ESTABILIZACIÓN DE TALUDES EN EL SECTOR EL TIERRERO DE · PDF fileFACULTAD DE...

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

I





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

II

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

III

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

IV

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

V

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.


VI

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.


VII

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

VIII

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

IX

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. Factores condicionantes ................................................................................... 52

a) Litología .................................................................................................................. 52

b) Pendientes ................................................................................................................ 52

c) Uso de suelo ............................................................................................................ 54

6.1.2.2. Factores detonantes o desencadenantes............................................................ 56

a) Sismología y tectónica ............................................................................................. 57

b) Precipitaciones ......................................................................................................... 57

6.2. 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

X

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

XI

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. 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

9.3. 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

XII

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

XIII

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

XIV

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


Seminario. ..................................................................................................................................... 110


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


Cisne - El Cedro. ........................................................................................................................... 115

Tabla 9.8: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Dios

con su Poder. ................................................................................................................................. 116


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


Seminario. ..................................................................................................................................... 121


Semilla de Oro. ............................................................................................................................. 122

Tabla 9.14: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Los

Tres Ángeles. ................................................................................................................................ 123

XV

Tabla 9.15: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera El

Santísimo. ..................................................................................................................................... 124


Cisne - El Cedro. ........................................................................................................................... 126

Tabla 9.17: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Dios

con su Poder. ................................................................................................................................. 127


Faraón. .......................................................................................................................................... 128

Tabla 9.19: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI -

Sociedad Minera Génesis I. ........................................................................................................... 130


Sociedad Minera San José. ............................................................................................................ 131


Sociedad Minera Seminario. ......................................................................................................... 132


Sociedad Minera Semilla de Oro. .................................................................................................. 133


Sociedad Minera Los Tres Ángeles. .............................................................................................. 135


Sociedad Minera El Santísimo. ..................................................................................................... 136


Sociedad Minera El Cisne - El Cedro. ........................................................................................... 137


Sociedad Minera Dios con su Poder. ............................................................................................. 138


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 ST-

4. ................................................................................................................................................... 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


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

XVI

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

XVII

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


Seminario. ..................................................................................................................................... 110


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


Cisne - El Cedro. ........................................................................................................................... 115

Figura 9.8: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Dios

con su Poder. ................................................................................................................................. 116

XVIII


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


Seminario. ..................................................................................................................................... 121


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


Cisne - El Cedro. ........................................................................................................................... 126

Figura 9.17: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Dios

con su Poder. ................................................................................................................................. 127


Faraón. .......................................................................................................................................... 129

Figura 9.19: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI -

Sociedad Minera Génesis I. ........................................................................................................... 130


Sociedad Minera San José. ............................................................................................................ 132


Sociedad Minera Seminario. ......................................................................................................... 133


Sociedad Minera Semilla de Oro. .................................................................................................. 134


Sociedad Minera Los Tres Ángeles. .............................................................................................. 135


Sociedad Minera El Santísimo. ..................................................................................................... 136


Sociedad Minera El Cisne - El Cedro. ........................................................................................... 137


Sociedad Minera Dios con su Poder. ............................................................................................. 139


Sociedad Minera El Faraón. .......................................................................................................... 140

Figura 9.28: Variación de desplazamiento en el punto de control PM - T8, sector El Tierrero, entre


XIX

Figura 9.29: Variación de desplazamiento en el punto de control PM - T7, sector El Tierrero, entre


Figura 9.30: Movimiento acumulado en cota, en el punto de control PM - T8, sector El Tierrero.

...................................................................................................................................................... 148


...................................................................................................................................................... 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

XX

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

XXI

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

XXII

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

XXIII

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

XXIV





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

XXV

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˃ ˂CS-

GEOMECÁNICA DEL MACIZO ROCOSO˃ ˂CS-GEODINÁMICA DEL MACIZO ROCOSO˃

XXVI





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

XXVII

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˃ ˂CS-

GEOMECHANICS ROCK MASS˃ ˂CS-GEODYNAMIC OF ROCK MASS˃

1

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.

2

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.

3

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.

4

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

5

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.

6

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, geológico-

minera-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

7

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 13-

jul-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.

8

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-minera-

metalúrgica 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.

9

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).

10

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

11

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


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.

12

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.

13

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.

14

Fotografía 2.2: Parches de Matorral Húmedo Montano Bajo en las laderas de las montañas al sur de

Nambija.


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.


Mamíferos como: raposa común, armadillo, guatusa, murciélago, venado, mono nocturno, conejo,

entre otros (fotografías 2.5 y 2.6).

15

Fotografías 2.5 y 2.6: Especies de murciélagos encontrados en Nambija.


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.

16

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 físico-

mecánicas 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

17

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.

18

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.

19

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.

20

Mapa 4.1: Mapa Geológico del Distrito Minero Nambija.

Fuente: PRODEMINCA, 2000

21

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.


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).

22

Fotografía 4.2: Intercalaciones de lutitas de la Unidad Inferior.


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.


23

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.

24

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

25

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.

26

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.

27

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


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


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


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).

28

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


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

29

Los Cedros 4

TOTAL 84


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


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.


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

30

Mapasingue 20 0,0975

Quebrada Nambija 11 0,0536

Los Cedros 4 0,0125

TOTAL 84 0,1970


Tabla 4.4: Distribución por sectores de los puntos de muestreo interior mina y datos de contenido de oro

ponderado.


SECTOR NÚMERO DE

MUESTRAS

LEY DE AU

PONDERADO

(gr Au/ton)



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

TOTAL 430 0,6733


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.

31

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; cm3

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:

32

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; cm3

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; m3

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.

33

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 (°)

34

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; cm2

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

PROMEDIO 69,82 711,99

Fuente: Departamento de Ensayo de Materiales y Modelos - UCE.

35

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.

36

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

Minerales:

-Calcita

-Epidota

-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

37

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.

38

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".

Nro. Sociedad Minera Ubicación Coordenadas (DATUM WGS 84):

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.

39

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.

40

Tabla 5.8: Clasificación Geomecánica de Bieniawski.

1

Resistencia de

la matriz

rocosa (Mpa)

Ensayo de

carga

puntual

˃ 10 10 - 4 4 - 2 2 - 1

Compresión

simple ˃ 250 250 - 100 100 - 50 50 - 25 25 - 5 5 - 1 ˂ 1

Puntuación 15 12 7 4 2 1 0

2 RQD 100% - 90% 90% - 75% 75% - 50% 50% - 25% ˂ 25%

Puntuación 20 17 13 6 3

3

Separación entre diaclasas

(Espaciado) ˃ 2 m 2 - 0,6 m 0,6 - 0,2 m 0,2 - 0,06 m ˂ 0,06 m


4

Est

ad

o d

e la

s d

isco

nti

nu

ida

des

Longitud de la

discontinuidad

(Persistencia)

˂ 1 m 1 - 3 m 3 - 10 m 10 - 20 m ˃ 20 m


Abertura Nada ˂ 0,1 m 0,1 - 1 mm 1 - 5 mm ˃ 5 mm


Rugosidad Muy rugosa Rugosa Ligeramente

rugosa Lisa Paredes Pulidas


Relleno - Resistencia Ninguno Relleno duro

˂ 5 mm Relleno duro

˃ 5 mm Relleno Blando

˂ 5 mm Relleno Blando

˃ 5 mm


Meteorización o

Interperismo Sana

Ligeramente

Alterada Moderadamente

Alterada Altamente

Alterada

Destruida o

Descompuesta


5

Ag

ua

fre

áti

ca -

Fil

tra

cio

nes

Caudal por 10 m de

túnel Nulo

˂ 10

litros / min

10 - 25

litros / min

25 - 125

litros / min ˃ 125 litros / min

Relación: Presión de

agua / Tensión

principal mayor

0 0 - 0,1 0,1 - 0,2 0,2 - 0,5 ˃ 0,5

Estado general Seco Húmedo Mojado Goteo Flujo


Efecto de la orientación del rumbo y buzamiento de las discontinuidades en los túneles y minas

