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
UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR
FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS, PETRÓLEOS Y AMBIENTAL
CARRERA DE INGENIERÍA DE MINAS
ESTABILIZACIÓN DE TALUDES EN EL SECTOR "EL TIERRERO" DE LA MINA
NAMBIJA.
Trabajo de Grado presentado como requisito parcial para optar el Título de Ingeniero de Minas
Grado Académico de Tercer Nivel
PABLO JULIAN LEÓN PEÑAFIEL
E-mail: [email protected]
TUTOR: ING. VITERBO ADÁN GUZMÁN GARCÍA
Quito, mayo 2015
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.
Pablo Julian León Peñafiel
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.
Pablo Julian León Peñafiel
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
Tabla 9.3: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera
Seminario. ..................................................................................................................................... 110
Tabla 9.4: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera
Semilla de Oro. ............................................................................................................................. 111
Tabla 9.5: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Los
Tres Ángeles. ................................................................................................................................ 112
Tabla 9.6: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera El
Santísimo. ..................................................................................................................................... 113
Tabla 9.7: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera El
Cisne - El Cedro. ........................................................................................................................... 115
Tabla 9.8: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Dios
con su Poder. ................................................................................................................................. 116
Tabla 9.9: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera El
Faraón. .......................................................................................................................................... 117
Tabla 9.10: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera
Génesis I. ...................................................................................................................................... 119
Tabla 9.11: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera San
José. .............................................................................................................................................. 120
Tabla 9.12: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera
Seminario. ..................................................................................................................................... 121
Tabla 9.13: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera
Semilla de Oro. ............................................................................................................................. 122
Tabla 9.14: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Los
Tres Ángeles. ................................................................................................................................ 123
XV
Tabla 9.15: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera El
Santísimo. ..................................................................................................................................... 124
Tabla 9.16: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera El
Cisne - El Cedro. ........................................................................................................................... 126
Tabla 9.17: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Dios
con su Poder. ................................................................................................................................. 127
Tabla 9.18: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera El
Faraón. .......................................................................................................................................... 128
Tabla 9.19: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI -
Sociedad Minera Génesis I. ........................................................................................................... 130
Tabla 9.20: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI -
Sociedad Minera San José. ............................................................................................................ 131
Tabla 9.21: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI -
Sociedad Minera Seminario. ......................................................................................................... 132
Tabla 9.22: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI -
Sociedad Minera Semilla de Oro. .................................................................................................. 133
Tabla 9.23: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI -
Sociedad Minera Los Tres Ángeles. .............................................................................................. 135
Tabla 9.24: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI -
Sociedad Minera El Santísimo. ..................................................................................................... 136
Tabla 9.25: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI -
Sociedad Minera El Cisne - El Cedro. ........................................................................................... 137
Tabla 9.26: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI -
Sociedad Minera Dios con su Poder. ............................................................................................. 138
Tabla 9.27: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI -
Sociedad Minera El Faraón. .......................................................................................................... 139
Tabla 9.28: Deformaciones registradas durante los meses febrero - agosto de 2013 en el sondeo
ST-1. ............................................................................................................................................. 141
Tabla 9.29: Deformaciones registradas durante los meses febrero - abril de 2013 en el sondeo 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
los meses julio de 2012 y agosto de 2013. ..................................................................................... 145
Tabla 9.33: Movimiento acumulado en cota, en el punto de control PM - T8, sector El Tierrero. .....
...................................................................................................................................................... 148
Tabla 9.34: Movimiento acumulado en cota, en el punto de control PM - T7, sector El Tierrero. .....
...................................................................................................................................................... 149
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
Figura 9.3: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera
Seminario. ..................................................................................................................................... 110
Figura 9.4: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera
Semilla de Oro. ............................................................................................................................. 111
Figura 9.5: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Los
Tres Ángeles. ................................................................................................................................ 113
Figura 9.6: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera El
Santísimo. ..................................................................................................................................... 114
Figura 9.7: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera El
Cisne - El Cedro. ........................................................................................................................... 115
Figura 9.8: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Dios
con su Poder. ................................................................................................................................. 116
XVIII
Figura 9.9: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera El
Faraón. .......................................................................................................................................... 118
Figura 9.10: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera
Génesis I. ...................................................................................................................................... 119
Figura 9.11: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera San
José. .............................................................................................................................................. 120
Figura 9.12: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera
Seminario. ..................................................................................................................................... 121
Figura 9.13: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera
Semilla de Oro. ............................................................................................................................. 122
Figura 9.14: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Los
Tres Ángeles. ................................................................................................................................ 124
Figura 9.15: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera El
Santísimo. ..................................................................................................................................... 125
Figura 9.16: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera El
Cisne - El Cedro. ........................................................................................................................... 126
Figura 9.17: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Dios
con su Poder. ................................................................................................................................. 127
Figura 9.18: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera El
Faraón. .......................................................................................................................................... 129
Figura 9.19: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI -
Sociedad Minera Génesis I. ........................................................................................................... 130
Figura 9.20: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI -
Sociedad Minera San José. ............................................................................................................ 132
Figura 9.21: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI -
Sociedad Minera Seminario. ......................................................................................................... 133
Figura 9.22: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI -
Sociedad Minera Semilla de Oro. .................................................................................................. 134
Figura 9.23: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI -
Sociedad Minera Los Tres Ángeles. .............................................................................................. 135
Figura 9.24: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI -
Sociedad Minera El Santísimo. ..................................................................................................... 136
Figura 9.25: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI -
Sociedad Minera El Cisne - El Cedro. ........................................................................................... 137
Figura 9.26: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI -
Sociedad Minera Dios con su Poder. ............................................................................................. 139
Figura 9.27: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI -
Sociedad Minera El Faraón. .......................................................................................................... 140
Figura 9.28: Variación de desplazamiento en el punto de control PM - T8, sector El Tierrero, entre
los meses julio de 2012 y agosto de 2013. ..................................................................................... 145
XIX
Figura 9.29: Variación de desplazamiento en el punto de control PM - T7, sector El Tierrero, entre
los meses julio de 2012 y agosto de 2013. ..................................................................................... 146
Figura 9.30: Movimiento acumulado en cota, en el punto de control PM - T8, sector El Tierrero.
...................................................................................................................................................... 148
Figura 9.31: Movimiento acumulado en cota, en el punto de control PM - T7, sector El Tierrero.
...................................................................................................................................................... 150
Figura 9.32: Curva y ecuación exponencial en el punto de control PM - T8, sector El Tierrero. .......
...................................................................................................................................................... 151
Figura 9.33: Curva y ecuación exponencial en el punto de control PM - T7, sector El Tierrero. .......
...................................................................................................................................................... 152
Figura 9.34: Vista en planta del diagrama de perforación propuesto. .......................................... 157
Figura 9.35: Vista lateral (Corte A - A´) del diagrama de perforación propuesto. ....................... 158
Figura 9.36: Secuencia de encendido de los fulminantes No eléctricos. ...................................... 159
Figura 10.1: Gráfico calendario. .................................................................................................. 186
ÍNDICE DE MAPAS
Mapa 2.1: Ubicación político-administrativa de Nambija. ............................................................. 10
Mapa 4.1: Mapa Geológico del Distrito Minero Nambija. ............................................................. 20
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
UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR
FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS, PETRÓLEOS Y AMBIENTAL
CARRERA DE INGENIERÍA DE MINAS
ESTABILIZACIÓN DE TALUDES EN EL SECTOR "EL TIERRERO" DE LA MINA
NAMBIJA.
Autor: Pablo Julian León Peñafiel
Tutor: Ing. Adán Guzmán
Mayo 2015
RESUMEN DOCUMENTAL:
Tesis sobre: Estabilización de taludes en el sector "El Tierrero" de la mina Nambija. Objetivo
General: Diseñar un modelo de estabilización de taludes en el sector El Tierrero de la mina
Nambija. Hipótesis: ¿La estabilización de taludes en el sector El Tierrero de la mina Nambija,
permitirá solucionar el riesgo de deslizamientos al que están expuestos los habitantes de dicho
sector? Problema: En el sector El Tierrero se están generando grietas que podrían ocasionar un
deslizamiento similar al ocurrido en 1993, por lo cual el no plantear una solución de estabilización
de taludes pondrá en inminente riesgo a los habitantes de la zona. Marco Referencial: El sector El
Tierrero pertenece al Condominio Norte de Nambija el cual se encuentra ubicada en la parroquia
San Carlos de las Minas, cantón Zamora, provincia de Zamora Chinchipe, en la región Sur-Oriente
del Ecuador. Marco Metodológico: Recopilación de información geológica, geomecánica y
geodinámica de la zona de estudio, además de toma de muestras para la realización de ensayos con
el fin de determinar las propiedades físico-mecánicas del macizo rocoso. Marco Teórico: Geología
regional, local, estructural y del yacimiento, propiedades físico-mecánicas del macizo rocoso,
resistencia del macizo rocoso, características petrográficas del macizo rocoso, clasificación
geomecánica del macizo rocoso, procesos geodinámicos externos, determinación de la geodinámica
del sector El Tierrero, determinación del área de potencial deslizamiento, parámetros geométricos
del diseño, parámetros de perforación, parámetros de voladura, selección de maquinaria y equipo
para la estabilización de taludes, análisis de datos e interpretación de resultados, costos por mano
de obra, costos por maquinaria, costos por actividad, costo final. Conclusión General: Para el
diseño de estabilidad propuesto se definió lo siguiente: altura de los bancos deben ser de 10 m, 11
bancos en total, el ancho de las bermas debe ser 6,50 m, el ángulo de talud para los bancos en
liquidación es de 65°, el ángulo del borde de liquidación es de 41°; para efectuar el diseño
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
UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR
FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS, PETRÓLEOS Y AMBIENTAL
CARRERA DE INGENIERÍA DE MINAS
ESTABILIZACIÓN DE TALUDES EN EL SECTOR "EL TIERRERO" DE LA MINA
NAMBIJA.
