En las figuras 9.34 y 9.35, se observa las vistas en planta y lateral, del diagrama de perforación propuesto, para la realización del diseño de estabilidad de taludes. 156 Figura 9.34: Vista en planta del diagrama de perforación propuesto. 157 Figura 9.35: Vista lateral (Corte A - A´) del diagrama de perforación propuesto. Los parámetros de voladura calculados para el diagrama de perforación y voladura se resumen a continuación en la tabla 9.38. Tabla 9.38: Parámetros de voladura calculados para el diagrama de perforación y voladura. Parámetros Valor Unidad Carga de fondo 22,56 kg Concentración de carga de fondo 5,81 kg/m Altura de la carga de fondo 3,90 m Carga de columna 11,60 kg Concentración de carga de columna 2,32 kg/m Altura de la carga de columna 5,00 m Longitud de retacado 3,00 m Carga específica 0,38 kg/m3 Sistema de iniciación Fulminantes No eléctricos (MS) Retardo entre barrenos 25 ms Retardo entre filas 50 ms En la figuras 9.36, se observa la vista superior del orden de encendido de los detonadores No eléctricos. 158 Figura 9.36: Secuencia de encendido de los fulminantes No eléctricos. 159 CAPÍTULO X 10. INVERSIÓN Y COSTOS 10.1. COSTO POR MANO DE OBRA Para determinar el costo por mano de obra, se tomará en cuenta el salario nominal (SN) más los beneficios sociales del personal que labore jornadas completas con una incidencia del 100% en la ejecución del proyecto. La tabla 10.1 resume los parámetros que se tomaron en cuenta para el cálculo del costo por mano de obra (salario por hora), en la cual se alteró únicamente el salario nominal del personal, en dependencia del cargo que ocupa en el proyecto. 160 Tabla 10.1: Cálculo del costo por mano de obra (salario por hora), en función al cargo que ocupa. Superv. Oper. de Oper. de Oper. de Cond. de Ayud.de de Track drill Pala Explosivista Bodeguero Mecánico Soldador Cadenero Excavadora Volqueta Explosivista proyecto (Perforista) Cargadora Unidades Ing. de Minas Topógr. Días en el año días 365 365 365 365 365 365 365 365 365 365 365 365 365 Jornada días 22 22 22 22 22 22 22 22 22 22 22 22 22 Vacaciones por jornada días 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8 Vacaciones por año días 15 15 15 15 15 15 15 15 15 15 15 15 15 Días Festivos días 14 14 14 14 14 14 14 14 14 14 14 14 14 Enfermedad, permisos días 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 Días no laborables días 129 129 129 129 129 129 129 129 129 129 129 129 129 Días laborables días 236 236 236 236 236 236 236 236 236 236 236 236 236 Parámetros de Cálculo Turnos por día (turno) turno 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 Turnos por mes turnos 22 22 22 22 22 22 22 22 22 22 22 22 22 $ / turno 70,00 50,00 45,00 41,00 41,00 41,00 41,00 30,00 25,00 28,00 30,00 30,00 16,00 Turno Horas extras horas 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 Salario nominal (SN) $ / mes 1540 1100 990 902 902 902 902 660 550 616 660 660 352 Salario nominal por día $ / día 50,66 36,18 32,57 29,67 29,67 29,67 29,67 21,71 18,09 20,26 21,71 21,71 11,58 Factor de mayoración (fm) SN * fm Décimo tercero Décimo cuarto u 0,35 0,35 0,35 0,35 0,35 0,35 0,35 0,35 0,35 0,35 0,35 0,35 0,35 $ / día laborable 17,90 12,79 11,51 10,49 10,49 10,49 10,49 7,67 6,39 7,16 7,67 7,67 4,09 $ / año 1540 1100 990 902 902 902 902 660 550 616 660 660 352 $ / día laborable 6,53 4,66 4,19 3,82 3,82 3,82 3,82 2,80 2,33 2,61 2,80 2,80 1,49 $ / día laborable 1,50 1,50 1,50 1,50 1,50 1,50 1,50 1,50 1,50 1,50 1,50 1,50 1,50 1443,42 1315,12 1315,12 1315,12 1315,12 962,28 801,90 898,13 962,28 962,28 513,22 $ / año 2245,32 1603,80 Aporte patronal Fondo de reserva Salario real $ / día laborable 9,51 6,80 6,12 5,57 5,57 5,57 5,57 4,08 3,40 3,81 4,08 4,08 2,17 $ / día laborable 6,53 4,66 4,19 3,82 3,82 3,82 3,82 2,80 2,33 2,61 2,80 2,80 1,49 $ / día 92,63 66,59 60,08 54,87 54,87 54,87 54,87 40,55 34,05 37,95 40,55 40,55 22,33 Factor real de pago (FR) u 1,83 1,84 1,84 1,85 1,85 1,85 1,85 1,87 1,88 1,87 1,87 1,87 1,93 Horas trabajadas por día horas 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8 8 $ / hora 11,58 8,32 7,51 6,86 6,86 6,86 6,86 5,07 4,26 4,74 5,07 5,07 2,79 Salario por hora 161 En la tabla 10.2 se observa el salario nominal del personal, el factor real de pago y el salario real al mes del personal de acuerdo al cargo que ocupa en el proyecto. Tabla 10.2: Costo por mano de obra (salario al mes), en función al cargo que ocupa. Salario Nominal ($ / mes) Factor real de pago Salario Real ($ / mes) Ing. de Minas 1540 1,83 2815,85 Topógrafo 1100 1,84 2024,35 Supervisor de proyecto 990 1,84 1826,47 Operador de Track drill (Perforista) 902 1,85 1668,17 Operador de Excavadora 902 1,85 1668,17 Operador de Pala Cargadora 902 1,85 1668,17 Conductor de Volqueta 902 1,85 1668,17 Explosivista 660 1,87 1232,85 Ayudante de Explosivista 550 1,88 1034,97 Bodeguero 616 1,87 1153,70 Mecánico 660 1,87 1232,85 Soldador 660 1,87 1232,85 Cadenero 352 1,93 678,80 Total 19905,38 Función 10.2. COSTO HORARIO DE MAQUINARIA Cuando se utiliza maquinaria que represente una parte fundamental de la inversión realizada para la ejecución de un proyecto, es recomendable contar con un análisis detallado sobre su uso y recuperación de inversión a través del costo horario, considerando la depreciación, inversión, seguro y mantenimiento. En la tabla 10.3, se resumen los costos horarios de la maquinaria pesada a utilizarse en la ejecución del proyecto. Tabla 10.3: Resumen de costo por horario de maquinaria pesada. MAQUINARIA COSTO ($/h) Track drill ATLAS COPCO ECM 590RR 96,27 Excavadora CATERPILLAR 330DL 96,47 Pala Cargadora CATERPILLAR 980H 103,22 Volqueta HINO SERIE 700 MODELO 2841 114,40 162 10.2.1. Track drill 1. Datos de la maquinaria Track drill ATLAS COPCO ECM 590RR a) Potencia 220 hp b) Tipo de energía (combustible) Diesel Valor original (Vo) 500000 USD. d) Valor residual (Vr) 200000 USD. c) e) Valor a depreciar (Vd) 300000 USD. f) Neumáticos (Tren de rodaje): Precio Vida útil 20000 USD. 5000 h g) Aditamentos de recambio: Precio Vida útil h) Condiciones de utilización i) j) 1000 USD. 1000 h 1,1 Vida útil Interés anual del capital (i) k) Seguros (s) (Vu) 30000 h (n) 15 años 11,16% 2% 2. Costos de propiedad 2.1. Depreciación: 2.2. Costo de capital: *I.M.A.