Perpendicular a favor del

Buzamiento

Perpendicular contra el

Buzamiento Paralelo al eje de la labor

Buzamiento

< 20° 45° a 90° 20° a 44° 45° a 90° 20° a 44° 45° a 90° 20° a 44°

Muy

Favorable Favorable Media Desfavorable

Muy

Desfavorable Desfavorable Desfavorable

CORRECCIÓN POR ORIENTACIÓN DE LAS DISCONTINUIDADES

Dirección y Buzamiento Muy

Favorable Favorable Media Desfavorable

Muy

Desfavorable

Puntuación

Túneles y Minas 0 -2 -5 -10 -12

Cimentaciones 0 -2 -7 -15 -25

Taludes 0 -5 -25 -50 -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.

41

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 Clase Denominación Valoración

RMR

I Muy Buena

I a Excelente 100 - 91

I b Muy Buena 90 - 81

II Buena

II a Buena a Muy

Buena 80 - 71

II b Buena a Media 70 - 61

III Media

III a Media a Buena 60 - 51

III b Media a Mala 50 - 41

IV Mala

IV a Mala a Media 40 - 31

IV b Mala a Muy

Mala 30 - 21

V Muy Mala

V a Muy Mala 20 - 1,1

V b Pésima 10 - 0

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

42

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.

43

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.

44

Tabla 5.11: Estimación del Índice de Resistencia Geológica GSI.

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.

CARACTERÍSTICAS DEL MACIZO ROCOSO

PARA ESTIMAR LA RESISTENCIA A

TRAVÉS DEL GSI

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.

CONDICIONES

BU

EN

A (

MU

Y R

ES

IST

EN

TE

, L

EV

EM

EN

TE

AL

TE

RA

DA

)

Dis

con

tinu

idad

es r

ugo

sas,

Lev

emen

te a

lter

ada,

Man

chas

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iger

amen

te a

bie

rta,

RE

GU

LA

R (

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SIS

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ME

NT

E

AL

TE

RA

DA

)

Dis

con

tinu

idad

es l

isas

, M

od

erad

amen

te a

lter

ada,

Lig

eram

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as.

PO

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MO

DE

RA

DA

ME

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E R

ES

IST

EN

TE

Y M

OD

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AD

AM

EN

TE

AL

TE

RA

DA

)

Su

per

fici

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lid

a o

co

n e

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acio

nes

, M

uy

alt

erad

a,

Rel

len

o c

om

pac

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fra

gm

ento

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ca.

MU

Y P

OB

RE

(B

LA

ND

A, M

UY

AL

TE

RA

DA

)

Su

per

fici

e pu

lid

a y

est

riad

a, M

uy

abie

rta

con

rel

leno

de

arci

llas

bla

nd

as.

ES

TR

UC

TU

RA

LEVEMENTE FRACTURADA

Tres a menos sistemas de

discontinuidades muy espaciadas

entre sí.

LF / B LF /R LF / P LF / MP

FRACTURADA

Muy bien trabada, No disturbada,

Bloques cúbicos formados por tres

sistemas de discontinuidades.

F / B F / R F / P F / MP

MUY FRACTURADA

Moderadamente trabada, Parcialmente Disturbada, Bloques

angulosos formados por cuatro o

más sistemas de discontinuidades.

MF / B MF / R MF / P MF / MP

INTENSAMENTE

FRACTURADA

Plegamiento y fallamiento, con

muchas discontinuidades interceptadas formando bloques

angulosos o irregulares.

IF / B IF / R IF / P IF / MP

TRITURADA

(DESINTEGRADA)

Pobremente entrelazada,

considerablemente fragmentada con una combinación de piezas

redondeadas o angulares.

----- ----- T / P T / MP

45

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.

46

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.

47

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.

48

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


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".

49

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.

50

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.

51

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.

52

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).

53

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 DESCRIPCIÓN FORMA DEL

RELIEVE

ÁREA

(has)

%

ÁREA

GRADO DE

SUSCEPTIBILIDAD

(SP)

˂ 15° Muy Baja Pendiente débil, plano o

casi plano 8,39 12,04 1

15° - 25° Baja

Pendiente con inclinación

regular, suave o

ligeramente ondulada

11,20 16,08 2

25° - 35° Media Pendiente irregular,

ondulación moderada 16,09 23,09 3

35° - 45° Fuerte Pendientes fuertes,

colinado 17,94 25,75 4

˃ 45° Muy Fuerte Pendientes muy fuertes,

escarpado, abrupto 16,05 23,04 5

Fuente: Plan de Gestión Integral de Riesgos de Nambija; PRN - INIGEMM, 2012.

54

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.

55

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.

56

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.

57

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.

58

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.

PERÍODO

PRECIPITACIÓN (mm) NÚMERO DE

DÍAS CON

PRECIPITACIÓN SUMA MEDIA

MENSUAL

MÁXIMA EN

24 HORAS DÍA

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


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.

59

Figura 6.4: Cantidad de precipitación en milímetros.


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.

0 0

18,8

37,2

77,2

40,7

56,2

65,9

0,8 0

9,1 9,7

15,2

21,8 21,8

17,3

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

2012 agosto 2012

septiembre

2013 marzo 2013 abril 2013 mayo 2013 junio 2013 julio 2013 agosto

Cantidad de Precipitación (mm)

Suma media mensual (mm) Máx. en 24 horas (mm)

60

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.


INIGEMM, 2013.

61

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.

62

Tabla 6.5: Ubicación y características de los sondeos monitoreados con el Extensómetro Incremental INCREX.

CÓDIGO

DEL

SONDEO

UBICACIÓN* PROFUNDIDAD

DE

PERFORACIÓN

(m)

BUZAMIENTO

(°)

AZIMUT

(°)

PROFUNDIDAD

DE MEDICIÓN

(m)

NÚMERO DE

MEDICIONES ESTADO

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

(*) DATUM WGS 84

Fuente: Informe final de Monitoreo de Zonas Susceptibles a Fenómenos de Remoción en Masa; PRN - INIGEMM, 2013.

63

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.


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.

Profundidad

Instalación

Tubería

Monitoreo

Febrero

Monitoreo

Abril

Monitoreo

Mayo

Monitoreo

Junio

Monitoreo

Julio

Monitoreo

Agosto

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

64

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 ---- ---- ---- ----


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.


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.

65

Fotografía 6.15: Sondeo ST-3, afectado por el desprendimiento de material.


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.


INIGEMM, 2013.

En la tabla 6.7, se resumen los registros obtenidos con el Extensómetro Incremental INCREX en el

sondeo ST-4.

66

Tabla 6.7: Resumen de los registros obtenidos con el Extensómetro Incremental INCREX en el sondeo ST-4.

Profundidad

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


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.

67

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


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.

68

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.

69

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, Morgenstern-

Price) 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 m

2 8640,12 m

2

Área del alcance de la zona de deslizamiento 877,24 m2 2592,40 m

2 1272,51 m

2

Factor de seguridad 1,179 0,959 0,549

Volumen potencial de deslizamiento 165709 m3 57531 m

3 432006 m

3

Fuente: Análisis de la estabilidad de laderas en el Sector Minero de Nambija; PRN - INIGEMM, 2013.