Author: Pablo Julian León Peñafiel
Tutor: Ing. Adán Guzmán
May 2015
EXECUTIVE SUMMARY:
Thesis about: Stabilization of slopes in the area "El Tierrero" from the Nambija mine. General
Objective: Design a model for slope stabilization in the area El Tierrero from the Nambija mine.
Hypothesis: Does the slope stabilization in the area of El Tierrero from the Nambija mine solve the
landslide risk to which the area residents are exposed to? Problem: In the El Tierrero area are
forming cracks that could cause a similar slippage occurred in 1993, so, the solution of no planning
a slope stabilization poses an imminent risk to the inhabitants of the area. Referencial
Framework: The Tierrero area belongs to North Condo Nambija which is located in the parish of
San Carlos de las Minas, Canton Zamora, province of Zamora Chinchipe, in the South-East region
of Ecuador. Methodological Framework: Compilation of geological, geomechanical and
geodynamics of the study zone, in addition to sampling for testing in order to determine the
physical-mechanical properties of the rock mass. Theorical Framework: regional, local, structural
geology and the geological reservoir, physical-mechanical properties of the rock mass, rock mass
strength, petrographic characteristics of the rock mass, geomechanics classification of the rock
mass, external geodynamic processes, determining the geodynamics of the Tierrero’s zone,
determining the area of potential slip, geometric design parameters, drilling parameters, blasting
parameters, selection of machinery and equipment for slope stabilization, data analysis and
interpretation of results, costs of labor, equipment costs, costs per activity, final cost. General
Conclusion: The design of the proposed stability was defined as follows: bench height should be
10 m, 11 banks in total, the width of the berm must be 6.50 m, the angle of slope for banks in
liquidation 65 °, the angle of the edge of settlement 41 °; to achieve the proposed design drilling
and blasting were chosen for removal of material, which will be a total of 658,529.126 m3. General
Recommendation: Continue with the research by the competent institution of the rock mass
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
Fuente: Geología de Nambija Escala 1:2000; PRN - INIGEMM, 2013.
Los límites del sector Nambija (anexo 2.1), corresponden a un área de 59 ha, las cuales abarcan la
totalidad de sitios donde se desarrolla actividad minera.
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.
Fuente: Línea base ambiental del sector de Nambija; MAE, 2010.
Las especies animales identificadas en Nambija han sido varias, destacando sobre todo la presencia
de aves y mamíferos.
Aves como: paloma doméstica, garcilla estriada, gallinazo, gavilán campestre, colibrí jaspeado,
espatulilla común, urraca inca, gallo de la peña, picaflor franquiblanco, tangara dorada, gorrión
europeo, cuco ardilla, entre otras (fotografías 2.3 y 2.4).
a) b)
Fotografías 2.3 y 2.4: Especies de aves halladas en Nambija; a) Picaflor franquiblanco y b) Colibrí
jaspeado.
Fuente: Línea base ambiental del sector de Nambija; MAE, 2010.
Mamíferos como: raposa común, armadillo, guatusa, murciélago, venado, mono nocturno, conejo,
entre otros (fotografías 2.5 y 2.6).
15
Fotografías 2.5 y 2.6: Especies de murciélagos encontrados en Nambija.
Fuente: Línea base ambiental del sector de Nambija; MAE, 2010.
2.4.6. Aspectos socio-económicos de la población del área de estudio
Es menester recalcar que los aspectos sociales y económicos constituyen una parte fundamental al
analizar las condiciones generales de las actividades extractivas en general, ya que a partir de los
mismos se comprenden estructuras de pensamiento y paradigmas de percepción que organizan la
vida comunitaria y permiten la realización de las diferentes actividades laborales, en este caso del
trabajo en minería. Es fundamental mencionar, que estos factores repercuten en el desarrollo social
y económico de la minería en la comunidad de Nambija.
La importancia de la actividad minera en la zona aurífera de Nambija no solo radica en su tradición
histórica a partir del siglo XVI, sino que actualmente constituye la principal actividad económica
para el desarrollo de la vida de esta población, convirtiéndose en el sustento de la mayoría de
familias del sector, y contribuyendo a la satisfacción de necesidades básicas. La minería intensifica
la economía local generando fuentes de empleo, dinamiza otras actividades productivas como
negocios locales, restaurantes, tiendas, entre otras, mejorando en general, los niveles de
rentabilidad económica del sector.
A esta realidad puramente económica se suma el análisis de otros aspectos como el empleo, el
mejoramiento de calidad de vida en la comunidad, mejoramiento en los indicadores de desarrollo
humano en todo el sector, entre otros, que no se llegan a cumplir a pesar del movimiento
económico en el sector.
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.
Fuente: Geología de Nambija Escala 1:2000; PRN - INIGEMM, 2013.
4.2.2. Unidad Inferior
Aflora en el sector del Playón, entre las cascadas 1 y 2 y consiste de una secuencia de unos 50
metros de espesor, de intercalaciones de tobas masivas altamente estratificadas que se intercalan
con lutitas y areniscas de grano fino, con variable silicificación (fotografía 4.2).
22
Fotografía 4.2: Intercalaciones de lutitas de la Unidad Inferior.
Fuente: Geología de Nambija Escala 1:2000; PRN - INIGEMM, 2013.
4.2.3. Unidad Superior
Constituye la unidad principal que aloja la mineralización. Consiste de una compleja secuencia de
tobas, tobas de lapilli variablemente skarnificadas y brechas piroclásticas y epiclásticas. Parece
existir una secuencia de brechas y tobas de entre 10 y 30 metros (GOLDFIELDS, 1993).
La parte alta de la secuencia está dominada por tobas siliceas grises masivas algo epidotizadas que
se intercalan con brechas silicificadas, que se observan sobre los trabajos mineros más altos del
sector de Mapasingue (fotografía 4.3). La secuencia tiene unos 200 metros de potencia que
localmente aparenta ser mayor debido seguramente a los desplazamientos verticales en las fallas.
Fotografía 4.3: Intercalaciones de tobas skarnificadas de la Unidad Superior.
Fuente: Geología de Nambija Escala 1:2000; PRN - INIGEMM, 2013.
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
(Geología regional y local de Nambija, PRN - INIGEMM, 2012).
En el Distrito Minero Nambija se encuentran dos principales fases de alteración: skarnificación e
hidrotermalismo (silicificación, alteración potásica, propilitización).
Skarnificación.- Al igual que en los otros campos del distrito, las rocas favorables para la
skarnificación han sido las tobas de diferente granulometría. Dos estadías de skarnificación se
reconocen: la fase prógrada con el desarrollo de granditas y epidota, con un amplio espectro y
difusión y la fase retrograda con granate verde, andradita y diópsido, como minerales principales.
Cuarzo y hematita acompañan frecuentemente a esta última fase (Geología regional y local de
Nambija, PRN - INIGEMM, 2012).
Silicificación.- Es la alteración más frecuente y más extensamente desarrollada. Afecta a todas las
rocas, aunque está mejor desarrollada en las tobas finas masivas o en los sedimentos. No hay
evidencia para sugerir sí este proceso acompaña a la skarnificación o a la fase hidrotermal posterior
(Geología regional y local de Nambija, PRN - INIGEMM, 2012).
Alteración potásica.- Ocurre como parches o vetillas, principalmente en las rocas skarnificadas de
los sectores Mapasingue, El Playón y El Arco. De manera general está representado por la
asociación cuarzo – feldespato potásico, de color rosa con tonos variables de pálido a rojizo. Los
estudios refieren como adularia, sanidina u ortoclasa. La mayor parte es adularia que caracteriza a
una fase epitermal de baja sulfuración. A la alteración potásica se acompaña una sericitización y
caolinización que no han sido diferenciadas de las diferentes fases del hidrotermalismo (Geología
regional y local de Nambija, PRN - INIGEMM, 2012).
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
(Geología regional y local de Nambija, PRN - INIGEMM, 2012).
4.4.4. Recursos minerales disponibles en sector El Tierrero
Para la evaluación del yacimiento, se debe considerar la distribución errática de la mineralización
en este tipo de depósitos. Como se ha remarcado anteriormente la mineralización se concentra en
bolsonadas más o menos ricas y de tamaños variables donde los controles o metalotectos
constituyen las fallas y ciertos litotipos con ciertas condiciones de alteración.