- Inversión media anual 163 2.3. Costo de seguro: TOTAL COSTOS DE PROPIEDAD: 20,53 $/h 3. Costos de funcionamiento 3.1. Costo de energía: 3.2. Aceites y lubricantes: 3.3. Costo tren de rodaje: 3.4. Costo de mantenimiento: 3.5. Costo piezas de recambio: 3.6. Costo operador: 164 TOTAL COSTOS DE OPERACIÓN: 66,99 $/h 4. Costos de propiedad + costos de operación 5. Gastos generales 6. Costo total unitario 165 10.2.2. Excavadora 1. Datos de la maquinaria Excavadora CATERPILLAR 330DL a) Potencia 268 hp b) Tipo de energía (combustible) Diesel c) Valor original (Vo) 300000 USD. d) Valor residual (Vr) 120000 USD. e) Valor a depreciar (Vd) 180000 USD. f) Neumáticos (Tren de rodaje): Precio 20000 USD. Vida útil 5000 h g) Aditamentos de recambio: Precio Vida útil h) Condiciones de utilización 1000 USD. 1000 h 1,1 i) Vida útil (Vu) 24000 h (n) 12 años j) Interés anual del capital (i) k) Seguros (s) 11,16% 2% 2. Costos de propiedad 2.1. Depreciación: 2.2. Costo de capital: 166 2.3. Costo de seguro: TOTAL COSTOS DE PROPIEDAD: 13,92 $/h 3. Costos de funcionamiento 3.1. Costo de energía: 3.2. Aceites y lubricantes: 3.3. Costo tren de rodaje: 3.4. Costo de mantenimiento: 3.5. Costo piezas de recambio: 3.6. Costo operador: 167 TOTAL COSTOS DE OPERACIÓN: 73,79 $/h 4. Costos de propiedad + costos de operación 5. Gastos generales 6. Costo total unitario 168 10.2.3. Pala cargadora 1. Datos de la maquinaria Pala Cargadora CATERPILLAR 980H a) Potencia 318 hp b) Tipo de energía (combustible) Diesel c) Valor original (Vo) 220000 USD. d) Valor residual (Vr) 88000 USD. e) Valor a depreciar (Vd) 132000 USD. f) Neumáticos: Precio 15000 USD. Vida útil 4000 h g) Aditamentos de recambio: Precio Vida útil h) Condiciones de utilización 1000 USD. 1000 h 1,1 i) Vida útil (Vu) 20000 h (n) 10 años j) Interés anual del capital (i) k) Seguros (s) 11,16% 2% 2. Costos de propiedad 2.1. Depreciación: 2.2. Costo de capital: 169 2.3. Costo de seguro: TOTAL COSTOS DE PROPIEDAD: 11,38 $/h 3. Costos de funcionamiento 3.1. Costo de energía: 3.2. Aceites y lubricantes: 3.3. Costo neumáticos: 3.4. Costo de mantenimiento: 3.5. Costo piezas de recambio: 3.6. Costo operador: 170 TOTAL COSTOS DE OPERACIÓN: 82,46 $/h 4. Costos de propiedad + costos de operación 5. Gastos generales 6. Costo total unitario 171 10.2.4. Volquetas 1. Datos de la maquinaria Volqueta HINO SERIE 700 MODELO 2841 a) Potencia 410 hp b) Tipo de energía (combustible) Diesel c) Valor original (Vo) 150000 USD. d) Valor residual (Vr) 60000 USD. e) Valor a depreciar (Vd) 90000 USD. f) Neumáticos: Precio Vida útil 7000 USD. 4000 h g) Aditamentos de recambio: Precio Vida útil h) Condiciones de utilización 1000 USD. 1000 h 1,1 i) Vida útil (Vu) 20000 h (n) 10 años j) Interés anual del capital (i) k) Seguros (s) 11,16% 2% 2. Costos de propiedad 2.1. Depreciación: 2.2. Costo de capital: 172 2.3. Costo de seguro: TOTAL COSTOS DE PROPIEDAD: 7,76 $/h 3. Costos de funcionamiento 3.1. Costo de energía: 3.2. Aceites y lubricantes: 3.3. Costo neumáticos: 3.4. Costo de mantenimiento: 3.5. Costo piezas de recambio: 3.6. Costo operador: 173 TOTAL COSTOS DE OPERACIÓN: 96,24 $/h 4. Costos de propiedad + costos de operación 5. Gastos generales 6. Costo total unitario 174 10.3. COSTO UNITARIOS POR ACTIVIDAD Los costos unitarios obtenidos por cada actividad a ejecutarse en el proyecto de estabilización de taludes, se resume en la tabla 10.4. Tabla 10.4: Resumen de costo unitarios por actividad. COSTO UNITARIO UNIDAD Topografía 134,07 $ / ha Perforación 13,76 $ / m perf Voladura (sin presencia de agua) 9,8497 $ / m carg Voladura (en presencia de agua) 24,5424 $ / m carg Carguío 0,548 $ / m3 Transporte 2,93 $ / m3 Acopio o apilamiento 1,49 $ / m3 ACTIVIDAD El cálculo de los costos unitarios para cada actividad que conforman la ejecución del proyecto de estabilización de taludes, se indican a continuación: 10.3.1. Topografía para el replanteo de niveles y bancos El cálculo del costo unitario para la actividad de topografía para el replanteo de niveles y bancos, se lo realiza a continuación. 175 TOPOGRAFÍA PARA EL REPLANTEO DE NIVELES Y BANCOS 1. Costos Directos A. Mano de obra N° 1 1 1 2 B. Incidencia en la actividad 10% 33,33% 100,00% 100,00% Costo por hora ($/h) 11,58 7,51 8,32 5,58 Personal Ing. de Minas Supervisor de proyecto Topógrafo Cadeneros Salario real ($/h) 1,16 2,50 8,32 5,58 Costo Rendimiento Unitario (ha/h) ($/ha) 0,25 4,63 0,25 10,01 0,25 33,28 0,25 22,32 Total 70,24 Equipo Costo por hora ($/h) 6,00 1,50 0,25 Descripción Estación Total Prismas y accesorios de topografía Herramienta menor Rendimiento (ha/h) 0,25 0,25 0,25 Total Costo Unitario ($/ha) 24,00 6,00 1,00 31,00 C. Materiales Descripción Señalización - Spray Mojones Libreta Varios Costos Directos ($/ha) Unidades unidades unidades unidades unidades Precio unitario ($/u) 2,50 5,00 3,00 1,00 118,64 2. Costos Indirectos Descripción Unidades Administrativos Varios + imprevistos 10% 3% Costos Indirectos ($/ha) 15,42 3. Costos Unitario Total Costo Unitario ($/ha) 134,07 176 Costo Unitario ($/ha) 11,86 3,56 Cantidad (unidad/ha) 0,50 3,00 0,05 1,00 Total Costo Unitario ($/ha) 1,25 15,00 0,15 1,00 17,40 10.3.2. Arranque del material Para el arranque del material se necesita de las actividades de perforación y voladura, por lo cual el cálculo del costo unitario para el arranque del material, se lo realiza analizando estas dos actividades. PERFORACIÓN 4. Costos Directos A. Mano de obra N° 1 1 Incidencia en la actividad 10% 33,33% B. Personal Ing. de Minas Supervisor de proyecto Costo por hora ($/h) 11,58 7,51 Salario real ($/h) 1,16 2,50 Rendimiento (m perf/h) 30,75 30,75 Total Costo Unitario ($/m perf) 0,04 0,08 0,12 Equipo Descripción Track drill ATLAS COPCO ECM 590RR Herramienta menor Costo por hora ($/h) 96,27 0,25 Rendimiento (m perf/h) 30,75 30,75 Total Costo Unitario ($/m perf) 3,13 0,01 3,14 C. Materiales Descripción Barrenos de 3,60 m (4) Brocas de 3´´ Chuck Shank Acoples Costos Directos ($/m perf) Precio unitario ($/u) 5808,80 848,00 1452 1452 1452 Unidades unidades unidades unidades unidades unidades 12,17 177 Vida útil (m perf/u) 1200 600 2000 2000 1200 Total Costo Unitario ($/m perf) 4,84 1,41 0,73 0,73 1,21 8,92 5. Costos Indirectos Descripción Unidades Administrativos Varios + imprevistos 10% 3% Costos Indirectos ($/m perf) 1,58 6. Costos Unitario Total Costo Unitario ($/m perf) 13,76 178 Costo Unitario ($/m perf) 1,22 0,37 VOLADURA (Sin presencia de agua) 1. Costos Directos A. Mano de obra N° 1 1 1 2 Incidencia en la actividad 10% 