70

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.

71

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

72

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/cm2

Entonces, reemplazando el valor de Rc tenemos:

73

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


.- Valor máximo del ángulo de talud del banco; grados (°)

φ.- Ángulo del talud del banco; grados (°)

74

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.

75

Para el cálculo del ancho de las bermas se utiliza la siguiente expresión:

Donde:

Abm.- Ancho de bermas; 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

(°)

ÁNGULOS DE TALUDES PARA BORDES DE

LIQUIDACIÓN DE LA CANTERA

(°)

Hasta 90 m Hasta 180 m Hasta 240 m 300 m

15 – 20 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.

76

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.

77

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).

78

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

79

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


80

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

81


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 m3, 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.

82

7.3.8. Perforación específica

Es el número de metros que se tiene que perforar por cada m3 de roca a volar o a arrancar. La

perforación específica se calcula mediante la siguiente expresión (Gustafsson, 1977):

Donde:

Pe.- Perforación específica; m/m3





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

83

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.

84

Tabla 7.3: Características técnicas del Booster APD 450 2P de EXPLOCEN C.A.

Parámetros Unidad Especificación

Tamaño (diámetro x largo) mm 54 x 142

Número de cartuchos unidades por caja 55

Peso cartucho gr 450

Densidad gr/cm3 1,60

Volumen de gases lt/kg 777

Calor de explosión kcal/kg 1300

Potencial kJ/kg 5443

Velocidad de detonación m/s 7418

Presión de detonación kbar 221

Resistencia al agua años 1

Ensanchamiento de Trauzl cm3/10g 405

Vida útil años 10

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.

85

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.


Peso kg por saco 25




Presión de detonación kbar 40



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.

86

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.


Tamaño (diámetro x largo) pulg 2½ x 16

Número de cartuchos unidades por caja 17

Peso cartucho gr 1476






Ensanchamiento de Trauzl cm3/10g 315

Poder rompedor, Método HESS mm 23,2

Resistencia al agua días 180

Vida útil meses 6

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

87

.- 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



88

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


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



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):

89

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

90




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.


91

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


Diámetro mm 7,30

Longitud mm 60 / 68 / 88 / 92

Volumen trauzl cm3 34

Resistencia al impacto 2kg/1m No detona

DE LA MANGUERA FANEL

Diámetro mm 3,30

Longitud m 4,0 / 4,2 / 4,8 / 12 / 15 / 18

Color Rojo Periodo corto

Amarillo Periodo largo

Resistencia a la tracción kg 18

Velocidad de onda m/s 2000±200

DE LA ETIQUETA

Color de letra Negro

Color de fondo En función del tiempo de retardo

DEL CONECTOR PLÁSTICO TIPO "J"

Color Rojo Periodo corto

Azul Periodo largo


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.

92

Tabla 7.7: Escala de tiempos nominales de retardo de los Fulminantes No eléctricos (Serie Estándar) de

EXPLOCEN C.A.

SERIE ESTÁNDAR

PERIODO CORTO

(MS)

PERIODO LARGO

(LP)

No. de serie Tiempo de retardo

(ms) No. de serie

Tiempo de retardo

(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


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

93

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

94

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.

95

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 8´ 7´´

http://www.monografias.com/trabajos10/motore/motore.shtml

96

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

97

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.


Costos de inversión medios.

En la tabla 8.2, se describe las principales características técnicas de la excavadora hidráulica

CATERPILLAR 330DL.


98

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



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):

99

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):

100

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.

101

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.


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.


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 1´ 5´´

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´´


102

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



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

103

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.

104

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.


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


105

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


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.

106

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 m3

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

107

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

Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

ORIGINAL Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO

Clase Denominación Clase Denominación

10,76 9,89 IV Mala 10,76 9,89 IV a Mala a Media

82,77 76,03 III Media 32,30 29,67 III a Media a Buena

50,47 46,37 III b Media a Mala

15,33 14,08 II Buena 15,33 14,08 II b Buena a Media

108,86 100,00

108,86 100,00

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.

108

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

Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

ORIGINAL Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO






81,59 100,00

81,59 100,00

9,89

29,67

46,37

14,08

0,00

5,00

10,00

15,00

20,00

25,00

30,00

35,00

40,00

45,00

50,00

Mala a Media Media a Buena Media a Mala Buena a Media

IV a III a III b II b

Po

rcen

taje

(%

)

SOCIEDAD MINERA GÉNESIS I - RMR

109

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.

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.

70,63

5,27

18,87

5,22

0,00

10,00

20,00

30,00

40,00

50,00

60,00

70,00

80,00



Po

rcen

taje

(%

)

SOCIEDAD MINERA SAN JOSÉ - RMR

110

Tabla 9.3: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Seminario.

SOCIEDAD MINERA SEMINARIO - RMR

Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

ORIGINAL Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO





94,76 100,00

94,76 100,00

La figura 9.3 ilustra, de acuerdo a sus porcentajes, las clases de calidad de roca presentes en la

Sociedad Minera Seminario.

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%.

33,95

5,28

60,77

0,00

10,00

20,00

30,00

40,00

50,00

60,00

70,00

Mala a Media Media a Buena Media a Mala

IV a III a III b

Po

rcen

taje

(%

)

SOCIEDAD MINERA SEMINARIO - RMR

111

Sociedad Minera Semilla de Oro


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

Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

ORIGINAL Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO



15,19 33,40 III Media 15,19 33,40 III b Media a Mala

45,48 100,00

45,48 100,00


Semilla de Oro, al macizo rocoso se lo dividió estadísticamente, y los resultados porcentuales se los


Figura 9.4: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Semilla de Oro.

66,60

33,40

0,00

10,00

20,00

30,00

40,00

50,00

60,00

70,00

Mala a Media Media a Mala

IV a III b

Po

rcen

taje

(%

)

SOCIEDAD MINERA SEMILLA DE ORO - RMR

112

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


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

(%)

RMR

ORIGINAL Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO



5,00 4,69 IV b Mala a Muy Mala



106,63 100,00

106,63 100,00


Sociedad Minera Los Tres Ángeles de acuerdo a sus porcentajes.

113

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

Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

ORIGINAL Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO






86,68 100,00

86,68 100,00

18,26

4,69

11,45

65,60

0,00

10,00

20,00

30,00

40,00

50,00

60,00

70,00

Mala a Media Mala a Muy Mala Media a Buena Media a Mala

IV a IV b III a III b

Po

rcen

taje

(%

)

SOCIEDAD MINERA LOS TRES ÁNGELES - RMR

114


Sociedad Minera El Santísimo.

Figura 9.6: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera El Santísimo.


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


Minera El Cisne - El Cedro.

17,26

6,92

44,38

31,43

0,00

5,00

10,00

15,00

20,00

25,00

30,00

35,00

40,00

45,00

50,00



Po

rcen

taje

(%

)

SOCIEDAD MINERA EL SANTÍSIMO - RMR

115

Tabla 9.7: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera El Cisne - El

Cedro.

SOCIEDAD MINERA EL CISNE - EL CEDRO - RMR

Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

ORIGINAL Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO




125,60 100,00

125,60 100,00

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.

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%.

36,92

63,08

0,00

10,00

20,00

30,00

40,00

50,00

60,00

70,00


IV a III b

Po

rcen

taje

(%

)

SOCIEDAD MINERA EL CISNE - EL CEDRO - RMR

116

Sociedad Minera Dios con su Poder


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

Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

ORIGINAL Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO





132,61 100,00

132,61 100,00

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.