Específicamente, la mineralización es errática y pasa de zonas de bonanza a zonas estériles en unos
pocos metros, lo cual dificulta la proyección del recurso más allá de unos pocos metros.
Cualquier evaluación de recursos de un depósito mineral debe tomar en cuenta la distribución real
de la mineralización en las tres dimensiones contemplando un muestreo uniforme, sistemático y
validado estadísticamente (Geología regional y local de Nambija, PRN - INIGEMM, 2012).
Para poder señalar los “recursos minerales potenciales”, estos han estado apoyados por muestreos
de roca superficial e interior mina, siendo guiadas por los trabajos existentes en el sector, razón por
la cual tienen una validez estadística limitada para una valoración real del yacimiento.
Las muestras de roca superficiales tomadas, se encuentran distribuidas en los siguientes sectores, y
se indican en la tabla 4.1.
Tabla 4.1: Distribución por sectores de los puntos de muestreo superficial.
MUESTRAS DE ROCA SUPERFICIAL
SECTOR NÚMERO DE MUESTRAS
El Tierrero I 13
El Tierrero II 13
El Arco 5
Las Brisas 18
Mapasingue 20
Quebrada Nambija 11
29
Los Cedros 4
TOTAL 84
Fuente: Geología de Nambija Escala 1:2000; PRN - INIGEMM, 2013.
Las muestras de roca recolectadas interior mina, se ubican en los siguientes sectores, y se muestra
en la tabla 4.2.
Tabla 4.2: Distribución por sectores de los puntos de muestreo interior mina.
MUESTRAS DE ROCA INTERIOR MINA
SECTOR NÚMERO DE MUESTRAS
El Tierrero I 92
El Tierrero II 29
La Olla 24
El Arco 37
Las Brisas 19
Mapasingue 144
Quebrada Nambija 14
El Playón 30
Mercado 41
TOTAL 430
Fuente: Geología de Nambija Escala 1:2000; PRN - INIGEMM, 2013.
De las muestras tomadas tanto en superficie como en interior mina, se realizaron ensayos de
copelación para determinar el contenido de Au, y así obtener una ley ponderada del mismo,
categorizándolo por sector, como se indican en las tablas 4.3 y 4.4 a continuación.
Tabla 4.3: Distribución por sectores de los puntos de muestreo superficial y datos de contenido de oro
ponderado.
MUESTRAS DE ROCA SUPERFICIAL
SECTOR NÚMERO DE
MUESTRAS
LEY DE AU
PONDERADO
(gr Au/ton)
El Tierrero I 13 0,4246
El Tierrero II 13 0,4123
El Arco 5 0,0420
Las Brisas 18 0,1172
30
Mapasingue 20 0,0975
Quebrada Nambija 11 0,0536
Los Cedros 4 0,0125
TOTAL 84 0,1970
Fuente: Geología de Nambija Escala 1:2000; PRN - INIGEMM, 2013.
Tabla 4.4: Distribución por sectores de los puntos de muestreo interior mina y datos de contenido de oro
ponderado.
MUESTRAS DE ROCA INTERIOR MINA
SECTOR NÚMERO DE
MUESTRAS
LEY DE AU
PONDERADO
(gr Au/ton)
El Tierrero I 92 0,7819
El Tierrero II 29 1,9527
La Olla 24 0,3345
El Arco 37 0,3384
Las Brisas 19 0,3933
Mapasingue 144 0,7160
Quebrada Nambija 14 0,0380
El Playón 30 0,8617
Mercado 41 0,1034
TOTAL 430 0,6733
Fuente: Geología de Nambija Escala 1:2000; PRN - INIGEMM, 2013.
Cabe destacar que los valores mencionados en las tablas 4.3 y 4.4 son un promedio general por
sector, sin embargo en El Tierrero I se encontró dos muestras de roca superficial que reflejaron los
valores más altos, dando una ley de Au de 2,88 gr Au/ton y 2,48 gr Au/ton, así mismo de las
muestras de roca interior mina se obtuvieron leyes de 16,52 gr Au/ton y 23,62 gr Au/ton,
ubicándose estas en El Tierrero II.
En el anexo 4.3 y 4.4 se presentan los resultados del análisis ICP (barrido de 55 elementos)
realizado en las muestras mencionadas anteriormente (exterior e interior mina respectivamente),
esto con el fin de conocer y determinar elementos de interés económico que pudiesen ser evaluados
en la mina Nambija.
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
Puntuación 20 15 10 8 5
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
Puntuación 6 4 2 1 0
Abertura Nada ˂ 0,1 m 0,1 - 1 mm 1 - 5 mm ˃ 5 mm
Puntuación 6 5 3 1 0
Rugosidad Muy rugosa Rugosa Ligeramente
rugosa Lisa Paredes Pulidas
Puntuación 6 5 3 1 0
Relleno - Resistencia Ninguno Relleno duro
˂ 5 mm Relleno duro
˃ 5 mm Relleno Blando
˂ 5 mm Relleno Blando
˃ 5 mm
Puntuación 6 4 2 1 0
Meteorización o
Interperismo Sana
Ligeramente
Alterada Moderadamente
Alterada Altamente
Alterada
Destruida o
Descompuesta
Puntuación 6 5 3 1 0
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
Puntuación 15 10 7 4 0
Efecto de la orientación del rumbo y buzamiento de las discontinuidades en los túneles y minas
Perpendicular a favor del
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
de
ox
idac
ión
, L
iger
amen
te a
bie
rta,
RE
GU
LA
R (
RE
SIS
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E
AL
TE
RA
DA
)
Dis
con
tinu
idad
es l
isas
, M
od
erad
amen
te a
lter
ada,
Lig
eram
ente
ab
iert
as.
PO
BR
E (
MO
DE
RA
DA
ME
NT
E R
ES
IST
EN
TE
Y M
OD
ER
AD
AM
EN
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TE
RA
DA
)
Su
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lid
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co
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nes
, M
uy
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Rel
len
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to o
con
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ento
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MU
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OB
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A, M
UY
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TE
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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
Nambija, PRN - INIGEMM, 2012).
En el sector El Tierrero, en la labor minera "El sol brilla para todos" y en los sectores aledaños a la
labor minera "Los Audaces", se observa erosión y desprendimiento de material detrítico de
diferentes dimensiones; lo cual provoca inestabilidad en los taludes y de esta manera se generan las
avalanchas, tal como se observa en las fotografías 6.2 y 6.3.
Fotografía 6.2: Talud inestable en la labor minera "Los Audaces".
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
Fuente: Informe final de Monitoreo de Zonas Susceptibles a Fenómenos de Remoción en Masa; PRN -
INIGEMM, 2013.
El mes de mayo de 2013 presentó la mayor cantidad de precipitaciones en el área de estudio
alcanzando 77,2 mm; los meses siguientes (junio y julio de 2013) mostraron los picos máximos de
precipitación en 24 horas, logrando en cada mes 21,8 mm como se ilustra en la figura 6.4 a
continuación.
59
Figura 6.4: Cantidad de precipitación en milímetros.
Fuente: Informe final de Monitoreo de Zonas Susceptibles a Fenómenos de Remoción en Masa; PRN -
INIGEMM, 2013.
Tomando en cuenta los valores registrados se puede observar que las precipitaciones en la zona van
de moderadas a fuertes, según la tabla de la precipitación en base a la intensidad (tabla 6.4)
presentada por la Agencia Estatal de Meteorología (AEMET).
Tabla 6.4: Clasificación de la precipitación según la intensidad.
CLASE INTENSIDAD MEDIA EN
UNA HORA (mm/h)
Débiles ≤ 2
Moderadas ˃ 2 y ≤ 15
Fuertes ˃ 15 y ≤ 30
Muy Fuertes ˃ 30 y ≤ 60
Torrenciales ˃ 60
Fuente: Agencia Estatal de Meteorología (AEMET) - España.
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.
Fuente: Informe final de Monitoreo de Zonas Susceptibles a Fenómenos de Remoción en Masa; PRN -
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.
Fuente: Informe final de Monitoreo de Zonas Susceptibles a Fenómenos de Remoción en Masa; PRN -
INIGEMM, 2013.
En la tabla 6.6, se resumen los registros obtenidos con el Extensómetro Incremental INCREX en el
sondeo ST-1.
Tabla 6.6: Resumen de los registros obtenidos con el Extensómetro Incremental INCREX en el sondeo ST-1.
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 ---- ---- ---- ----
Fuente: Informe final de Monitoreo de Zonas Susceptibles a Fenómenos de Remoción en Masa; PRN -
INIGEMM, 2013.
En el sondeo ST-2 (fotografía 6.14), durante la primera medición realizada en el mes de febrero, se
encontraron movimientos diferenciales y desprendimientos de material que afectaron al sondeo e
impidieron realizar los registros de la totalidad de la perforación. Solo se obtuvieron datos hasta 1,5
metros de profundidad, por lo que se tomó la decisión de eliminar este sondeo de los monitoreos.