33,33% 100% 100% B. Costo por hora ($/h) Personal Ing. de Minas Supervisor de proyecto Explosivista Ayudante de Explosivista 11,58 7,51 5,07 8,52 Salario real Rendimiento ($/h) (m carg/h) 1,16 2,50 5,07 8,52 249,90 249,90 249,90 249,90 Total Costo Unitario ($/m carg) 0,0046 0,0100 0,0203 0,0341 0,0690 Equipo Descripción Herramienta menor Costo por hora ($/h) 0,08 Rendimiento (m carg/h) 249,90 Total Costo Unitario ($/m carg) 0,0003 0,0003 C. Materiales Descripción Unidades Precio unitario ($/u) Fulminante N° 8 Mecha de seguridad Fulminante No eléctrico (FANEL 15 m) Cordón detonante Booster APD 450 2P ANFO unidades m unidades m kg kg 0,26 0,26 6,33 0,31 13,98 1,29 Costos Directos ($/m carg) Costo Cantidad Cantidad Unitario (unidad/pega) (u/m carg) ($/m carg) 1,00 0,005 0,0014 1,50 0,008 0,0021 21 0,112 0,7112 48 0,257 0,0796 21 0,112 1,5708 910,17 4,870 6,2821 Total 8,6472 8,7165 2. Costos Indirectos Descripción Administrativos Varios + imprevistos Costos Indirectos ($/m carg) Unidades 10% 3% 1,1332 3. Costos Unitario Total Costo Unitario ($/m carg) 9,8497 179 Costo Unitario ($/m carg) 0,8717 0,2615 VOLADURA (Con presencia de agua) 1. Costos Directos A. Mano de obra N° 1 1 1 2 Incidencia en la actividad 10% 33,33% 100% 100% B. Costo por hora ($/h) Personal Ing. de Minas Supervisor de proyecto Explosivista Ayudante de Explosivista 11,58 7,51 5,07 8,52 Salario real Rendimiento ($/h) (m carg/h) 1,16 2,50 5,07 8,52 249,90 249,90 249,90 249,90 Total Costo Unitario ($/m carg) 0,0046 0,0100 0,0203 0,0341 0,0690 Equipo Descripción Herramienta menor Costo por hora ($/h) 0,08 Rendimiento (m carg/h) 249,90 Total Costo Unitario ($/m carg) 0,0003 0,0003 C. Materiales Descripción Unidades Fulminante N° 8 unidades Mecha de seguridad m Fulminante No eléctrico (FANEL 15 m) unidades Cordón detonante m Booster APD 450 2P kg Emulsen 720 (2½´´ x 16´´) kg Costos Directos ($/m carg) Precio unitario ($/u) 0,26 0,26 6,33 0,31 13,98 3,96 Cantidad (unidad/pega) 1,00 1,50 21 48 2 910,17 21,7190 2. Costos Indirectos Descripción Administrativos Varios + imprevistos Costos Indirectos ($/m carg) Unidades 10% 3% 2,8235 3. Costos Unitario Total Costo Unitario ($/m carg) 24,5424 180 Costo Unitario ($/m carg) 2,1719 0,6516 Cantidad Costo (u/m Unitario carg) ($/m carg) 0,005 0,0014 0,008 0,0021 0,112 0,7112 0,257 0,0796 0,112 1,5708 4,870 19,2845 Total 21,6496 10.3.3. Carguío del material removido El cálculo del costo unitario para el carguío del material, se lo realiza a continuación. CARGUÍO 1. Costos Directos A. Mano de obra N° 1 1 B. Incidencia en la Personal actividad 10% Ing. de Minas 33,33% Supervisor de proyecto Costo por hora ($/h) Salario real ($/h) Rendimiento (m3/h) 11,58 7,51 1,16 2,50 223,09 223,09 Total Costo Unitario ($/m3) 0,005 0,011 0,016 Equipo Descripción Pala Cargadora CATERPILLAR 980H Herramienta menor Costo por hora ($/h) 103,22 0,25 Rendimiento (m3/h) 223,09 223,09 Total Costo Unitario ($/m3) 0,4627 0,0011 0,4638 C. Materiales Descripción Varios Precio unitario ($/u) 1,00 Unidades global Costos Directos ($/m3) Rendimiento (m3/h) 223,09 Total 0,485 2. Costos Indirectos Descripción Unidades Administrativos Varios + imprevistos 10% 3% Costos Indirectos ($/m3) 0,063 3. Costos Unitario Total Costo Unitario ($/m3) 0,548 181 Costo Unitario ($/m3) 0,048 0,015 Costo Unitario ($/m3) 0,004 0,004 10.3.4. Transporte del material removido El cálculo del costo unitario para el transporte del material, se lo realiza a continuación. TRANSPORTE 1. Costos Directos A. Mano de obra N° 1 1 B. Incidencia en la Personal actividad 10% Ing. de Minas 33,33% Supervisor de proyecto Costo por hora ($/h) Salario Rendimiento real ($/h) (m3/h) 11,58 7,51 1,16 2,50 223,09 223,09 Total Costo Unitario ($/m3) 0,01 0,01 0,02 Equipo Descripción Volqueta HINO SERIE 700 MODELO 2841 (5) Herramienta menor (5) Costo por hora ($/h) 572,00 1,25 Rendimiento (m3/h) 223,09 223,09 Total Costo Unitario ($/m3) 2,56 0,01 2,57 C. Materiales Descripción Varios Precio unitario ($/u) 1,00 Unidades global Costos Directos ($/m3) Rendimiento (m3/h) 223,09 Total 2,59 2. Costos Indirectos Descripción Unidades Administrativos Varios + imprevistos 10% 3% Costos Indirectos ($/m3) 0,34 3. Costos Unitario Total Costo Unitario ($/m3) 2,93 182 Costo Unitario ($/m3) 0,26 0,08 Costo Unitario ($/m3) 0,004 0,004 10.3.5. Acopio o apilamiento del material El cálculo del costo unitario para el acopio del material, se lo realiza a continuación. ACOPIO O APILAMIENTO 1. Costos Directos A. Mano de obra N° 1 1 B. Incidencia en la Personal actividad 10% Ing. de Minas 33,33% Supervisor de proyecto Costo por hora ($/h) Salario real ($/h) Rendimiento (m3/h) 11,58 7,51 1,16 2,50 223,09 223,09 Total Costo Unitario ($/m3) 0,005 0,011 0,016 Equipo Descripción Excavadora CATERPILLAR 330DL (3) Herramienta menor (3) Costo por hora ($/h) 289,41 0,75 Rendimiento (m3/h) 223,09 223,09 Total Costo Unitario ($/m3) 1,297 0,003 1,301 C. Materiales Descripción Varios Precio unitario ($/u) 1,00 Unidades global Costos Directos ($/m3) Rendimiento (m3/h) 223,09 Total 1,322 2. Costos Indirectos Descripción Unidades Administrativos Varios + imprevistos 10% 3% Costos Indirectos ($/m3) 0,172 3. Costos Unitario Total Costo Unitario ($/m3) 1,493 183 Costo Unitario ($/m3) 0,132 0,040 Costo Unitario ($/m3) 0,004 0,004 10.4. COSTO TOTAL CALCULADO En la tabla 10.5 se indica el costo total calculado para una pega de 21 m x 9 m x 10 m (1890 m3), de acuerdo a la malla de perforación propuesta. Cabe destacar que este primer cálculo es para un medio sin presencia de agua. Tabla 10.5: Costo total calculado por pega, por metro cúbico y por tonelada para un medio sin presencia de agua. Costo unitario Unidad Cantidad por pega Unidad Costo total por pega Costo Total por m3 Costo Total por ton Topografía 134,07 $ / ha 0,0189 ha 2,53 0,001 0,00 Perforación 13,76 $ / m perf 249,90 m perf 3437,76 1,819 0,51 Voladura (sin presencia de agua) 9,8497 $ / m carg 186,90 m carg 1840,91 0,974 0,27 Carguío 0,548 $ / m3 1784,72 m3 977,50 0,517 0,14 Transporte 2,93 $ / m3 1784,72 m3 5224,32 2,764 0,77 Acopio o apilamiento 1,493 $ / m3 1784,72 m3 2665,18 1,410 0,39 Total ($) 14148,20 7,49 2,09 Actividad De la misma manera la tabla 10.6 muestra el costo total calculado para un medio con presencia de agua. Tabla 10.6: Costo total calculado por pega, por metro cúbico y por tonelada para un medio con presencia de agua. Costo unitario Unidad Cantidad por pega Unidad Costo total por pega Costo Total por m3 Costo Total por ton Topografía 134,07 $ / ha 0,0189 ha 2,53 0,001 0,00 Perforación 13,76 $ / m perf 249,90 m perf 3437,76 1,819 0,51 24,5424 $ / m carg 186,90 m carg 4586,98 2,427 0,68 Carguío 0,548 $ / m3 1784,72 m3 977,50 0,517 0,14 Transporte 2,93 $ / m3 1784,72 m3 5224,32 2,764 0,77 Acopio o apilamiento 1,493 $ / m3 1784,72 m3 2665,18 1,410 0,39 Total ($) 16894,28 8,94 2,50 Actividad Voladura (en presencia de agua) 184 10.5. CONSTRUCCIÓN DEL GRÁFICO CALENDARIO Para la construcción del gráfico calendario, fue necesario conocer el volumen total de material a remover para la estabilización de los taludes, así como el rendimiento diario al cual estará regido el proyecto; para de esta forma establecer el tiempo de duración del proyecto. Para determinar el tiempo que durará el proyecto utilizaremos la siguiente expresión: Donde: Tpr.