Figura 9.8: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Dios con su

Poder.

36,19

13,35

50,46

0,00

10,00

20,00

30,00

40,00

50,00

60,00


IV a III a III b

Po

rcen

taje

(%

)

SOCIEDAD MINERA DIOS CON SU PODER - RMR

117

El mayor porcentaje (50,46%) del macizo rocoso en la Sociedad Minera Dios con su Poder,


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,


Tabla 9.9: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera El Faraón.

SOCIEDAD MINERA EL FARAÓN - RMR

Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

ORIGINAL Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO





71,07 34,80 II Buena 5,22 2,56 II a

Buena a Muy

Buena

65,85 32,25 II b Buena a Media

204,21 100,00

204,21 100,00


Sociedad Minera El Faraón.

118

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:


La tabla 9.10 resume los resultados de la Clasificación Geomecánica GSI, obtenidos en la Sociedad

Minera Génesis I.

4,90

36,32

23,98

2,56

32,25

0,00

5,00

10,00

15,00

20,00

25,00

30,00

35,00

40,00

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

Po

rcen

taje

(%

)

SOCIEDAD MINERA EL FARAÓN - RMR

119

Tabla 9.10: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Génesis I.

SOCIEDAD MINERA GÉNESIS I - GSI

Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

ORIGINAL Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO





108,86 100,00

108,86 100,00


Génesis I, al macizo rocoso se lo dividió estadísticamente, y los resultados porcentuales se los


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%.

26,82

18,05

55,13

0,00

10,00

20,00

30,00

40,00

50,00

60,00


IV a III a III b

Po

rcen

taje

(%

)

SOCIEDAD MINERA GÉNESIS I - GSI

120


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

(%)

RMR

ORIGINAL Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO






81,59 100,00

81,59 100,00


Sociedad Minera San José de acuerdo a sus porcentajes.

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

38,59

46,24

10,50

4,67

0,00

5,00

10,00

15,00

20,00

25,00

30,00

35,00

40,00

45,00

50,00



Po

rcen

taje

(%

)

SOCIEDAD MINERA SAN JOSÉ - GSI

121

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%.


Los resultados de la Clasificación Geomecánica GSI, obtenidos en la Sociedad Minera Seminario,


Tabla 9.12: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Seminario.

SOCIEDAD MINERA SEMINARIO - GSI

Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

ORIGINAL Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO




94,76 100,00

94,76 100,00


Sociedad Minera Seminario.

Figura 9.12: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Seminario.

33,95

66,05

0,00

10,00

20,00

30,00

40,00

50,00

60,00

70,00


IV a III b

Po

rcen

taje

(%

)

SOCIEDAD MINERA SEMINARIO - GSI

122


Minera Seminario y seguido por la clase IV a (mala a media) la cual posee un porcentaje de

33,95%.




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

(%)

RMR

ORIGINAL Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO




45,48 100,00

45,48 100,00


Semilla de Oro, al macizo rocoso se lo dividió estadísticamente, y los resultados porcentuales se los


Figura 9.13: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Semilla de Oro.

73,83

26,17

0,00

10,00

20,00

30,00

40,00

50,00

60,00

70,00

80,00

Mala a Media Mala a Muy Mala

IV a IV b

Po

rcen

taje

(%

)

SOCIEDAD MINERA SEMILLA DE ORO - GSI

123

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.

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

(%)

RMR

ORIGINAL Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO





106,63 100,00

106,63 100,00


Sociedad Minera Los Tres Ángeles de acuerdo a sus porcentajes.

124

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,


un porcentaje de 25,98%, y finalmente una clase IV b (mala a muy mala) con un 12,82%.


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

Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

ORIGINAL Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO






86,68 100,00

86,68 100,00

25,98

12,82

61,19

0,00

10,00

20,00

30,00

40,00

50,00

60,00

70,00

Mala a Media Mala a Muy Mala Media a Mala

IV a IV b III b

Po

rcen

taje

(%

)

SOCIEDAD MINERA LOS TRES ÁNGELES - GSI

125


Sociedad Minera El Santísimo.

Figura 9.15: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera El Santísimo.


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%.




24,27

19,61

30,45

25,67

0,00

5,00

10,00

15,00

20,00

25,00

30,00

35,00



Po

rcen

taje

(%

)

SOCIEDAD MINERA EL SANTÍSIMO - GSI

126

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

(%)

RMR

ORIGINAL Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO





125,60 100,00

125,60 100,00

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.

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%.

48,28

3,17

48,55

0,00

10,00

20,00

30,00

40,00

50,00

60,00

Mala a Media Mala a Muy Mala Media a Mala

IV a IV b III b

Po

rcen

taje

(%

)

SOCIEDAD MINERA EL CISNE - EL CEDRO - GSI

127



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

(%)

RMR

ORIGINAL Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO






132,61 100,00

132,61 100,00


Sociedad Minera Dios con su Poder de acuerdo a sus porcentajes.

Figura 9.17: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Dios con su

Poder.

11,66

30,79

10,59

46,96

0,00

5,00

10,00

15,00

20,00

25,00

30,00

35,00

40,00

45,00

50,00



Po

rcen

taje

(%

)

SOCIEDAD MINERA DIOS CON SU PODER - GSI

128

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%.


Los resultados de la Clasificación Geomecánica GSI, obtenidos en la Sociedad Minera El Faraón,


Tabla 9.18: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera El Faraón.

SOCIEDAD MINERA DIOS EL FARAÓN - GSI

Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

ORIGINAL Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO






204,21 100,00

204,21 100,00


Sociedad Minera El Faraón.

129

Figura 9.18: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera El Faraón.


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:


En la tabla 9.19 se aprecia los resultados de las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI,

obtenidos en la Sociedad Minera Génesis I.

13,85

26,14

30,81 29,19

0,00

5,00

10,00

15,00

20,00

25,00

30,00

35,00



Po

rcen

taje

(%

)

SOCIEDAD MINERA EL FARAÓN - GSI

130

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

Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO


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

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.

Figura 9.19: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad

Minera Génesis I.

18,05

55,13

26,82

14,08

29,67

46,37

9,89

0

10

20

30

40

50

60

Buena a Media Media a Buena Media a Mala Mala a Media

II b III a III b IV a

Po

rcen

taje

(%

)

SOCIEDAD MINERA GÉNESIS I

GSI RMR

131


Los resultados de las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI, obtenidos en la Sociedad Minera

San José, se muestran en la tabla 9.20.


Minera San José.

SOCIEDAD MINERA SAN JOSÉ


Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO





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.

132


Minera San José.


La tabla 9.21 muestra los resultados los resultados de las Clasificaciones Geomecánicas RMR y

GSI, obtenidos en la Sociedad Minera Seminario.


Minera Seminario.

SOCIEDAD MINERA SEMINARIO


Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO




94,76 100,00


94,76 100,00

10,50

4,67

38,59

46,24

5,22 5,27

18,87

70,63

0

10

20

30

40

50

60

70

80

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

Po

rcen

taje

(%

)

SOCIEDAD MINERA SAN JOSÉ

GSI RMR

133

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.


Minera Seminario.



obtenidos en la Sociedad Minera Semilla de Oro.



SOCIEDAD MINERA SEMILLA DE ORO


Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO


33,57 73,83 IV a Mala a Media 30,28 66,60 IV a Mala a Media

11,90 26,17 IV b Mala a Muy Mala 15,19 33,40 III b Media a Mala

45,48 100,00

45,48 100,00

66,05

33,95

5,28

60,77

33,95

0

10

20

30

40

50

60

70

Media a Buena Media a Mala Mala a Media

III a III b IV a

Po

rcen

taje

(%

)

SOCIEDAD MINERA SEMINARIO

GSI RMR

134


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.