Fotografía 6.14: Sondeo ST-2, ubicado en el sector El Tierrero.
Fuente: Informe final de Monitoreo de Zonas Susceptibles a Fenómenos de Remoción en Masa; PRN -
INIGEMM, 2013.
El sondeo ST-3 (fotografía 6.15), fue encontrado totalmente desplazado de su ubicación original al
realizar el primer monitoreo debido a desprendimientos de material, adicionalmente se verificó la
rotura de la tubería INCREX a una profundidad de 0,75 metros, por lo que también se tomó la
decisión de eliminarlo de la campaña de monitoreo.
65
Fotografía 6.15: Sondeo ST-3, afectado por el desprendimiento de material.
Fuente: Informe final de Monitoreo de Zonas Susceptibles a Fenómenos de Remoción en Masa; PRN -
INIGEMM, 2013.
En el sondeo ST-4 (fotografías 6.16 y 6.17), se evidenció un desplazamiento horizontal de la
plataforma del sondeo, además el sitio presentaba agrietamientos y movimientos diferenciales,
dando constancia de que corresponde a una zona activa. Por tal motivo solo se logró obtener
mediciones durante el mes de febrero y abril, hasta una profundidad de 7 metros.
Fotografías 6.16 y 6.17: Sondeo ST-4, desplazado horizontalmente de su posición original.
Fuente: Informe final de Monitoreo de Zonas Susceptibles a Fenómenos de Remoción en Masa; PRN -
INIGEMM, 2013.
En la tabla 6.7, se resumen los registros obtenidos con el Extensómetro Incremental INCREX en el
sondeo ST-4.
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
Fuente: Informe final de Monitoreo de Zonas Susceptibles a Fenómenos de Remoción en Masa; PRN -
INIGEMM, 2013.
Cabe destacar que las lecturas realizadas en los sondeos ST-1 y ST-4 durante la campaña de
monitoreo, muestran el cambio entre los marcadores metálicos, es decir sus deformaciones; sin
embargo con los datos obtenidos es casi imposible establecer un comportamiento de movimiento
total del macizo rocoso, por lo que los datos resultantes de estos monitoreos serán utilizados para
reforzar el análisis realizado con el GPS en modo diferencial.
6.2.2. Monitoreo con GPS en modo diferencial (DGPS)
El monitoreo con GPS en modo diferencial muestra los movimientos superficiales ocurridos en el
transcurso del tiempo, lo que permite determinar la dinámica de movimiento de los fenómenos de
remoción en masa y la dirección preferencial de los mismos. El resultado de cada monitoreo, es la
medición del desplazamiento que se produce en cada punto de control, los cuales son comparados
con la información de monitoreos anteriores, para conocer si existió movimiento en dicho punto
(Informe final de monitoreo de zonas susceptibles a fenómenos de remoción en masa, PRN -
INIGEMM, 2013).
Para la realización de los monitoreos con GPS en modo diferencial, se empleó el método de
medición estático, el cual permite una mayor exactitud en sus registros de medición, ya que al
permanecer decenas de minutos sobre cada punto de control, tendrá un mayor lapso de recepción
de mediciones.
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
Fuente: Informe final de Monitoreo de Zonas Susceptibles a Fenómenos de Remoción en Masa; PRN -
INIGEMM, 2013.
El GPS base fue nivelado y aplomado sobre un punto con coordenadas conocidas mencionadas
anteriormente, y al mismo tiempo se colocó otro GPS receptor, al cual se lo denominó "rover", el
cual también fue aplomado en cada punto de monitoreo. Para cada punto se realizó una sesión de
medición de un lapso mínimo de 15 minutos.
Para el análisis de los datos registrados en los diferentes puntos de control con el GPS en modo
diferencial, se tomó en cuenta los valores de tolerancia de precisión causados por la instalación de
equipos, tiempo atmosférico y posibles errores humanos admisibles (3 mm en horizontal y 5 mm en
vertical).
En el 2012 se implantó una red de monitoreo con un total de 18 puntos de control, sin embargo en
el transcurso de las mediciones periódicas se perdieron tres de ellas.
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
Hb.- Altura del banco; 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
Hb.- Altura del banco; m
7.2.8. Ángulo del banco en liquidación y ángulo del borde de liquidación
Para la determinación tanto del ángulo del banco en liquidación como del ángulo del borde de
liquidación, utilizaremos la tabla 7.2, indicada por Sosa (1989).
Tabla 7.2: Ángulos del banco en liquidación y ángulos del borde de liquidación.
COEFICIENTE DE
RESISTENCIA DE
PROTODIAKONOV
(f)
ÁNGULO DE
TALUD DE
LOS BANCOS
EN LA
LIQUIDACIÓN
DE LOS
BORDES DE
LA CANTERA
(°)
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
L.- Longitud 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
Bpr.- Burden o piedra práctica; m
Para reajustar el espaciamiento obtenido utilizamos las siguientes expresiones:
Donde:
*Ap.- Ancho de pega; m
E.- Espaciamiento; m
*El ancho de pega, se refiere al ancho de la malla de voladura, cuyo valor fue tomado para la
obtención de un volumen de roca volada de 1890 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
L.- Longitud de perforación; m
Bpr.- Burden o piedra práctica; m
H.- Altura del banco; m
Ap.- Ancho de pega; m
7.4. PARÁMETROS DE VOLADURA PARA LA EXTRACCIÓN DE LA ROCA DE LOS
BANCOS
7.4.1. Elección de la sustancia explosiva
Para seleccionar el tipo de explosivo idóneo a utilizar en voladuras de roca, es necesario conocer
las características más importantes de los mismos y a partir de ellas, optar por el explosivo más
conveniente de acuerdo al tipo de aplicación que se precise.
Las características básicas de los explosivos son:
Potencia explosiva
Poder rompedor
Velocidad de detonación
Densidad de encartuchado
Resistencia al agua
Sensibilidad
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.
Parámetros Unidad Especificación
Peso kg por saco 25
Densidad gr/cm3 0,88
Velocidad de detonación m/s 4100
Calor de explosión kcal/kg 941
Presión de detonación kbar 40
Volumen de gases lt/kg 975
Potencial kJ/kg 3935
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.
Parámetros Unidad Especificación
Tamaño (diámetro x largo) pulg 2½ x 16
Número de cartuchos unidades por caja 17
Peso cartucho gr 1476
Densidad gr/cm3 1,13
Volumen de gases lt/kg 842
Calor de explosión kcal/kg 992
Potencial kJ/kg 4150
Velocidad de detonación m/s 5800
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
hb.- Altura de carga de fondo; m
Qbk.- Concentración de carga de fondo; kg/m
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
Qbk.- Concentración de carga de fondo; kg/m
7.4.6. Altura de carga de columna
La altura de carga de columna se calcula mediante la siguiente fórmula (Gustafsson, 1977):
Donde:
hp.- Altura de carga de columna; m
L.- Longitud de perforación; m
hb.- Altura de carga de fondo; m
ho.- Retacado; m
7.4.7. Carga de columna
Esta se ubica sobre la carga de fondo y puede ser de menos densidad, potencia o concentración, ya
que el confinamiento de la roca en este sector del taladro es menor (EXSA, 2009).
Para determinar la carga de columna se emplea la siguiente expresión matemática (Gustafsson,
1977):
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
Bpr.- Burden o piedra práctica; m
H.- Altura del banco; m
Ap.- Ancho de pega; m
7.4.10. Sistema de iniciación o encendido
Para que un explosivo detone es necesaria una fuerza exterior de potencia suficiente que genere un
impulso inicial, la cual permite la iniciación de la misma.
Este proceso normalmente se efectúa mediante los accesorios de voladura que comprenden a los
fulminantes comunes y eléctricos, mecha de seguridad, mecha rápida, conectores, retardadores,
cordón detonante y otros.
En la actualidad el uso de sistemas de iniciación no eléctricos de retardos cortos (figura 7.7), han
sustituido a la utilización de sistemas de iniciación convencionales, debido a que garantiza altos
rendimientos en la voladura. El uso de microretardos ayuda a controlar la salida de los barrenos
detonados, lo cual disminuye el efecto sísmico; además, mejora el grado de fragmentación de la
roca debido a que, en el momento de la detonación, las rocas se proyectan y golpean entre sí en
intervalos mínimos de tiempo, aumentando así el rendimiento de los trabajos posteriores a la
voladura.
Figura 7.7: Fulminantes No eléctricos MS/LP de EXPLOCEN C.A.
Fuente: EXPLOCEN C.A.
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
Parámetros Unidad Especificación
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
Fuente: EXPLOCEN C.A.
En la tabla 7.7 se muestra la escala de tiempos nominales de retardo para la serie estándar de los
Fulminantes No eléctricos distribuidos por la empresa ecuatoriana EXPLOCEN C.A.
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
Fuente: EXPLOCEN C.A.
7.4.10.1. Tiempo de retardo entre barrenos de una misma fila
Para determinar el tiempo de retardo entre barrenos se propone la siguiente ecuación (Fadeev,
1987):
Donde:
TRB.- Tiempo de retardo entre barrenos; ms/m de piedra
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´´
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.