- Tiempo de duración del proyecto; días Vr.- Volumen total de material a remover; m3 Re-diario.- Rendimiento diario del proyecto (m3 a extraer por día); m3/día Una vez conocidos los datos como: el volumen total de material a remover, el rendimiento diario del proyecto y su tiempo de duración, se elaboró el gráfico calendario, el mismo que se observa en la figura 10.1. 185 Gráfico - Calendario 700000,00 Volumen de material a removerse (m3) 658529,126 632016,00 600000,00 574560,00 500000,00 517104,00 459648,00 400000,00 402192,00 344736,00 300000,00 287280,00 229824,00 200000,00 172368,00 100000,00 114912,00 26513,126 57456,00 0,00 Mat. extraído por mes 57456,00 57456,00 57456,00 57456,00 57456,00 57456,00 57456,00 57456,00 57456,00 Mes 1 Mes 2 Mes 3 Mes 4 Mes 5 Mes 6 Mes 7 Mes 8 Mes 9 Mes 10 57456,00 57456,00 57456,00 57456,00 57456,00 57456,00 57456,00 57456,00 57456,00 57456,00 57456,00 Mes 11 Mes 12 57456,00 26513,126 Mat. extraído acumulado 57456,00 114912,00 172368,00 229824,00 287280,00 344736,00 402192,00 459648,00 517104,00 574560,00 632016,00 658529,126 Figura 10.1: Gráfico calendario. 186 CAPÍTULO XI 11. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES 11.1. CONCLUSIONES El Tierrero es un sector de la mina Nambija, que tomó importancia geodinámica debido al deslizamiento, de grandes dimensiones y trágicas consecuencias, que ocurrió en el año 1993, fecha desde la cual existe la probabilidad de que puedan repetirse eventos similares, que deben evitarse garantizando estabilidad y permanencia de los actuales taludes. La caracterización del macizo rocoso del sector El Tierrero, demandó la determinación de los parámetros físico-mecánicos (peso específico, peso volumétrico, esponjamiento, ángulo de talud natural y ángulo de resistencia interna de la roca) y de resistencia a la compresión uniaxial, en muestras de roca, cuyos resultados se presentan en la siguiente tabla: PARÁMETROS Peso específico VALOR 3,58 UNIDAD gr/cm3 Peso volumétrico 3,50 gr/cm3 Coeficiente de esponjamiento 1,40 u 43 (°) grados 69,82 Mpa 711,99 kg/cm2 82,01 (°) grados Ángulo de talud natural Compresión uniaxial Ángulo de resistencia interna de la roca La calidad del macizo rocoso del sector El Tierrero se la determinó a través del mapeo geomecánico a las labores minero-productivas de nueve (9) sociedades que operan en el área de estudio, aplicando para ello la clasificación de Bieniawski (RMR) y el índice de resistencia geológica (GSI), cuyos resultados constan en la siguiente tabla: Sociedad Minera Génesis I Clasificación Geomecánica GSI RMR Longitud Porcentaje MODIFICADO (m) (%) Clase Denominación Clasificación Geomecánica RMR RMR Longitud Porcentaje MODIFICADO (m) (%) Clase Denominación 19,65 18,05 III a Media a Buena 15,33 14,08 II b Buena a Media 60,01 55,13 III b Media a Mala 32,30 29,67 III a Media a Buena 29,20 26,82 IV a Mala a Media 50,47 46,37 III b Media a Mala 108,86 100 10,76 9,89 IV a Mala a Media 108,86 100,00 187 Sociedad Minera San José Clasificación Geomecánica GSI RMR Longitud Porcentaje MODIFICADO (m) (%) Clase Denominación Clasificación Geomecánica RMR RMR Longitud Porcentaje MODIFICADO (m) (%) Clase Denominación 8,56 10,50 III a Media a Buena 4,26 5,22 II b Buena a Media 3,81 4,67 III b Media a Mala 4,30 5,27 III a Media a Buena 31,49 38,59 IV a Mala a Media 15,40 18,87 III b Media a Mala 37,73 46,24 IV b Mala a Muy Mala 57,63 70,63 IV a Mala a Media 81,59 100,00 81,59 100,00 Sociedad Minera Seminario Clasificación Geomecánica GSI RMR Longitud Porcentaje MODIFICADO (m) (%) Clase Denominación Clasificación Geomecánica RMR RMR Longitud Porcentaje MODIFICADO (m) (%) Clase Denominación 62,59 66,05 III b Media a Mala 5,00 5,28 III a Media a Buena 32,17 33,95 IV a Mala a Media 57,59 60,77 III b Media a Mala 94,76 100,00 32,17 33,95 IV a Mala a Media 94,76 100,00 Sociedad Minera Semilla de Oro Clasificación Geomecánica GSI RMR Longitud Porcentaje MODIFICADO (m) (%) Clase Denominación 33,57 73,83 IV a Mala a Media 11,90 26,17 IV b Mala a Muy Mala 45,48 100,00 Clasificación Geomecánica RMR RMR Longitud Porcentaje MODIFICADO (m) (%) Clase Denominación 30,28 66,60 IV a Mala a Media 15,19 33,40 III b Media a Mala 45,48 100,00 Sociedad Minera Los Tres Ángeles Clasificación Geomecánica GSI RMR Longitud Porcentaje MODIFICADO (m) (%) Clase Denominación Clasificación Geomecánica RMR RMR Longitud Porcentaje MODIFICADO (m) (%) Clase Denominación 65,25 61,19 III b Media a Mala 12,21 11,45 III a Media a Buena 27,70 25,98 IV a Mala a Media 69,94 65,60 III b Media a Mala 13,67 12,82 IV b Mala a Muy Mala 19,47 18,26 IV a Mala a Media 106,63 100,00 5,00 4,69 IV b Mala a Muy Mala 106,63 100,00 Sociedad Minera El Santísimo Clasificación Geomecánica GSI RMR Longitud Porcentaje MODIFICADO (m) (%) Clase Denominación Clasificación Geomecánica RMR RMR Longitud Porcentaje MODIFICADO (m) (%) Clase Denominación 22,25 25,67 II b Buena a Media 27,25 31,43 II b Buena a Media 17,00 19,61 III a Media a Buena 6,00 6,92 III a Media a Buena 26,39 30,45 III b Media a Mala 38,47 44,38 III b Media a Mala 21,04 24,27 IV a Mala a Media 14,96 17,26 IV a Mala a Media 86,68 100,00 86,68 100,00 188 Sociedad Minera El Cisne - El Cedro Clasificación Geomecánica GSI RMR Longitud Porcentaje MODIFICADO (m) (%) Clase Denominación Clasificación Geomecánica RMR RMR Longitud Porcentaje MODIFICADO (m) (%) Clase Denominación 60,98 48,55 III b Media a Mala 79,24 63,08 III b Media a Mala 60,64 48,28 IV a Mala a