Los Tres Ángeles, se muestran en la tabla 9.23.

73,83

26,17

33,40

66,60

0

10

20

30

40

50

60

70

80

Media a Mala Mala a Media Mala a Muy Mala

III b IV a IV b

Po

rcen

taje

(%

)

SOCIEDAD MINERA SEMILLA DE ORO

GSI RMR

135


Minera Los Tres Ángeles.

SOCIEDAD MINERA LOS TRES ÁNGELES


Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO





106,63 100,00


106,63 100,00


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).


Minera Los Tres Ángeles.

61,19

25,98

12,82 11,45

65,60

18,26

4,69

0

10

20

30

40

50

60

70

Media a Buena Media a Mala Mala a Media Mala a Muy Mala

III a III b IV a IV b

Po

rcen

taje

(%

)

SOCIEDAD MINERA LOS TRES ÁNGELES

GSI RMR

136



GSI, obtenidos en la Sociedad Minera El Santísimo.


Minera El Santísimo.

SOCIEDAD MINERA EL SANTÍSIMO


Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO


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


86,68 100,00

86,68 100,00

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.


Minera El Santísimo.

25,67

19,61

30,45

24,27

31,43

6,92

44,38

17,26

0,00

5,00

10,00

15,00

20,00

25,00

30,00

35,00

40,00

45,00

50,00

Buena a Media Media a Buena Media a Mala Mala a Media

II b III a III b IV a

Po

rcen

taje

(%

)

SOCIEDAD MINERA EL SANTÍSIMO

GSI RMR

137



obtenidos en la Sociedad Minera El Cisne - El Cedro.



SOCIEDAD MINERA EL CISNE - EL CEDRO


Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO




3,98 3,17 IV b Mala a Muy Mala 125,60 100,00

125,60 100,00


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.



48,55 48,28

3,17

63,08

36,92

0,00

10,00

20,00

30,00

40,00

50,00

60,00

70,00

Media a Mala Mala a Media Mala a Muy Mala

III b IV a IV b

Po

rcen

taje

(%

)

SOCIEDAD MINERA EL CISNE - EL CEDRO

GSI RMR

138



Dios con su Poder, se muestran en la tabla 9.26.


Minera Dios con su Poder.

SOCIEDAD MINERA DIOS CON SU PODER


Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO






132,61 100,00


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).

139


Minera Dios con su Poder.



GSI, obtenidos en la Sociedad Minera El Faraón.


Minera El Faraón.

SOCIEDAD MINERA EL FARAÓN


Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO


59,61 29,19 II b Buena a Media 5,22 2,56 II a Buena a Muy

Buena




204,21 100,00


204,21 100,00

10,59

46,96

11,66

30,79

13,35

50,46

36,19

0,00

10,00

20,00

30,00

40,00

50,00

60,00

Media a Buena Media a Mala Mala a Media Mala a Muy Mala

III a III b IV a IV b

Po

rcen

taje

(%

)

SOCIEDAD MINERA DIOS CON SU PODER

GSI RMR

140


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.


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

29,19

26,14

30,81

13,85

2,56

32,25

36,32

23,98

4,90

0

5

10

15

20

25

30

35

40

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

Po

rcen

taje

(%

)

SOCIEDAD MINERA EL FARAÓN

GSI RMR

141

(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.

Profundidad

Diferencia

Mediciones

Febrero -

Abril

Diferencia

Mediciones

Abril - Mayo

Diferencia

Mediciones

Mayo -

Junio

Diferencia

Mediciones

Junio - Julio

Diferencia

Mediciones

Julio -

Agosto Observaciones

(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.

142

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


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.

143

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

144

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


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


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


145

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.


Tabla 9.32: Variación de desplazamiento en el punto de control PM - T7, sector El Tierrero, entre los meses



Meses Norte Este Elevación

Julio 2012 - Junio 2012 ---- ---- ----

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

Jul 12 -

Jun 12

Ago 12

- Jul 12

Sep 12

- Ago 12

Oct 12

- Sep 12

Nov 12

- Oct 12

Feb 13

- Nov 12

Abr 13

- 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

-0,500

-0,400

-0,300

-0,200

-0,100

0,000

0,100

0,200 M

ov

imie

nto

(m

)


146

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


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.


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

Jul 12 -

Jun 12

Ago 12 -

Jul 12

Sep 12

- Ago 12

Oct 12

- Sep 12

Nov 12

- Oct 12

Feb 13 -

Nov 12

Abr 13

- Feb 13

May 13

- Abr 13

Jun 13

- May 13

Jul 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

-0,6

-0,5

-0,4

-0,3

-0,2

-0,1

0

0,1

0,2

Mo

vim

ien

to (

m)


147

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.

148

Tabla 9.33: Movimiento acumulado en cota, en el punto de control PM - T8, sector El Tierrero.


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




Jul 12 -

Jun 12

Ago 12

- Jul 12

Sep 12

- Ago

12

Oct 12

- Sep

12

Nov 12

- Oct

12

Feb 13

- Nov

12

Abr 13

- Feb

13

May 13

- Abr

13

Jun 13 -

May 13

Jul 13 -

Jun 13

Ago 13

- Jul 13

Movimiento 0,014 0,097 0,119 0,117 0,118 0,394 0,837 0,985 0,879 0,903 0,893

0,000

0,200

0,400

0,600

0,800

1,000

1,200

Mo

vim

ien

to (

m)

MOVIMIENTO ACUMULADO PM - T8

149


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.


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


150



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.


La figura 9.32, muestra la curva y ecuación exponencial para el punto de control PM -T8.

Jul 12 -

Jun 12

Ago 12

- Jul 12

Sep 12 -

Ago 12

Oct 12 -

Sep 12

Nov 12

- Oct 12

Feb 13 -

Nov 12

Abr 13 -

Feb 13

May 13

- Abr 13

Jun 13 -

May 13

Jul 13 -

Jun 13

Ago 13

- Jul 13

Movimiento 0,000 0,025 0,036 0,040 0,043 0,349 0,775 0,916 0,756 0,761 0,737

0,000

0,100

0,200

0,300

0,400

0,500

0,600

0,700

0,800

0,900

1,000 M

ov

imie

nto

(m

)

Movimiento Acumulado PM - T7

151

Figura 9.32: Curva y ecuación exponencial en el punto de control PM - T8, sector El Tierrero.



La figura 9.33, indica la curva y ecuación exponencial para el punto de control PM -T7.

Jul 12 -

Jun 12

Ago 12

- Jul 12

Sep 12

- Ago

12

Oct 12

- Sep

12

Nov 12

- Oct

12

Feb 13

- Nov

12

Abr 13

- Feb

13

May 13

- Abr

13

Jun 13 -

May 13

Jul 13 -

Jun 13

Ago 13

- Jul 13

Movimiento 0,014 0,097 0,119 0,117 0,118 0,394 0,837 0,985 0,879 0,903 0,893

y = 0,0272e0,3811x

0,000

0,200

0,400

0,600

0,800

1,000

1,200

1,400

1,600

1,800

2,000 M

ov

imie

nto

(m

)

ECUACIÓN EXPONENCIAL PM - T8

152

Figura 9.33: Curva y ecuación exponencial en el punto de control PM - T7, sector El Tierrero.


c) Cálculo matemático


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 z = 0,3811

Ago 12 -

Jul 12

Sep 12 -

Ago 12

Oct 12 -

Sep 12

Nov 12 -

Oct 12

Feb 13 -

Nov 12

Abr 13 -

Feb 13

May 13 -

Abr 13

Jun 13 -

May 13

Jul 13 -

Jun 13

Ago 13 -

Jul 13

Movimiento 0,025 0,036 0,040 0,043 0,349 0,775 0,916 0,756 0,761 0,737

y = 0,0164e0,4635x

0,000

0,200

0,400

0,600

0,800

1,000

1,200

1,400

1,600

1,800 M

ov

imie

nto

(m

)

Ecuación Exponencial PM - T7

153

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.