El motor de accionamiento puede ser gasolina o diesel.
Costos de inversión medios.
En la tabla 8.2, se describe las principales características técnicas de la excavadora hidráulica
CATERPILLAR 330DL.
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
Fuente: www.kellytractor.com
8.2.2. Consideraciones de selección
Las consideraciones que se tomaron en cuenta para la selección de la excavadora hidráulica
CATERPILLAR 330DL, se basaron primeramente en la potencia que ofrece el equipo, así como el
peso en orden de trabajo en el cual la maquinaria puede trabajar adecuadamente.
Para conocer una primera estimación de la potencia y del peso en orden de trabajo que requiere la
maquinaria se utilizaron las siguientes expresiones (Meneses Pineda, 2011):
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.
El motor de accionamiento puede ser gasolina o diesel.
Costos de inversión medios.
En la tabla 8.3, se describe las principales características técnicas de la pala cargadora
CATERPILLAR 980H, además en el anexo 8.3 se presenta el catálogo de dicha pala cargadora, el
cual contiene las características técnicas restantes.
Figura 8.3: Pala cargadora CATERPILLAR 980H.
Fuente: www.kellytractor.com
Tabla 8.3: Características técnicas de la pala cargadora CATERPILLAR 980H.
N° CARACTERÍSTICAS TÉCNICAS VALOR
1 Altura hasta la parte superior de la estructura ROPS 3765 mm 12´ 4´´
2 Altura hasta la parte superior del tubo de escape 3716 mm 12´ 2´´
3 Altura hasta la parte superior del capó 2716 mm 8´ 11´´
4 Espacio libre sobre el suelo con neumáticos 29,5R25 L-3 Michelin 442 mm 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
Fuente: www.kellytractor.com
8.3.2. Consideraciones de selección
Para la selección de la pala cargadora CATERPILLAR 980H, se consideró la potencia que ofrece
el equipo, así como el peso en orden de trabajo en el cual la maquinaria puede trabajar
adecuadamente.
Para determinar una primera estimación de la potencia y del peso en orden de trabajo que requiere
la pala cargadora se emplearon las siguientes expresiones (Meneses Pineda, 2011):
Donde:
Peso.- Peso en orden de trabajo de la pala cargadora; ton
C.- Capacidad del cucharón; 4 m3
7,5.- Constante
Donde:
Potencia.- Potencia de la excavadora; kW
C.- Capacidad del cucharón; 4 m3
47.- Constante
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.
El motor de accionamiento puede ser gasolina o diesel.
Costos de inversión medianamente baja.
En la tabla 8.4, se describe las principales características técnicas de la volqueta HINO SERIE 700
MODELO 2841, además en el anexo 8.4 se presenta el catálogo de dicha volqueta, el cual contiene
las características técnicas restantes.
Figura 8.4: Volqueta HINO SERIE 700 MODELO 2841.
Fuente: www.ec.all.biz/teojama-comercial
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
8.4.2. Consideraciones de selección
Las consideraciones que se tomaron en cuenta para la selección de la volqueta HINO SERIE 700
MODELO 2841, se basaron primeramente en la elección de la capacidad de carga de la volqueta, la
cual debe combinar armónicamente con la maquinaria destinada a la operación de carga y esta
puede ser efectuada por excavadoras, o más usualmente por palas cargadoras.
La capacidad de carga de la volqueta se estableció en función del tipo de material a cargar y a la
capacidad del cucharón de la maquinaria que va a cargar el material a la volqueta, usando la
siguiente expresión matemática (Meneses Pineda, 2011):
Donde:
Capacidad de Carga.- Capacidad de carga de la volqueta; ton
C.- Capacidad del cucharón de la maquinaria que va a cargar el material a la volqueta; 6,1 m3 (pala
cargadora)
4 - 7.- Constante que depende del tipo de material a cargarse (material medio)
De acuerdo a los datos de la capacidad de carga requerida por la volqueta, se puede apreciar que las
especificaciones técnicas (anexo 8.4) de la volqueta HINO SERIE 700 MODELO 2841 se adaptan
a la exigencias demandadas para el trabajo a realizarse.
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
Clase Denominación Clase Denominación
57,63 70,63 IV Mala 57,63 70,63 IV a Mala a Media
19,70 24,14 III Media 4,30 5,27 III a Media a Buena
15,40 18,87 III b Media a Mala
4,26 5,22 II Buena 4,26 5,22 II b Buena a Media
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
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 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
Clase Denominación Clase Denominación
32,17 33,95 IV Mala 32,17 33,95 IV a Mala a Media
62,59 66,05 III Media 5,00 5,28 III a Media a Buena
57,59 60,77 III b Media a Mala
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
La tabla 9.4 resume los resultados de la Clasificación Geomecánica RMR, obtenidos en la Sociedad
Minera Semilla de Oro.
Tabla 9.4: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Semilla de Oro.
SOCIEDAD MINERA SEMILLA DE ORO - RMR
Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
ORIGINAL Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO
Clase Denominación Clase Denominación
30,28 66,60 IV Mala 30,28 66,60 IV a Mala a Media
15,19 33,40 III Media 15,19 33,40 III b Media a Mala
45,48 100,00
45,48 100,00
Para una mejor visualización de cada clase de calidad de roca presente en la Sociedad Minera
Semilla de Oro, al macizo rocoso se lo dividió estadísticamente, y los resultados porcentuales se los
aprecia en la figura 9.4.
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
En la tabla 9.5, se resume los resultados de la Clasificación Geomecánica RMR, obtenidos en la
Sociedad Minera Los Tres Ángeles.
Tabla 9.5: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Los Tres
Ángeles.
SOCIEDAD MINERA LOS TRES ÁNGELES - RMR
Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
ORIGINAL Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO
Clase Denominación Clase Denominación
24,47 22,95 IV Mala 19,47 18,26 IV a Mala a Media
5,00 4,69 IV b Mala a Muy Mala
82,15 77,05 III Media 12,21 11,45 III a Media a Buena
69,94 65,60 III b Media a Mala
106,63 100,00
106,63 100,00
En la figura 9.5, se observa de manera más visual las clases de calidad de roca existentes en la
Sociedad Minera Los Tres Ángeles de acuerdo a sus porcentajes.
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
Clase Denominación Clase Denominación
14,96 17,26 IV Mala 14,96 17,26 IV a Mala a Media
44,47 51,30 III Media 6,00 6,92 III a Media a Buena
38,47 44,38 III b Media a Mala
27,25 31,43 II Buena 27,25 31,43 II b Buena a Media
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
La figura 9.6 ilustra, de acuerdo a sus porcentajes, las clases de calidad de roca presentes en la
Sociedad Minera El Santísimo.
Figura 9.6: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera El Santísimo.
La clase III b (media a mala) tiene el mayor porcentaje (44,38%) del macizo rocoso en la Sociedad
Minera El Santísimo, seguido por la clase II b (buena a media) la cual posee un porcentaje de
31,43%, luego se encuentra la clase IV a (mala a media) con un 17,26%, y finalmente se encuentra
la clase III a (media a buena) con un 6,92%.
Sociedad Minera El Cisne - El Cedro
La tabla 9.7 resume los resultados de la Clasificación Geomecánica RMR, obtenidos en la Sociedad
Minera El Cisne - El Cedro.
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
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 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
Clase Denominación Clase Denominación
46,37 36,92 IV Mala 46,37 36,92 IV a Mala a Media
79,24 63,08 III Media 79,24 63,08 III b Media a Mala
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
Mala a Media Media a Mala
IV a III b
Po
rcen
taje
(%
)
SOCIEDAD MINERA EL CISNE - EL CEDRO - RMR
116
Sociedad Minera Dios con su Poder
En la tabla 9.8, se resume los resultados de la Clasificación Geomecánica RMR, obtenidos en la
Sociedad Minera Dios con su Poder.
Tabla 9.8: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera Dios con su
Poder.
SOCIEDAD MINERA DIOS CON SU PODER - RMR
Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
ORIGINAL Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO
Clase Denominación Clase Denominación
47,98 36,19 IV Mala 47,98 36,19 IV a Mala a Media
84,62 63,81 III Media 17,71 13,35 III a Media a Buena
66,92 50,46 III b Media a Mala
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
Mala a Media Media a Buena Media a Mala
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,
pertenece a una clase III b (media a mala), seguido por la clase IV a (mala a media) la cual posee
un porcentaje de 36,19%, y finalmente una clase III a (media a buena) con un 13,35%.
Sociedad Minera El Faraón
Los resultados de la Clasificación Geomecánica RMR, obtenidos en la Sociedad Minera El Faraón,
se resumen a continuación en la tabla 9.9.
Tabla 9.9: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica RMR - Sociedad Minera El Faraón.