Media 46,37 36,92 IV a Mala a Media 3,98 3,17 IV b Mala a Muy Mala 125,60 100,00 125,60 100,00 Sociedad Minera Dios con su Poder Clasificación Geomecánica GSI RMR Longitud Porcentaje MODIFICADO (m) (%) Clase Denominación Clasificación Geomecánica RMR RMR Longitud Porcentaje MODIFICADO (m) (%) Clase Denominación 14,04 10,59 III a Media a Buena 17,71 13,35 III a Media a Buena 62,27 46,96 III b Media a Mala 66,92 50,46 III b Media a Mala 15,47 11,66 IV a Mala a Media 47,98 36,19 IV a Mala a Media 40,83 30,79 IV b Mala a Muy Mala 132,61 100,00 132,61 100,00 Sociedad Minera El Faraón Clasificación Geomecánica GSI RMR Longitud Porcentaje MODIFICADO (m) (%) Clase Denominación Clasificación Geomecánica RMR RMR Longitud Porcentaje MODIFICADO (m) (%) Clase Denominación Buena a Muy 5,22 2,56 II a Buena 65,85 32,25 II b Buena a Media 59,61 29,19 II b Buena a Media 53,38 26,14 III a Media a Buena 62,93 30,81 III b Media a Mala 74,17 36,32 III a Media a Buena 28,28 13,85 IV a Mala a Media 48,96 23,98 III b Media a Mala 204,21 100,00 10,00 4,90 IV a Mala a Media 204,21 100,00 Los estudios geológico-estructurales desarrollados en el sector El Tierrero permitieron identificar seis (6) principales tipos de fenómenos de remoción en masa, desglosados en: dos (2) deslizamientos rotacionales, dos (2) deslizamientos traslacionales; y, dos (2) avalanchas, ubicados en los puntos que constan en la siguiente tabla: Código X De - 22 745629 De - 8 Coordenadas Y Z Tipo de Movimiento 9550036 1955 Traslacional 745661 9549876 1985 Traslacional De - 10 745710 9550089 2025 Derrumbe De - 9 745664 9549841 1980 Derrumbe De - 15 745815 9550012 2055 Rotacional De - 7 745825 9550009 2070 Rotacional 189 La evaluación dinámica cuantitativa del macizo rocoso del sector El Tierrero, se la efectuó mediante campañas de monitoreo puntual, en cuatro (4) sondajes piloto, con extensómetro incremental INCREX y GPS de modo diferencial, para establecer puntos de control, resultados que presentan la deformación en cada uno de ello, expresada en unidades de elongación (extensión) y reducción (compresión), conforme se detallan en la siguiente tabla: Sondaje ST - 1 ST - 2 ST - 3 ST - 4 Profundidad Elongación Profundidad Compresión (m) (mm) (m) (mm) 5 0,52 8 -0,91 7 23,34 10 -1,77 11 1,01 12 -0,92 13 4,41 Eliminada Eliminada 1 25,29 3 0,85 2 -23,69 4 0,58 6 1,06 El tiempo de colapso, calculado en base a los datos obtenidos en el presente estudio, para los puntos de control PM - T7 y PM - T8, determinó que los deslizamientos se producirían en 14 (13,96) y 17 (16,67) meses, respectivamente, contados a partir de agosto del 2013 cuando culminaron las campañas de monitoreo, siempre y cuando se mantengan las condiciones evidenciadas y medidas durante el período de análisis y observación. Información subsecuente.- Personal técnico del INIGEMM, en marzo del 2015, constataron que los puntos de control PM - T7 y PM - T8 ya no existían porque se habían deslizado, situación que demuestra que el tiempo de colapso calculado se había cumplido en el plazo previsto y que los cálculos efectuados son válidos para predecir y prevenir este tipo de desastres naturales. Para establecer el volumen de material rocoso sujeto a deslizamiento, en el sector El Tierrero, se realizaron tres (3) perfiles topográfico-geológicos, que demuestran las áreas potencialmente inestables y de alcance de los deslizamientos, así como la altura (110 m) de la zona inestable, datos que definen en 658529,13 m3 el volumen a deslizarse, conforme el detalle que consta en la siguiente tabla: RESULTADOS PERFIL PT-1 2 PERFIL PT-2 PERFIL PT-3 Área de la zona potencialmente inestable 1657,09 m 767,08 m 8640,12 m2 Área del alcance de la zona de deslizamiento 877,24 m2 2592,40 m2 1272,51 m2 1,179 0,959 0,549 Factor de seguridad Volumen potencial de deslizamiento 3 165709 m 190 2 3 57531 m 432006 m3 La estabilización del sector El Tierrero, debería realizarse mediante el sistema de bancos (terraceo), diseño minero que tendría las siguientes características geométrico-estructurales: Parámetros Valor Unidad Altura de los bancos 10 m Número de bancos 11 u Ángulo del talud del banco 74 (°) grados Ancho de la vía 5 m Ancho del prisma de deslizamiento 3 m Ancho de la plataforma de trabajo 22 m 6,50 m Ángulo de talud para los bancos en liquidación 65 (°) grados Ángulo del borde de liquidación 41 (°) grados Longitud de deslizamiento 4,66 m Factor de seguridad 1,05 u Ancho de bermas La estabilización del sector El tierrero, mediante el sistema de bancos, dada las características físico-mecánicas de la masa rocosa a ser removida, demanda la ejecución de operaciones de perforación y voladura, parámetros, características de diseño, explosivos a utilizarse, costos y tiempo requerido que constan debidamente detallados en la siguiente tabla: Parámetros de Perforación Valor Unidad Diámetro de perforación Longitud de perforación (incluido sobreperforación) Burden 3 pulg 11,9 m 3 m Espaciamiento 3,5 m Perforación específica 0,13 m/m3 Valor Unidad Carga de fondo 22,56 kg Concentración de carga de fondo 5,81 kg/m Altura de la carga de fondo 3,9 m Carga de columna 11,6 kg Concentración de carga de columna 2,32 kg/m Altura de la carga de columna 5 m Longitud de retacado 3 m Parámetros de Voladura 0,38 kg/m3 Fulminantes No eléctricos (MS) 25 ms Carga específica Sistema de iniciación Retardo entre barrenos Retardo entre filas 50 191 ms Tipo de Explosivos Booster APD 450 2P Iniciador Carga de fondo y columna Carga de fondo y columna 11,45 meses ANFO (medio sin presencia de agua) Emulsen 720 (2½´´ x 16´´) (medio con presencia de agua) Tiempo de Ejecución del Proyecto Para un medio sin presencia de agua Costo total por pega 14148,20 Costo Total por m3 7,49 Costo Total por ton 2,09 Para un medio con presencia de agua 16894,28 8,94 2,50 El sector El Tierrero fue también muestreado con fines económicos, para conocer la ley de oro (Au) de la masa rocosa de la mina Nambija, investigación que contempló la toma y el análisis de 84 muestras superficiales y 430 muestras en interior mina, los resultados reflejados para el sector El Tierrero, se presentan en la siguiente tabla: MUESTRAS DE ROCA SUPERFICIAL SECTOR NÚMERO DE MUESTRAS LEY DE AU PONDERADO (gr Au/ton) El Tierrero I 13 0,4246 El Tierrero II 13 0,4123 SECTOR El Tierrero I El Tierrero II MUESTRAS DE ROCA INTERIOR MINA LEY DE AU PONDERADO NÚMERO DE MUESTRAS (gr Au/ton) 92 0,7819 29 1,9527 192 11.2. RECOMENDACIONES Que el Estado, a través de las instituciones correspondientes, aplique los resultados del presente estudio y ejecute, con urgencia, el plan de estabilización del sector El Tierrero, mediante la configuración de once (11) bancos descendentes, diseñados conforme los parámetros minerogeométricos determinados en base de la investigación desarrollada. Que las entidades responsables de la gestión y manejo de riesgos implementen un sistema permanente de monitoreo, seguimiento y control de deslizamientos y fenómenos de remoción en masa en los distritos mineros de Nambija-Chinapintza, Portovelo-Zaruma y Ponce Enríquez-San Gerardo, para prevenir este tipo de eventos y sus lamentables consecuencias. Que el Estado, a través de la Empresa Nacional Minera, ENAMI, en coordinación con el Condominio Norte de Nambija, titular del sector El Tierrero, procese el mineral que generará la ejecución del plan de estabilización, dado el interesante contenido aurífero que arrojaron los análisis practicados a muestras superficiales y de subsuelo tomadas durante la ejecución del presente estudio y como medio para cubrir los costos de esta gestión de seguridad minera. Que el Estado, a través de las instancias respectivas, planifique el desarrollo minero nacional con visión técnica, para evitar que nuevos distritos mineros se conviertan en asentamientos poblacionales potencialmente expuestos a problemas de inseguridad y riesgo natural y antrópico, como los actuales. 193 CAPÍTULO XII 12. BIBLIOGRAFÍA Y WEBGRAFÍA 12.1. BIBLIOGRAFÍA Andrade Haro, C. D. (2014). Diseño de excavación para profundizar el "Pique de Fierro" ubicado en el área "Ciruelo Unificado" operado por la Compañía MINESADCO S.A. Universidad Central del Ecuador, Carrera de Ingeniería de Minas, Quito. Campedel, P. (2008). Metodología para la determinación de umbrales de alerta por deslizamientos. Quito. Chango Changotasig, K. M. (2005). Rediseño del sistema de explotación y liquidación de la cantera Fucusucu V. Universidad Central del Ecuador, Carrera de Ingeniería de Minas, Quito. Chiaradia, M., Vallance, J., Fontboté, L., Stein, H., Schaltegger, U., Corder, J., y otros. (2009). Geochronology of the Nambija Au- skarn and Pangui porphyry Cu deposits. Chiriboga Fernández, M. I., Pillasagua Carrera, J. L., & Santos Baquerizo, E. Rendimiento de equipo pesado para la explotación de una cantera de cielo abierto. Escuela Superior Politécnica del Litoral, Facultad de Ingeniería en Ciencias de la Tierra, Guayaquil. Compañia Minera Argentum. Metodología de aplicación de la tabla GSI. Mina Morococha, Departamento de Geomecánica. Cruden, D., & Varnes, D. (1996). Landslide types an processes. Washington D.C, Estados Unidos. Egüez, A. (2006). Facies laterales y skarnificación de infiltración relacionadas con la mineralización aurífera en el Distrito minero de Nambija. VI Jornadas en Ciencias de la Tierra . Quito, Ecuador. EXSA. (2009). Manual práctico de voladura de rocas (Cuarta ed.). Perú: EXSA Perú. Fadeev, A. e. (1987). Seismic Control of Mine Quarry Blasting in the USSR. 6th. I.S.R.M. Congress. Montreal. Fontboté, L., Vallance, J., Markowski, A., & Chiaradia, M. (2004). Oxidized Gold Skarns in the Nambija Dostrict. Ecuador. Gavilanes, H., & Andrade, B. (2004). Introducción a la Ingeniería de Túneles. Quito, Ecuador: Asociación de Ingeniero de Minas del Ecuador (A.I.M.E). GOLDFIELDS. (1993). Nambija Project - Phase 2. 194 González de Vallejo, L., Ferrer, M., Ortuño, L., & Oteo, C. (2004). Ingeniería Geológica. Madrid: PEARSON EDUCACIÓN S.A. Gustafsson, R. (1977). Técnica sueca de voladuras. (SPI, Ed.) Nora, Suecia. Hoek, E., & Bray, J. (1981). Rock slopes engineering. Institution of Mining and Metallurgy. Hungr, O., Evans, S., Bovis, M., & Hutchinson, J. (2001). Review of the classification of landslides of the flow type. Environmental and Engineering Geoscience. Instituto Nacional de Investigación Geológico, Minero, Metalúrgico - Agencia de Regulación y Control Minero. (2013). Estudio geotécnico GSI del macizo rocoso del sector El Tierrero, como parte del proceso de levantamiento de la suspensión de actividades en el Distrito Minero Nambija. Dirección de Minería, Metalurgia y Ambiente, Quito. Instituto Nacional de Investigación Geológico, Minero, Metalúrgico. (2013). Análisis de la estabilidad de laderas en el Sector Minero de Nambija. Proyecto Rehabilitación Nambija, Quito. Instituto Nacional de Investigación Geológico, Minero, Metalúrgico. (2013). Análisis de la Estabilidad de Laderas en el Sector Minero de Nambija. Proyecto Rehabilitación Nambija, Quito. Instituto Nacional de Investigación Geológico, Minero, Metalúrgico. (2014). Desarrollo y socialización de procesos aplicables en la minería artesanal para la recuperación de oro sin uso de mercurio en el Distrito Minero de Nambija. Parte I: Procesos de molienda. Proyecto de Mejoramiento de las Condiciones de Trabajo de la Pequeña Minería y Minería Artesanal, Quito. Instituto Nacional de Investigación Geológico, Minero, Metalúrgico. (2012). Geología Regional y Local de Nambija. Proyecto Rehabilitación Nambija, Quito. Instituto Nacional de Investigación Geológico, Minero, Metalúrgico. (2013). Informe final de monitoreo de zonas susceptibles a fenómenos de remoción en masa. Proyecto Rehabilitación Nambija, Quito. Instituto Nacional de Investigación Geológico, Minero, Metalúrgico. (2010). Plan de gestión integral de riesgos de Nambija. Proyecto Rehabilitación Nambija, Quito. Instituto Nacional de Investigación Geológico, Minero, Metalúrgico. (2012). Plan de Gestión Integral de Riesgos de Nambija. Proyecto Rehabilitación Nambija, Quito. Litherland, M., Aspden, J., & Jemielita, R. (1994). Newly discovered Jurassic skarnfields in the Ecuadorian Andes (Vol. 6). López, C., López, E., & García, P. (2003). Manual de perforación y voladura de rocas (Primera edición ed.). Madrid, España: Instituto Tecnológico GeoMinero de España. Meneses Pineda, J. R. (2011). Diseño de explotación a cielo abierto de la cantera "A Pich Antisanilla" ubicada en el sector de Pintag. Tesis de grado, Universidad Central del Ecuador, Carrera de Ingeniería de Minas, Quito. 