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):

154

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 m3;

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

155

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 d80 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

Ángulo de talud para los bancos en liquidación 65 (°) grados

156

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.


Diámetro de perforación 3 pulg

Longitud de perforación (incluido sobreperforación) 11,90 m

Burden 3 m

Espaciamiento 3,50 m

Perforación específica 0,13 m/m3

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.

157

Figura 9.34: Vista en planta del diagrama de perforación propuesto.

158

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.


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.

159

Figura 9.36: Secuencia de encendido de los fulminantes No eléctricos.

160

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.

161

Tabla 10.1: Cálculo del costo por mano de obra (salario por hora), en función al cargo que ocupa.

Parámetros de Cálculo Unidades Ing. de

Minas Topógr.

Superv.

de

proyecto

Oper. de

Track drill

(Perforista)

Oper. de

Excavadora

Oper. de

Pala

Cargadora

Cond. de

Volqueta Explosivista

Ayud.de

Explosivista Bodeguero Mecánico Soldador Cadenero

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

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 $ / 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

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) 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

SN * fm $ / 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

Décimo tercero $ / 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

Décimo cuarto $ / 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

Aporte patronal $ / año 2245,32 1603,80 1443,42 1315,12 1315,12 1315,12 1315,12 962,28 801,90 898,13 962,28 962,28 513,22

$ / 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

Fondo de reserva $ / 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

Salario real $ / 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

Salario por hora $ / 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

162

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.

Función 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

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

163

10.2.1. Track drill

1. Datos de la maquinaria

Track drill ATLAS COPCO ECM 590RR

2. Costos de propiedad

2.1. Depreciación:

2.2. Costo de capital:

*I.M.A.- Inversión media anual

a) Potencia 220 hp

b) Tipo de energía (combustible) Diesel

c) Valor original (Vo) 500000 USD.

d) Valor residual (Vr) 200000 USD.

e) Valor a depreciar (Vd) 300000 USD.

f) Neumáticos (Tren de rodaje):

Precio 20000 USD.

Vida útil 5000 h

g) Aditamentos de recambio:

Precio 1000 USD.

Vida útil 1000 h

h) Condiciones de utilización 1,1

i) Vida útil

(Vu) 30000 h

(n) 15 años

j) Interés anual del capital (i) 11,16%

k) Seguros (s) 2%

164

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:

165

TOTAL COSTOS DE OPERACIÓN: 66,99 $/h

4. Costos de propiedad + costos de operación

5. Gastos generales

6. Costo total unitario

166

10.2.2. Excavadora


Excavadora CATERPILLAR 330DL

a) Potencia 268 hp





f) Neumáticos (Tren de rodaje):

Precio 20000 USD.

Vida útil 5000 h


Precio 1000 USD.

Vida útil 1000 h


i) Vida útil

(Vu) 24000 h

(n) 12 años


k) Seguros (s) 2%


2.1. Depreciación:


167






3.3. Costo tren de rodaje:




168



5. Gastos generales


169

10.2.3. Pala cargadora


Pala Cargadora CATERPILLAR 980H

a) Potencia 318 hp





f) Neumáticos:

Precio 15000 USD.

Vida útil 4000 h


Precio 1000 USD.

Vida útil 1000 h


i) Vida útil

(Vu) 20000 h

(n) 10 años


k) Seguros (s) 2%


2.1. Depreciación:


170






3.3. Costo neumáticos:




171



5. Gastos generales


172

10.2.4. Volquetas


Volqueta HINO SERIE 700 MODELO 2841

a) Potencia 410 hp





f) Neumáticos:

Precio 7000 USD.

Vida útil 4000 h


Precio 1000 USD.

Vida útil 1000 h


i) Vida útil

(Vu) 20000 h

(n) 10 años


k) Seguros (s) 2%


2.1. Depreciación:


173






3.3. Costo neumáticos:




174



5. Gastos generales


175

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.

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

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.

176

TOPOGRAFÍA PARA EL REPLANTEO DE NIVELES Y BANCOS

1. Costos Directos

A. Mano de obra

N°

Incidencia

en la

actividad

Personal

Costo

por hora

($/h)

Salario

real

($/h)

Rendimiento

(ha/h)

Costo

Unitario

($/ha)

1 10% Ing. de Minas 11,58 1,16 0,25 4,63

1 33,33% Supervisor de proyecto 7,51 2,50 0,25 10,01

1 100,00% Topógrafo 8,32 8,32 0,25 33,28

2 100,00% Cadeneros 5,58 5,58 0,25 22,32

Total 70,24

B. Equipo

Descripción Costo por hora

($/h)

Rendimiento

(ha/h)

Costo Unitario

($/ha)

Estación Total 6,00 0,25 24,00

Prismas y accesorios de topografía 1,50 0,25 6,00

Herramienta menor 0,25 0,25 1,00

Total 31,00

C. Materiales

Descripción Unidades

Precio

unitario

($/u)

Cantidad

(unidad/ha)

Costo

Unitario

($/ha)

Señalización - Spray unidades 2,50 0,50 1,25

Mojones unidades 5,00 3,00 15,00

Libreta unidades 3,00 0,05 0,15

Varios unidades 1,00 1,00 1,00

Total 17,40

Costos Directos ($/ha) 118,64

2. Costos Indirectos


Costo

Unitario

($/ha)

Administrativos 10% 11,86

Varios + imprevistos 3% 3,56

Costos Indirectos ($/ha) 15,42

3. Costos Unitario Total

Costo Unitario ($/ha) 134,07

177

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°

Incidencia

en la

actividad

Personal

Costo por

hora

($/h)

Salario

real

($/h)

Rendimiento

(m perf/h)

Costo

Unitario

($/m perf)

1 10% Ing. de Minas 11,58 1,16 30,75 0,04


Total 0,12

B. Equipo


($/h)

Rendimiento

(m perf/h)

Costo Unitario

($/m perf)

Track drill ATLAS COPCO ECM 590RR 96,27 30,75 3,13


Total 3,14

C. Materiales

Descripción Unidades Precio unitario

($/u)

Vida útil

(m perf/u)

Costo Unitario

($/m perf)

Barrenos de 3,60 m (4) unidades 5808,80 1200 4,84

Brocas de 3´´ unidades 848,00 600 1,41

Chuck unidades 1452 2000 0,73

Shank unidades 1452 2000 0,73

Acoples unidades 1452 1200 1,21

Total 8,92

Costos Directos ($/m perf) 12,17

178


Descripción Unidades Costo Unitario

($/m perf)



Costos Indirectos ($/m perf) 1,58


Costo Unitario ($/m perf) 13,76

179

VOLADURA (Sin presencia de agua)

1. Costos Directos

A. Mano de obra

N°

Incidencia

en la

actividad

Personal Costo por

hora ($/h)

Salario real

($/h)

Rendimiento

(m carg/h)

Costo

Unitario

($/m carg)

1 10% Ing. de Minas 11,58 1,16 249,90 0,0046


1 100% Explosivista 5,07 5,07 249,90 0,0203

2 100% Ayudante de Explosivista 8,52 8,52 249,90 0,0341

Total 0,0690

B. Equipo


($/h)