SOCIEDAD MINERA EL FARAÓN - RMR
Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
ORIGINAL Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO
Clase Denominación Clase Denominación
10,00 4,90 IV Mala 10,00 4,90 IV a Mala a Media
123,13 60,30 III Media 74,17 36,32 III a Media a Buena
48,96 23,98 III b Media a Mala
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
La figura 9.9 ilustra, de acuerdo a sus porcentajes, las clases de calidad de roca presentes en la
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:
Sociedad Minera Génesis I
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
Clase Denominación Clase Denominación
29,20 26,82 IV Mala 29,20 26,82 IV a Mala a Media
79,66 73,18 III Media 19,65 18,05 III a Media a Buena
60,01 55,13 III b Media a Mala
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 9.10.
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
Mala a Media Media a Buena Media a Mala
IV a III a III b
Po
rcen
taje
(%
)
SOCIEDAD MINERA GÉNESIS I - GSI
120
Sociedad Minera San José
En la tabla 9.11, se resume los resultados de la Clasificación Geomecánica GSI, obtenidos en la
Sociedad Minera San José.
Tabla 9.11: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera San José.
SOCIEDAD MINERA SAN JOSÉ - GSI
Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
ORIGINAL Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO
Clase Denominación Clase Denominación
69,22 84,84 IV Mala 31,49 38,59 IV a Mala a Media
37,73 46,24 IV b Mala a Muy Mala
12,37 15,16 III Media 8,56 10,50 III a Media a Buena
3,81 4,67 III b Media a Mala
81,59 100,00
81,59 100,00
En la figura 9.11, se observa de manera más visual las clases de calidad de roca existentes en la
Sociedad Minera San José de acuerdo a sus porcentajes.
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
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 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%.
Sociedad Minera Seminario
Los resultados de la Clasificación Geomecánica GSI, obtenidos en la Sociedad Minera Seminario,
se resumen a continuación en la tabla 9.12.
Tabla 9.12: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Seminario.
SOCIEDAD MINERA SEMINARIO - GSI
Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
ORIGINAL Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO
Clase Denominación Clase Denominación
32,17 33,95 IV Mala 32,17 33,95 IV a Mala a Media
62,59 66,05 III Media 62,59 66,05 III b Media a Mala
94,76 100,00
94,76 100,00
La figura 9.12 ilustra, de acuerdo a sus porcentajes, las clases de calidad de roca presentes en la
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
Mala a Media Media a Mala
IV a III b
Po
rcen
taje
(%
)
SOCIEDAD MINERA SEMINARIO - GSI
122
La clase III b (media a mala) tiene el mayor porcentaje (66,05%) del macizo rocoso en la Sociedad
Minera Seminario y seguido por la clase IV a (mala a media) la cual posee un porcentaje de
33,95%.
Sociedad Minera Semilla de Oro
La tabla 9.13 resume los resultados de la Clasificación Geomecánica GSI, obtenidos en la Sociedad
Minera Semilla de Oro.
Tabla 9.13: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Semilla de Oro.
SOCIEDAD MINERA SEMILLA DE ORO - GSI
Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
ORIGINAL Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO
Clase Denominación Clase Denominación
45,48 100,00 IV Mala 33,57 73,83 IV a Mala a Media
11,90 26,17 IV b Mala a Muy Mala
45,48 100,00
45,48 100,00
Para una mejor visualización de cada clase de calidad de roca presente en la Sociedad Minera
Semilla de Oro, al macizo rocoso se lo dividió estadísticamente, y los resultados porcentuales se los
aprecia en la figura 9.13.
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
En la tabla 9.14, se resume los resultados de la Clasificación Geomecánica GSI, obtenidos en la
Sociedad Minera Los Tres Ángeles.
Tabla 9.14: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Los Tres
Ángeles.
SOCIEDAD MINERA LOS TRES ÁNGELES - GSI
Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
ORIGINAL Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO
Clase Denominación Clase Denominación
41,38 38,81 IV Mala 27,70 25,98 IV a Mala a Media
13,67 12,82 IV b Mala a Muy Mala
65,25 61,19 III Media 65,25 61,19 III b Media a Mala
106,63 100,00
106,63 100,00
En la figura 9.14, se observa de manera más visual las clases de calidad de roca existentes en la
Sociedad Minera Los Tres Ángeles de acuerdo a sus porcentajes.
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,
pertenece a una clase III b (media a mala), seguido por la clase IV a (mala a media) la cual posee
un porcentaje de 25,98%, y finalmente una clase IV b (mala a muy mala) con un 12,82%.
Sociedad Minera El Santísimo
Los resultados de la Clasificación Geomecánica GSI, obtenidos en la Sociedad Minera El
Santísimo, se resumen a continuación en la tabla 9.15.
Tabla 9.15: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera El Santísimo.
SOCIEDAD MINERA EL SANTÍSIMO - GSI
Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
ORIGINAL Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO
Clase Denominación Clase Denominación
21,04 24,27 IV Mala 21,04 24,27 IV a Mala a Media
43,39 50,06 III Media 17,00 19,61 III a Media a Buena
26,39 30,45 III b Media a Mala
22,25 25,67 II Buena 22,25 25,67 II b Buena a Media
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
La figura 9.15 ilustra, de acuerdo a sus porcentajes, las clases de calidad de roca presentes en la
Sociedad Minera El Santísimo.
Figura 9.15: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera El Santísimo.
La clase III b (media a mala) tiene el mayor porcentaje (30,45%) del macizo rocoso en la Sociedad
Minera El Santísimo, seguido por la clase II b (buena a media) la cual posee un porcentaje de
25,67%, luego se encuentra la clase IV a (mala a media) con un 24,27%, y finalmente se encuentra
la clase III a (media a buena) con un 19,61%.
Sociedad Minera El Cisne - El Cedro
La tabla 9.16 resume los resultados de la Clasificación Geomecánica GSI, obtenidos en la Sociedad
Minera El Cisne - El Cedro.
24,27
19,61
30,45
25,67
0,00
5,00
10,00
15,00
20,00
25,00
30,00
35,00
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 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
Clase Denominación Clase Denominación
64,62 51,45 IV Mala 60,64 48,28 IV a Mala a Media
3,98 3,17 IV b Mala a Muy Mala
60,98 48,55 III Media 60,98 48,55 III b Media a Mala
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
En la tabla 9.17, se resume los resultados de la Clasificación Geomecánica GSI, obtenidos en la
Sociedad Minera Dios con su Poder.
Tabla 9.17: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera Dios con su
Poder.
SOCIEDAD MINERA DIOS CON SU PODER - GSI
Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
ORIGINAL Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO
Clase Denominación Clase Denominación
56,29 42,45 IV Mala 15,47 11,66 IV a Mala a Media
40,83 30,79 IV b Mala a Muy Mala
76,31 57,55 III Media 14,04 10,59 III a Media a Buena
62,27 46,96 III b Media a Mala
132,61 100,00
132,61 100,00
En la figura 9.17, se observa de manera más visual las clases de calidad de roca existentes en la
Sociedad Minera Dios con su Poder de acuerdo a sus porcentajes.
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
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 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%.
Sociedad Minera El Faraón
Los resultados de la Clasificación Geomecánica GSI, obtenidos en la Sociedad Minera El Faraón,
se resumen a continuación en la tabla 9.18.
Tabla 9.18: Resumen de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera El Faraón.
SOCIEDAD MINERA DIOS EL FARAÓN - GSI
Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
ORIGINAL Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO
Clase Denominación Clase Denominación
28,28 13,85 IV Mala 28,28 13,85 IV a Mala a Media
116,31 56,96 III Media 53,38 26,14 III a Media a Buena
62,93 30,81 III b Media a Mala
59,61 29,19 II Buena 59,61 29,19 II b Buena a Media
204,21 100,00
204,21 100,00
La figura 9.18 ilustra, de acuerdo a sus porcentajes, las clases de calidad de roca presentes en la
Sociedad Minera El Faraón.
129
Figura 9.18: Análisis de resultados de la Clasificación Geomecánica GSI - Sociedad Minera El Faraón.
La clase III b (media a mala) tiene el mayor porcentaje (30,81%) del macizo rocoso en la Sociedad
Minera El Faraón, seguido por la clase II b (buena a media) la cual posee un porcentaje de 29,19%,
luego se encuentra la clase III a (media a buena) con un 26,14%, y finalmente se encuentra la clase
IV a (buena a muy buena) con un 13,85%.
En el anexo 9.2, se presenta el mapa de interpolación de la Clasificación Geomecánica GSI,
utilizando la interpolación de vecinos naturales, mencionada anteriormente.
9.1.3. Comparación entre la clasificaciones geomecánicas RMR y GSI
Al comparar los resultados de las clasificaciones geomecánicas RMR y GSI de cada una de las
sociedades mineras estudiadas, se aprecia sus similitudes y diferencias entre estos dos sistemas, tal
como se describe a continuación:
Sociedad Minera Génesis I
En la tabla 9.19 se aprecia los resultados de las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI,
obtenidos en la Sociedad Minera Génesis I.