195 Ministerio de Recursos Naturales No Renovables. (2010). Evaluación de las zonas inestables en el sector de El Tierrero. Quito. Ministerio del Ambiente. (2010). Línea Base Ambiental del Sector de Nambija. Quito. Popescu, M. (2002). Landslide Causal Factors and Landslide Remedial Options. Singapore: Proceedings 3rd Internacional Conference on Landslides, Slope Stability and Safety of Infrastructures. PRODEMINCA. (2000). Depósitos Porfidicos y Epi. mesotermales relacionados con intrusiones de la Coordillera del Cóndor. ECUADOR. Reina Soria, J. C. (2011). Estudio Geomecánico del Macizo Rocoso para la construcción de la Represa Hidroeléctrica Río Zamora en el Eje de Presa G-11. Tesis de grado, Universidad Central del Ecuador, Carrera de Ingeniería en Geología, Quito. República del Ecuador, Asamblea Nacional Constituyente. (16 de julio de 2013). Ley de Minería. Quito, Pichincha, Ecuador. Servicio Nacional de Geología y Minería. (2007). Movimientos en masa en la Región Andina: Una guía para la evaluación de amenazas. Proyecto Multinacional Andino: Geociencias para las Comunidades Andinas. Sosa, H. (1989). Tecnología de la explotación de minerales duros por el método a Cielo Abierto. Tschopp, H. (1953). Oil Explorations in the Oriente of Ecuador. Am. Assoc. Pet. Geol. Universidad Nacional Jorge Basadre Grohmann. (2013). Maquinaria Minera - Perforadoras. Tacna, Perú. Wieczorek, G. F. (1996). Landslide Triggering Mechanisms in Landslides - Investigations and Mitigation. Washington D.C. 196 12.2. WEBGRAFÍA Excavadora hidráulica CATERPILLAR 330 DL: http://www.kellytractor.com Explosivos: http://www.explocen.com.ec GPS SOKKIA GRX1: http://www.sistemastopograficos.com.mx/productos_gps_precision.php Grandita: http://roble.pntic.mec.es/~jfes0017/glosario.php?letra=g Instituto de Investigación Geológico, Minero, Metalúrgico (INIGEMM) http://www.geoinvestigacion.gob.ec/ Interpolación por vecinos naturales: http://help.arcgis.com/es/arcgisdesktop/10.0/help/index.html#//005v00000027000000 Ministerio de Minas: http://www.telegrafo.com.ec/images/eltelegrafo/ministerio_de_miner%C3%ADa.pdf Pala cargadora CATERPILLAR 980H: http://www.kellytractor.com Precio internacional del diesel: http://es.globalpetrolprices.com/diesel_prices/ Track drill ATLAS COPCO ECM 590RR: http://www.matco.com.mx Volqueta HINO SERIE 700 MODELO 2841: http:// www.ec.all.biz/teojama-comercial 197 CAPÍTULO XIII 13. ANEXOS ANEXO A.- Glosario de Términos Acopio o apilamiento.- Juntar o reunir el material ya fragmentado. Alteración potásica.- Tipo de alteración donde sus minerales esenciales son muscovita, biotita y feldespato potásico. El feldespato potásico se presenta en diferentes ambientes, así bajo la forma de adularia se asocia a fuentes termales y depósitos epitermales. Análisis ICP.- Es una técnica de análisis inorgánico capaz de determinar y cuantificar la mayoría de los elementos de la tabla periódica. Banco.- Se conoce como banco a la parte del macizo rocoso en donde se trabaja y adquiere la forma de escalón, la cual se la trabaja separadamente con medios propios de excavación o extracción y transporte. Barreno de perforación.- Elemento que perfora directamente la roca, en su interior posee orificios que dirigen el agua y aire, en algunos casos cuando el barreno es integral en su punta lleva un inserto o varios insertos de material altamente resistente que perforan la roca. Bermas.- Las bermas se utilizan como áreas de protección, al detener y almacenar los materiales que pueden desprenderse de los frentes de los bancos superiores. Broca.- Herramienta para el corte de suelos y rocas utilizado en perforaciones o sondeos del subsuelo, que se ensambla en la parte final de la sarta de perforación. Extremidad cortante de un taladro, de un material muy duro, como diamante industrial o carburo de tungsteno. Burden.- También denominada piedra, bordo o línea de menor resistencia a la cara libre. Es la distancia desde el pie o eje del taladro a la cara libre perpendicular más cercana. 198 Carga de columna.- Se refiere a la columna del barreno perforado que se encuentra cargado de sustancia explosiva, colocado sobre la carga de fondo del barreno y que al detonar romperá las paredes cilíndricas de los barrenos fracturando la roca. Carga de fondo.- Se refiere el fondo del barreno perforado que se encuentra cargado con sustancia explosiva que detonará y arrancará la roca. Carga específica.- Indica la cantidad de sustancia explosiva que se tiene que utilizar por cada metro cúbico de roca volada. Compresión simple.- Es el mínimo esfuerzo compresivo necesario para romper una muestra no confinada de roca, de forma cilíndrica o cúbica, en condiciones normalizadas. Deslizamiento.- Es un tipo de movimiento de masa de tierra, provocado por la inestabilidad de un talud. Elongación.- Alargamiento de una pieza sometida a tracción antes de romperse. Espaciamiento.- Es la distancia entre taladros de una misma fila. Estabilidad de taludes.- Es la teoría que estudia la estabilidad o posible inestabilidad de un talud a la hora de realizar un proyecto, o llevar a cabo una obra civil. Excavadora.- Es una máquina autopropulsada, sobre neumáticos u orugas, con una estructura capaz de girar al menos 360º (en un sentido y en otro, y de forma ininterrumpida) que excava terrenos, o carga, eleva, gira y descarga materiales por la acción de la cuchara, fijada a un conjunto formada por pluma y brazo o balancín, sin que la estructura portante o chasis se desplace. Existen principalmente dos configuraciones básicas de excavadoras: frontales y retros, las cuales difieren fundamentalmente en la acción de excavación y perfil de trabajo. Falla.- Es una fractura o discontinuidad en el terreno a lo largo del cual hubo movimiento de uno de los lados respecto del otro. 199 Flotación bulk.- Recuperación de todas las especies valiosas (oro, plomo, plata, zinc, cobre, etc) en un solo producto llamado Concentrado Bulk. Fulminantes no eléctricos.- Son cápsulas explosivas de microrretardo, ya que en su interior poseen un elemento retardador, que permite detonarlo a diferentes intervalos de tiempo. Está compuesto por un tubo delgado de plástico especial, recubierto en su interior por una sustancia reactiva que al ser activada conduce una onda de choque cuya presión y temperatura son suficientes para iniciar al fulminante de retardo. Grandita.- Termino intermedio entre los minerales andradita y grosularia GSI (Geological Strength Index - Clasificación de Hoek y Brown).