Rendimiento

(m carg/h)

Costo Unitario

($/m carg)


Total 0,0003

C. Materiales


Precio

unitario

($/u)

Cantidad

(unidad/pega)

Cantidad

(u/m carg)

Costo

Unitario

($/m

carg)

Fulminante N° 8 unidades 0,26 1,00 0,005 0,0014

Mecha de seguridad m 0,26 1,50 0,008 0,0021

Fulminante No eléctrico (FANEL 15 m) unidades 6,33 21 0,112 0,7112

Cordón detonante m 0,31 48 0,257 0,0796

Booster APD 450 2P kg 13,98 21 0,112 1,5708

ANFO kg 1,29 910,17 4,870 6,2821

Total 8,6472

Costos Directos ($/m carg) 8,7165



($/m carg)



Costos Indirectos ($/m carg) 1,1332


Costo Unitario ($/m carg) 9,8497

180

VOLADURA (Con presencia de agua)

1. Costos Directos

A. Mano de obra

N°

Incidencia

en la

actividad

Personal Costo por

hora ($/h)

Salario real

($/h)

Rendimiento

(m carg/h)

Costo

Unitario

($/m carg)

1 10% Ing. de Minas 11,58 1,16 249,90 0,0046


1 100% Explosivista 5,07 5,07 249,90 0,0203

2 100% Ayudante de Explosivista 8,52 8,52 249,90 0,0341

Total 0,0690

B. Equipo


($/h)

Rendimiento

(m carg/h)

Costo Unitario

($/m carg)


Total 0,0003

C. Materiales


Precio

unitario

($/u)

Cantidad

(unidad/pega)

Cantidad

(u/m

carg)

Costo

Unitario

($/m carg)

Fulminante N° 8 unidades 0,26 1,00 0,005 0,0014

Mecha de seguridad m 0,26 1,50 0,008 0,0021

Fulminante No eléctrico (FANEL 15 m) unidades 6,33 21 0,112 0,7112

Cordón detonante m 0,31 48 0,257 0,0796

Booster APD 450 2P kg 13,98 2 0,112 1,5708

Emulsen 720 (2½´´ x 16´´) kg 3,96 910,17 4,870 19,2845

Total 21,6496

Costos Directos ($/m carg) 21,7190



($/m carg)



Costos Indirectos ($/m carg) 2,8235


Costo Unitario ($/m carg) 24,5424

181

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°

Incidencia

en la

actividad

Personal Costo por

hora ($/h)

Salario

real ($/h)

Rendimiento

(m3/h)

Costo

Unitario

($/m3)

1 10% Ing. de Minas 11,58 1,16 223,09 0,005


Total 0,016

B. Equipo


($/h)

Rendimiento

(m3/h)

Costo Unitario

($/m3)

Pala Cargadora CATERPILLAR 980H 103,22 223,09 0,4627


Total 0,4638

C. Materiales


($/u)

Rendimiento

(m3/h)

Costo Unitario

($/m3)

Varios global 1,00 223,09 0,004

Total 0,004

Costos Directos ($/m3) 0,485



($/m3)



Costos Indirectos ($/m3) 0,063


Costo Unitario ($/m3) 0,548

182

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°

Incidencia

en la

actividad

Personal Costo por

hora ($/h)

Salario

real ($/h)

Rendimiento

(m3/h)

Costo

Unitario

($/m3)

1 10% Ing. de Minas 11,58 1,16 223,09 0,01


Total 0,02

B. Equipo


($/h)

Rendimiento

(m3/h)

Costo Unitario

($/m3)

Volqueta HINO SERIE 700 MODELO 2841 (5) 572,00 223,09 2,56

Herramienta menor (5) 1,25 223,09 0,01

Total 2,57

C. Materiales


($/u)

Rendimiento

(m3/h)

Costo Unitario

($/m3)

Varios global 1,00 223,09 0,004

Total 0,004




($/m3)






183

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°

Incidencia

en la

actividad

Personal Costo por

hora ($/h)

Salario

real ($/h)

Rendimiento

(m3/h)

Costo

Unitario

($/m3)

1 10% Ing. de Minas 11,58 1,16 223,09 0,005


Total 0,016

B. Equipo


($/h)

Rendimiento

(m3/h)

Costo Unitario

($/m3)

Excavadora CATERPILLAR 330DL (3) 289,41 223,09 1,297

Herramienta menor (3) 0,75 223,09 0,003

Total 1,301

C. Materiales


($/u)

Rendimiento

(m3/h)

Costo Unitario

($/m3)

Varios global 1,00 223,09 0,004

Total 0,004




($/m3)






184

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.

Actividad 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 m

3 977,50 0,517 0,14

Transporte 2,93 $ / m3 1784,72 m

3 5224,32 2,764 0,77

Acopio o apilamiento 1,493 $ / m3 1784,72 m

3 2665,18 1,410 0,39

Total ($) 14148,20 7,49 2,09

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.

Actividad 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

(en presencia de agua) 24,5424 $ / m carg 186,90 m carg 4586,98 2,427 0,68

Carguío 0,548 $ / m3 1784,72 m

3 977,50 0,517 0,14

Transporte 2,93 $ / m3 1784,72 m

3 5224,32 2,764 0,77

Acopio o apilamiento 1,493 $ / m3 1784,72 m

3 2665,18 1,410 0,39

Total ($) 16894,28 8,94 2,50

185

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); m

3/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.

186

Figura 10.1: Gráfico calendario.

Mes 1 Mes 2 Mes 3 Mes 4 Mes 5 Mes 6 Mes 7 Mes 8 Mes 9 Mes 10 Mes 11 Mes 12

Mat. extraído por mes 57456,00 57456,00 57456,00 57456,00 57456,00 57456,00 57456,00 57456,00 57456,00 57456,00 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

57456,00 57456,00 57456,00 57456,00 57456,00 57456,00 57456,00 57456,00 57456,00 57456,00 57456,00

26513,126

57456,00

114912,00

172368,00

229824,00

287280,00

344736,00

402192,00

459648,00

517104,00

574560,00

632016,00

658529,126

0,00

100000,00

200000,00

300000,00

400000,00

500000,00

600000,00

700000,00

Volu

men

de m

ate

ria

l a

rem

ov

erse

(m

3)

Gráfico - Calendario

187

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 VALOR UNIDAD

Peso específico 3,58 gr/cm3

Peso volumétrico 3,50 gr/cm3

Coeficiente de esponjamiento 1,40 u

Ángulo de talud natural 43 (°) grados

Compresión uniaxial 69,82 Mpa

711,99 kg/cm2

Ángulo de resistencia interna de la roca 82,01 (°) grados

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:



Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO





108,86 100


108,86 100,00

188



Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO






81,59 100,00

81,59 100,00



Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO




94,76 100,00


94,76 100,00



Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO



11,90 26,17 IV b Mala a Muy Mala 15,19 33,40 III b Media a Mala

45,48 100,00

45,48 100,00



Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO





106,63 100,00


106,63 100,00



Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO


22,25 25,67 II b Buena a Media 27,25 31,43 II b Buena a Media




86,68 100,00

86,68 100,00

189



Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO





125,60 100,00



Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO






132,61 100,00



Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO Longitud

(m)

Porcentaje

(%)

RMR

MODIFICADO


59,61 29,19 II b Buena a Media 5,22 2,56 II a Buena a Muy

Buena




204,21 100,00


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:

Coordenadas

Código X Y Z Tipo de Movimiento

De - 22 745629 9550036 1955 Traslacional

De - 8 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

190

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 Profundidad

(m)