13,85
26,14
30,81 29,19
0,00
5,00
10,00
15,00
20,00
25,00
30,00
35,00
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 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
Clase Denominación Clase Denominación
19,65 18,05 III a Media a Buena 15,33 14,08 II b Buena a Media
60,01 55,13 III b Media a Mala 32,30 29,67 III a Media a Buena
29,20 26,82 IV a Mala a Media 50,47 46,37 III b Media a Mala
108,86 100
10,76 9,89 IV a Mala a Media
108,86 100,00
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
Sociedad Minera San José
Los resultados de las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI, obtenidos en la Sociedad Minera
San José, se muestran en la tabla 9.20.
Tabla 9.20: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad
Minera San José.
SOCIEDAD MINERA SAN JOSÉ
Clasificación Geomecánica GSI Clasificación Geomecánica RMR
Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO
Clase Denominación Clase Denominación
8,56 10,50 III a Media a Buena 4,26 5,22 II b Buena a Media
3,81 4,67 III b Media a Mala 4,30 5,27 III a Media a Buena
31,49 38,59 IV a Mala a Media 15,40 18,87 III b Media a Mala
37,73 46,24 IV b Mala a Muy Mala 57,63 70,63 IV a Mala a Media
81,59 100,00
81,59 100,00
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
Figura 9.20: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad
Minera San José.
Sociedad Minera Seminario
La tabla 9.21 muestra los resultados los resultados de las Clasificaciones Geomecánicas RMR y
GSI, obtenidos en la Sociedad Minera Seminario.
Tabla 9.21: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad
Minera Seminario.
SOCIEDAD MINERA SEMINARIO
Clasificación Geomecánica GSI Clasificación Geomecánica RMR
Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO
Clase Denominación Clase Denominación
62,59 66,05 III b Media a Mala 5,00 5,28 III a Media a Buena
32,17 33,95 IV a Mala a Media 57,59 60,77 III b Media a Mala
94,76 100,00
32,17 33,95 IV a Mala a Media
94,76 100,00
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.
Figura 9.21: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad
Minera Seminario.
Sociedad Minera Semilla de Oro
En la tabla 9.22 se aprecia los resultados de las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI,
obtenidos en la Sociedad Minera Semilla de Oro.
Tabla 9.22: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad
Minera Semilla de Oro.
SOCIEDAD MINERA SEMILLA DE ORO
Clasificación Geomecánica GSI Clasificación Geomecánica RMR
Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO
Clase Denominación Clase Denominación
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
Al comparar los resultados de las clasificaciones geomecánicas RMR y GSI, se observa que el
macizo rocoso de la Sociedad Minera Semilla de Oro es catalogado por las dos clasificaciones,
con una clase de calidad de roca IV a, es decir roca mala a media, como lo ilustra la figura
9.22.
Figura 9.22: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad
Minera Semilla de Oro.
Sociedad Minera Los Tres Ángeles
Los resultados de las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI, obtenidos en la Sociedad Minera
Los Tres Ángeles, se muestran en la tabla 9.23.
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
Tabla 9.23: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad
Minera Los Tres Ángeles.
SOCIEDAD MINERA LOS TRES ÁNGELES
Clasificación Geomecánica GSI Clasificación Geomecánica RMR
Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO
Clase Denominación Clase Denominación
65,25 61,19 III b Media a Mala 12,21 11,45 III a Media a Buena
27,70 25,98 IV a Mala a Media 69,94 65,60 III b Media a Mala
13,67 12,82 IV b Mala a Muy Mala 19,47 18,26 IV a Mala a Media
106,63 100,00
5,00 4,69 IV b Mala a Muy Mala
106,63 100,00
La figura 9.23 muestra la comparación de las clasificaciones geomecánicas RMR y GSI, realizadas
en la Sociedad Minera Los Tres Ángeles, donde los resultados de ambas clasificaciones
catalogan al macizo rocoso en su conjunto, con una clase de calidad de roca III b (media a
mala).
Figura 9.23: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad
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
Sociedad Minera El Santísimo
La tabla 9.24 muestra los resultados los resultados de las Clasificaciones Geomecánicas RMR y
GSI, obtenidos en la Sociedad Minera El Santísimo.
Tabla 9.24: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad
Minera El Santísimo.
SOCIEDAD MINERA EL SANTÍSIMO
Clasificación Geomecánica GSI Clasificación Geomecánica RMR
Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO
Clase Denominación Clase Denominación
22,25 25,67 II b Buena a Media 27,25 31,43 II b Buena a Media
17,00 19,61 III a Media a Buena 6,00 6,92 III a Media a Buena
26,39 30,45 III b Media a Mala 38,47 44,38 III b Media a Mala
21,04 24,27 IV a Mala a Media 14,96 17,26 IV a Mala a Media
86,68 100,00
86,68 100,00
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.
Figura 9.24: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad
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
Sociedad Minera El Cisne - El Cedro
En la tabla 9.25 se aprecia los resultados de las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI,
obtenidos en la Sociedad Minera El Cisne - El Cedro.
Tabla 9.25: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad
Minera El Cisne - El Cedro.
SOCIEDAD MINERA EL CISNE - EL CEDRO
Clasificación Geomecánica GSI Clasificación Geomecánica RMR
Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO
Clase Denominación Clase Denominación
60,98 48,55 III b Media a Mala 79,24 63,08 III b Media a Mala
60,64 48,28 IV a Mala a Media 46,37 36,92 IV a Mala a Media
3,98 3,17 IV b Mala a Muy Mala 125,60 100,00
125,60 100,00
Al comparar los resultados de las clasificaciones geomecánicas RMR y GSI, se observa que el
macizo rocoso de la Sociedad Minera El Cisne - El Cedro es catalogado en su mayoría por
ambas clasificaciones, con una clase de calidad de roca III b, es decir roca media a mala,
como lo ilustra la figura 9.25.
Figura 9.25: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad
Minera El Cisne - El Cedro.
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
Sociedad Minera Dios con su Poder
Los resultados de las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI, obtenidos en la Sociedad Minera
Dios con su Poder, se muestran en la tabla 9.26.
Tabla 9.26: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad
Minera Dios con su Poder.
SOCIEDAD MINERA DIOS CON SU PODER
Clasificación Geomecánica GSI Clasificación Geomecánica RMR
Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO
Clase Denominación Clase Denominación
14,04 10,59 III a Media a Buena 17,71 13,35 III a Media a Buena
62,27 46,96 III b Media a Mala 66,92 50,46 III b Media a Mala
15,47 11,66 IV a Mala a Media 47,98 36,19 IV a Mala a Media
40,83 30,79 IV b Mala a Muy Mala 132,61 100,00
132,61 100,00
La figura 9.26 muestra la comparación de las clasificaciones geomecánicas RMR y GSI, realizadas
en la Sociedad Minera Dios con su Poder, donde los resultados de ambas clasificaciones
catalogan al macizo rocoso en su mayoría, con una clase de calidad de roca III b (media a
mala).
139
Figura 9.26: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad
Minera Dios con su Poder.
Sociedad Minera El Faraón
La tabla 9.27 muestra los resultados los resultados de las Clasificaciones Geomecánicas RMR y
GSI, obtenidos en la Sociedad Minera El Faraón.
Tabla 9.27: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad
Minera El Faraón.
SOCIEDAD MINERA EL FARAÓN
Clasificación Geomecánica GSI Clasificación Geomecánica RMR
Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO
Clase Denominación Clase Denominación
59,61 29,19 II b Buena a Media 5,22 2,56 II a Buena a Muy
Buena
53,38 26,14 III a Media a Buena 65,85 32,25 II b Buena a Media
62,93 30,81 III b Media a Mala 74,17 36,32 III a Media a Buena
28,28 13,85 IV a Mala a Media 48,96 23,98 III b Media a Mala
204,21 100,00
10,00 4,90 IV a Mala a Media
204,21 100,00
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
La figura 9.27 muestra la comparación de las clasificaciones geomecánicas RMR y GSI, realizadas
en la Sociedad Minera El Faraón, donde sus resultados varían de una a otra, catalogando al macizo
rocoso en su mayoría con tres clases de calidad de roca III b (media a mala), II b (buena a media) y
III a (media a buena) con la clasificación GSI, en cambio con la clasificación RMR se lo cataloga
en su mayoría en las clases de calidad de roca III a (media a buena), II b (buena a media) y III b
(media a mala).
Generalizando y tomando en cuenta los dos tipos de clasificaciones, se puede catalogar al macizo
rocoso de la Sociedad Minera El Faraón entre las clases II b a III b, es decir de buena a
media, a, media a mala.
Figura 9.27: Comparación de los resultados entre las Clasificaciones Geomecánicas RMR y GSI - Sociedad
Minera El Faraón.
9.2. RESULTADOS GEODINÁMICOS
9.2.1. Resultados de los monitoreos realizados con Extensómetro Incremental
INCREX
Para el análisis de los resultados de los monitoreos realizados con Extensómetro Incremental
INCREX, se realizó una relación mes a mes de los registros obtenidos de los diferentes monitoreos
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
Fuente: Datos; PRN - INIGEMM, 2013.
En el sondeo ST-4, se observa que las profundidades donde se presenció elongaciones mayores a la
medida de tolerancia, las cuales son: 1, 3, 4 y 6 m; registrando deformaciones de 25,29, 0,85, 0,58,
y 1,06 mm respectivamente.