- Es el índice geológico de resistencia, que evalúa la calidad del macizo rocoso en función del grado y las características de la fracturación, estructura geológica, tamaño de bloques y alteración de las discontinuidades. Ladera.- Cuando un talud se produce en forma natural, sin intervención humana, se denomina ladera. Macizo rocoso.- Conjunto de matriz rocosa y discontinuidades. Presenta carácter heterogéneo, comportamiento discontinuo y normalmente anisótropo, consecuencia de la naturaleza, frecuencia y orientación de los planos de discontinuidad, que condicionan su comportamiento geomecánico e hidráulico. Meteorología.- Es la ciencia que estudia el estado del tiempo, el medio atmosférico, los fenómenos allí producidos y las leyes que lo rigen. Monitoreo.- Es una evaluación continua de una acción en desarrollo. Pega.- Hace referencia al término de voladura. Perforación específica.- Se refiere al número de metros que se tiene que perforar por cada metro cúbico de roca volada. Perforación.- Es la acción de elaborar un orificio circular con una barrena de perforación, para su posterior cargado con explosivo. 200 Pórfido.- Se denomina pórfido a un tipo de mineralización de origen magmático e hidrotermal, asociado comúnmente al cobre y molibdeno. Propilitización.- Tipo de alteración donde sus minerales esenciales son la epidota, albita, clorita y carbonato. Retacado.- Zona de los barrenos sin carga de explosivo que se rellena con un material inerte (polo, arena, arcilla, etc.). RMR (Rock Mass Rating - Clasificación de Bieniawski).- Es un sistema de clasificación geomecánica, que indica la calidad del macizo rocoso tomando en cuenta los siguientes parámetros: resistencia a compresión simple de la roca intacta, RQD, espaciamiento de discontinuidades, condición de las discontinuidades, condiciones de agua subterránea y orientación de discontinuidades. RQD (Índice de calidad de la roca).- Se refiere al índice de calidad de la roca determinado por la resistencia de la roca o su dureza, frente a los esfuerzos o fallas cortantes de la roca en un metro cuadrado en cada uno de los costados y en frente de la galería. Silicificación.- En un tipo de alteración que involucra un aumento de sílice. Se asocia a la depositación de sulfuros principalmente. Skarn.- Roca metasomática que se caracteriza por consistir en una roca carbonatada con minerales producto de metasomatismo como granate, epidota, calcita, sulfuros y óxidos. Skarnificación.- Consiste en el desarrollo de silicatos de Ca, Mg, Mn, Fe, cuarzo y magnetita en calizas, dolomías, pizarras y esquistos calcáreos. Supervisor.- Persona encargada de la dirección y vigilancia del desarrollo de una actividad o un trabajo. Talud.- Se entiende por talud a cualquier superficie inclinada respecto de la horizontal que hayan de adoptar permanentemente las estructuras de tierra. Techo colgante (Roof pendant).- Es un remanente de erosión que fue creado por el desgaste de la roca de caja que recubre el techo de la intrusión ígnea que la contiene. 201 Transporte.- También es conocida como acarreo, y es la operación por la que se traslada el mineral arrancado hasta el exterior de la mina. Voladura del material.- Ignición de una carga masiva de explosivos. El proceso de voladura comprende el cargue de los barrenos hechos en la perforación, con una sustancia explosiva, que al entrar en acción origina una onda de choque y, mediante una reacción, libera gases a una alta presión y temperatura de una forma substancialmente instantánea, para arrancar, fracturar o remover una cantidad de material según los parámetros de diseño de la voladura. Yacimiento.- Es una formación geológica en la que está presente una concentración estadísticamente anómala de minerales presentes en la corteza terrestre. 202 ANEXOS DEL CAPÍTULO II ANEXO 2.1.- CONCESIÓN NAMBIJA 203 ANEXO 2.2.- VÍAS DE ACCESO A NAMBIJA 204 ANEXOS DEL CAPÍTULO IV ANEXO 4.1.- MAPA GEOLÓGICO DE NAMBIJA 205 ANEXO 4.2.- MAPA ESTRUCTURAL DE NAMBIJA 206 ANEXO 4.3.- RESULTADOS DE LOS ANÁLISIS ICP (MUESTRAS SUPERFICIALES) 207 ANEXO 4.4.- RESULTADOS DE LOS ANÁLISIS ICP (MUESTRAS INTERIOR MINA) 208 ANEXOS DEL CAPÍTULO V ANEXO 5.1.- RESULTADOS DE LOS ENSAYOS DE PESO ESPECÍFICO 209 ANEXO 5.2.- RESULTADOS DE LOS ENSAYOS DE COMPRESIÓN UNIAXIAL 210 ANEXO 5.3.- UBICACIÓN DE LAS SOCIEDADES MINERAS PARA EL ESTUDIO GEOMECÁNICO 211 ANEXO 5.4.- ESTEREOGRAMAS (RESULTADOS DIPS) 212 ANEXO 5.5.- FAMILIAS DE DISCONTINUIDADES RESULTANTES DE CADA SOCIEDAD MINERA 213 ANEXO 5.6.- REGISTRO DE LA CALIDAD DEL MACIZO ROCOSO DE LAS SOCIEDADES MINERAS MEDIANTE LA CLASIFICACIÓN RMR 214 ANEXO 5.7.- CORRECCIÓN POR ORIENTACIÓN DE LA CALIDAD DEL MACIZO ROCOSO MEDIANTE LA CLASIFICACIÓN RMR 215 ANEXO 5.8.- RESULTADOS DE LA CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA DE BIENIAWSKI (RMR) 216 ANEXO 5.9.- RESULTADOS DE LA CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA GSI 217 ANEXOS DEL CAPÍTULO VI ANEXO 6.1.- MAPA DE UBICACIÓN DE LOS FENÓMENOS DE REMOCIÓN EN MASA 218 ANEXO 6.2.- MAPA DE PENDIENTES DEL SECTOR EL TIERRERO NAMBIJA 219 ANEXO 6.3.- UBICACIÓN DE LOS SONDEOS MONITOREADOS CON EL EXTENSÓMETRO INCREMENTAL INCREX 220 ANEXO 6.4.- UBICACIÓN DE LOS PUNTOS MONITOREADOS CON EL GPS EN MODO DIFERENCIAL 221 ANEXO 6.5.- DATOS RECOLECTADOS DE LOS PUNTOS DE CONTROL UBICADOS EN EL SECTOR EL TIERRERO ENTRE JUNIO 2012 A AGOSTO 2013 222 ANEXOS DEL CAPÍTULO VII ANEXO 7.1.- UBICACIÓN DE LOS PERFILES DE ESTUDIO DE SUPERFICIES DE DESLIZAMIENTO 223 ANEXO 7.2.- PERFILES Y SUPERFICIES RESULTANTES DEL ANÁLISIS DE ESTABILIDAD 224 ANEXOS DEL CAPÍTULO VIII ANEXO 8.1.- CATÁLOGO DEL TRACK DRILL 225 ANEXO 8.2.- CATÁLOGO DE LA EXCAVADORA 226 ANEXO 8.3.- CATÁLOGO DE LA PALA CARGADORA 227 ANEXO 8.4.- CATÁLOGO DE LA VOLQUETA 228 ANEXOS DEL CAPÍTULO IX ANEXO 9.1.- INTERPOLACIÓN DE LA CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA RMR 229 ANEXO 9.2.- INTERPOLACIÓN DE LA CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA GSI 230 ANEXO 9.3.- MOVIMIENTO PRODUCIDO EN LOS PUNTOS DE MONITOREO, SECTOR EL TIERRERO ENTRE JUNIO 2012 A AGOSTO 2013 231 ANEXO 9.4.- VOLUMEN DE MATERIAL A REMOVERSE 232 ANEXO 9.5.- VISTA EN PLANTA DEL TERRENO ORIGINAL - NAMBIJA 233 ANEXO 9.6.- VISTA ISOMÉTRICA DEL TERRENO ORIGINAL - NAMBIJA 234 ANEXO 9.7.- VISTA EN PLANTA DEL DISEÑO DE ESTABILIZACIÓN DE TALUDES EN EL SECTOR EL TIERRERO - NAMBIJA 235 ANEXO 9.8.- VISTA ISOMÉTRICA DEL DISEÑO DE ESTABILIZACIÓN DE TALUDES EN EL SECTOR EL TIERRERO - NAMBIJA 236