Elongación

(mm)

Profundidad

(m)

Compresión

(mm)

ST - 1

5 0,52 8 -0,91

7 23,34 10 -1,77

11 1,01 12 -0,92

13 4,41

ST - 2 Eliminada

ST - 3 Eliminada

ST - 4

1 25,29

2 -23,69 3 0,85

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 PERFIL PT-2 PERFIL PT-3

Área de la zona potencialmente inestable 1657,09 m2 767,08 m

2 8640,12 m

2

Área del alcance de la zona de deslizamiento 877,24 m2 2592,40 m

2 1272,51 m

2

Factor de seguridad 1,179 0,959 0,549

Volumen potencial de deslizamiento 165709 m3 57531 m

3 432006 m

3

191

La estabilización del sector El Tierrero, debería realizarse mediante el sistema de bancos

(terraceo), diseño minero que tendría las siguientes características geométrico-estructurales:


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

Ancho de bermas 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

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 3 pulg

Longitud de perforación (incluido

sobreperforación) 11,9 m

Burden 3 m

Espaciamiento 3,5 m

Perforación específica 0,13 m/m3

Parámetros de Voladura 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

Carga específica 0,38 kg/m3

Sistema de iniciación Fulminantes No eléctricos

(MS)

Retardo entre barrenos 25 ms

Retardo entre filas 50 ms

192

Tipo de Explosivos

Booster APD 450 2P Iniciador

ANFO (medio sin presencia de agua) Carga de fondo y

columna

Emulsen 720 (2½´´ x 16´´) (medio

con presencia de agua)

Carga de fondo y

columna

Tiempo de Ejecución del Proyecto 11,45 meses

Costo total

por pega

Costo Total

por m3

Costo Total

por ton

Para un medio sin presencia de agua 14148,20 7,49 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:


SECTOR NÚMERO DE MUESTRAS LEY DE AU PONDERADO

(gr Au/ton)




SECTOR NÚMERO DE MUESTRAS LEY DE AU PONDERADO

(gr Au/ton)



193

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 minero-

geométricos 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.

194

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 .

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Fadeev, A. e. (1987). Seismic Control of Mine Quarry Blasting in the USSR. 6th. I.S.R.M.

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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).

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195

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.

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Hungr, O., Evans, S., Bovis, M., & Hutchinson, J. (2001). Review of the classification of

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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.

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Wieczorek, G. F. (1996). Landslide Triggering Mechanisms in Landslides - Investigations and

Mitigation. Washington D.C.

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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

198

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.

http://es.wikipedia.org/wiki/Tabla_peri%C3%B3dica_de_los_elementos

199

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.

http://es.wikipedia.org/wiki/M%C3%A1quina

http://es.wikipedia.org/wiki/Neum%C3%A1tico

http://es.wikipedia.org/wiki/Tractor_oruga

http://es.wikipedia.org/wiki/Chasis

200

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.

201

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.

202

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.

203

ANEXOS DEL CAPÍTULO II

ANEXO 2.1.- CONCESIÓN NAMBIJA

204

ANEXO 2.2.- VÍAS DE ACCESO A

NAMBIJA

205

ANEXOS DEL CAPÍTULO IV

ANEXO 4.1.- MAPA GEOLÓGICO DE

NAMBIJA

206

ANEXO 4.2.- MAPA ESTRUCTURAL

DE NAMBIJA

207

ANEXO 4.3.- RESULTADOS DE LOS

ANÁLISIS ICP (MUESTRAS

SUPERFICIALES)

208


ANÁLISIS ICP (MUESTRAS INTERIOR

MINA)

209

ANEXOS DEL CAPÍTULO V


ENSAYOS DE PESO ESPECÍFICO

210


ENSAYOS DE COMPRESIÓN

UNIAXIAL

211

ANEXO 5.3.- UBICACIÓN DE LAS

SOCIEDADES MINERAS PARA EL

ESTUDIO GEOMECÁNICO

212

ANEXO 5.4.- ESTEREOGRAMAS

(RESULTADOS DIPS)

213

ANEXO 5.5.- FAMILIAS DE

DISCONTINUIDADES RESULTANTES

DE CADA SOCIEDAD MINERA

214

ANEXO 5.6.- REGISTRO DE LA

CALIDAD DEL MACIZO ROCOSO DE

LAS SOCIEDADES MINERAS

MEDIANTE LA CLASIFICACIÓN RMR

215

ANEXO 5.7.- CORRECCIÓN POR

ORIENTACIÓN DE LA CALIDAD DEL

MACIZO ROCOSO MEDIANTE LA

CLASIFICACIÓN RMR

216

ANEXO 5.8.- RESULTADOS DE LA

CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA DE

BIENIAWSKI (RMR)

217

ANEXO 5.9.- RESULTADOS DE LA

CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA GSI

218

ANEXOS DEL CAPÍTULO VI

ANEXO 6.1.- MAPA DE UBICACIÓN DE

LOS FENÓMENOS DE REMOCIÓN EN

MASA

219

ANEXO 6.2.- MAPA DE PENDIENTES

DEL SECTOR EL TIERRERO -

NAMBIJA

220

ANEXO 6.3.- UBICACIÓN DE LOS

SONDEOS MONITOREADOS CON EL

EXTENSÓMETRO INCREMENTAL

INCREX

221


PUNTOS MONITOREADOS CON EL

GPS EN MODO DIFERENCIAL

222

ANEXO 6.5.- DATOS RECOLECTADOS

DE LOS PUNTOS DE CONTROL

UBICADOS EN EL SECTOR EL

TIERRERO ENTRE JUNIO 2012 A

AGOSTO 2013

223

ANEXOS DEL CAPÍTULO VII


PERFILES DE ESTUDIO DE

SUPERFICIES DE DESLIZAMIENTO

224

ANEXO 7.2.- PERFILES Y

SUPERFICIES RESULTANTES DEL

ANÁLISIS DE ESTABILIDAD

225

ANEXOS DEL CAPÍTULO VIII

ANEXO 8.1.- CATÁLOGO DEL TRACK

DRILL

226

ANEXO 8.2.- CATÁLOGO DE LA

EXCAVADORA

227

ANEXO 8.3.- CATÁLOGO DE LA PALA

CARGADORA

228

ANEXO 8.4.- CATÁLOGO DE LA

VOLQUETA

229

ANEXOS DEL CAPÍTULO IX

ANEXO 9.1.- INTERPOLACIÓN DE LA

CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA

RMR

230

ANEXO 9.2.- INTERPOLACIÓN DE LA

CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA GSI

231

ANEXO 9.3.- MOVIMIENTO

PRODUCIDO EN LOS PUNTOS DE

MONITOREO, SECTOR EL TIERRERO

ENTRE JUNIO 2012 A AGOSTO 2013

232

ANEXO 9.4.- VOLUMEN DE

MATERIAL A REMOVERSE

233

ANEXO 9.5.- VISTA EN PLANTA DEL

TERRENO ORIGINAL - NAMBIJA

234

ANEXO 9.6.- VISTA ISOMÉTRICA DEL

TERRENO ORIGINAL - NAMBIJA

235

ANEXO 9.7.- VISTA EN PLANTA DEL

DISEÑO DE ESTABILIZACIÓN DE

TALUDES EN EL SECTOR EL

TIERRERO - NAMBIJA

236

ANEXO 9.8.- VISTA ISOMÉTRICA DEL

DISEÑO DE ESTABILIZACIÓN DE

TALUDES EN EL SECTOR EL

TIERRERO - NAMBIJA

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