De igual manera la profundidad en la cual se obtuvo compresiones menores a la medida de
tolerancia es 2 m; registrando una deformación de -23,69 mm.
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
Fuente: Datos; PRN - INIGEMM, 2013.
Al realizar un análisis de la diferencia resultante del desplazamiento producido en cada punto de
monitoreo durante el mes de julio de 2012 a agosto de 2013, se establece que los puntos de control
PM - T8 y PM - T7, son los que han sufrido mayor movimiento, manifestando desplazamientos
horizontales, pero sobre todo verticales.
Para una mejor visualización de los movimientos sufridos por los puntos de control PM - T8 y PM
- T7, tanto horizontal como verticalmente, las tablas 9.31 y 9.32 y las figuras 9.28 y 9.29
respectivamente, muestran la variación de desplazamiento ocurrido durante la campaña de
monitoreo.
Tabla 9.31: Variación de desplazamiento en el punto de control PM - T8, sector El Tierrero, entre los meses
julio de 2012 y agosto de 2013.
PUNTO DE CONTROL PM - T8
Meses Norte Este Elevación
Julio 2012 - Junio 2012 -0,035 -0,007 -0,014
Agosto 2012 - Julio 2012 0,014 -0,017 -0,083
Septiembre 2012 - Agosto 2012 -0,006 -0,032 -0,022
Octubre 2012 - Septiembre 2012 -0,001 0,022 0,002
Noviembre 2012 - Octubre 2012 -0,016 -0,002 -0,001
Febrero 2013 - Noviembre 2012 0,094 -0,300 -0,276
Abril 2013 - Febrero 2013 0,032 -0,071 -0,443
Mayo 2013 - Abril 2013 -0,003 -0,029 -0,148
Junio 2013 - Mayo 2013 0,031 -0,048 0,106
Julio 2013 - Junio 2013 0,053 -0,055 -0,024
Agosto 2013 - Julio 2013 -0,012 -0,059 0,010
Fuente: Datos; PRN - INIGEMM, 2013.
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.
Fuente: Datos; PRN - INIGEMM, 2013.
Tabla 9.32: Variación de desplazamiento en el punto de control PM - T7, sector El Tierrero, entre los meses
julio de 2012 y agosto de 2013.
PUNTO DE CONTROL PM - T7
Meses Norte Este Elevación
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
)
PUNTO DE CONTROL PM - T8
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
Fuente: Datos; PRN - INIGEMM, 2013.
Figura 9.29: Variación de desplazamiento en el punto de control PM - T7, sector El Tierrero, entre los
meses julio de 2012 y agosto de 2013.
Fuente: Datos; PRN - INIGEMM, 2013.
En las figuras 9.28 y 9.29 mostradas anteriormente, se observa la tendencia de reducción de
movimientos horizontales como verticales a partir del mes abril de 2013, esto se relaciona a la
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)
PUNTO DE CONTROL PM - T7
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.
PUNTO DE CONTROL PM - T8
Meses Movimiento en cota Movimiento acumulado
Julio 2012 - Junio 2012 0,014 0,014
Agosto 2012 - Julio 2012 0,083 0,097
Septiembre 2012 - Agosto 2012 0,022 0,119
Octubre 2012 - Septiembre 2012 -0,002 0,117
Noviembre 2012 - Octubre 2012 0,001 0,118
Febrero 2013 - Noviembre 2012 0,276 0,394
Abril 2013 - Febrero 2013 0,443 0,837
Mayo 2013 - Abril 2013 0,148 0,985
Junio 2013 - Mayo 2013 -0,106 0,879
Julio 2013 - Junio 2013 0,024 0,903
Agosto 2013 - Julio 2013 -0,010 0,893
Fuente: Datos; PRN - INIGEMM, 2013.
Figura 9.30: Movimiento acumulado en cota, en el punto de control PM - T8, sector El Tierrero.
Fuente: Datos; PRN - INIGEMM, 2013.
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
Punto de control PM - T7
La tabla 9.34 y figura 9.31, indica el movimiento acumulado para el punto de control PM -T7,
donde se muestra el comportamiento de dicho punto.
Tabla 9.34: Movimiento acumulado en cota, en el punto de control PM - T7, sector El Tierrero.
PUNTO DE CONTROL PM - T7
Meses Movimiento en cota Movimiento acumulado
Julio 2012 - Junio 2012 ---- 0,000
Agosto 2012 - Julio 2012 0,025 0,025
Septiembre 2012 - Agosto 2012 0,011 0,036
Octubre 2012 - Septiembre 2012 0,004 0,040
Noviembre 2012 - Octubre 2012 0,003 0,043
Febrero 2013 - Noviembre 2012 0,306 0,349
Abril 2013 - Febrero 2013 0,426 0,775
Mayo 2013 - Abril 2013 0,141 0,916
Junio 2013 - Mayo 2013 -0,160 0,756
Julio 2013 - Junio 2013 0,005 0,761
Julio 2012 - Junio 2012 -0,024 0,737
Fuente: Datos; PRN - INIGEMM, 2013.
150
Figura 9.31: Movimiento acumulado en cota, en el punto de control PM - T7, sector El Tierrero.
Fuente: Datos; PRN - INIGEMM, 2013.
b) Determinación de la ecuación exponencial de la curva (aceleración del
movimiento)
Para la determinación de la ecuación exponencial, se utiliza el software Excel, que mediante su
opción de línea de tendencia, da como resultado la curva exponencial y su correspondiente
ecuación, la cual rige el comportamiento de movimiento del punto de control.
La ecuación obtenida representa la aceleración del movimiento en el punto de control, y al derivar
esta, se logra la ecuación de la velocidad.
Hay que destacar que estas curvas de tendencia son reales hasta la última fecha de medición
(agosto 2013), por lo que para determinar con certeza la dinámica de movimiento se necesita de un
tiempo mayor de monitoreo.
Punto de control PM - T8
La figura 9.32, muestra la curva y ecuación exponencial para el punto de control PM -T8.
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.
Fuente: Datos; PRN - INIGEMM, 2013.
Punto de control PM - T7
La figura 9.33, indica la curva y ecuación exponencial para el punto de control PM -T7.
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.
Fuente: Datos; PRN - INIGEMM, 2013.
c) Cálculo matemático
Punto de control PM - T8
Dada la ecuación exponencial para el punto de control PM - T8, que representa el movimiento en la
cota, se procede a obtener la primera derivada de la función, de la ecuación de la velocidad de
dicho punto.
De la primera derivada, se obtienen las constantes w y z, cuyos valores están representados por la
expresión exponencial y´= wezx
, la cual está en función de la variable tiempo (x); estas constantes se
emplearán en el cálculo para la estimación del tiempo de colapso; siendo estas:
w = 0,01036592 y 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.
Punto de control PM - T7
Aplicando las fórmulas y expresiones empleadas en los cálculos del punto de control PM -T8, para
el punto de control PM - T7, se obtienen los siguientes datos (tabla 9.35):
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.
Parámetros Valor Unidad
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.
Parámetros Valor Unidad
Carga de fondo 22,56 kg
Concentración de carga de fondo 5,81 kg/m
Altura de la carga de fondo 3,90 m
Carga de columna 11,60 kg
Concentración de carga de columna 2,32 kg/m
Altura de la carga de columna 5,00 m
Longitud de retacado 3,00 m
Carga específica 0,38 kg/m3
Sistema de iniciación Fulminantes No eléctricos (MS)
Retardo entre barrenos 25 ms
Retardo entre filas 50 ms
En la figuras 9.36, se observa la vista superior del orden de encendido de los detonadores No
eléctricos.
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
1. Datos de la maquinaria
Excavadora CATERPILLAR 330DL
a) Potencia 268 hp
b) Tipo de energía (combustible) Diesel
c) Valor original (Vo) 300000 USD.
d) Valor residual (Vr) 120000 USD.
e) Valor a depreciar (Vd) 180000 USD.
f) Neumáticos (Tren de rodaje):
Precio 20000 USD.
Vida útil 5000 h
g) Aditamentos de recambio:
Precio 1000 USD.
Vida útil 1000 h
h) Condiciones de utilización 1,1
i) Vida útil
(Vu) 24000 h
(n) 12 años
j) Interés anual del capital (i) 11,16%
k) Seguros (s) 2%
2. Costos de propiedad
2.1. Depreciación:
2.2. Costo de capital:
167
2.3. Costo de seguro:
TOTAL COSTOS DE PROPIEDAD: 13,92 $/h
3. Costos de funcionamiento
3.1. Costo de energía:
3.2. Aceites y lubricantes:
3.3. Costo tren de rodaje:
3.4. Costo de mantenimiento:
3.5. Costo piezas de recambio:
3.6. Costo operador:
168
TOTAL COSTOS DE OPERACIÓN: 73,79 $/h
4. Costos de propiedad + costos de operación
5. Gastos generales
6. Costo total unitario
169
10.2.3. Pala cargadora
1. Datos de la maquinaria
Pala Cargadora CATERPILLAR 980H
a) Potencia 318 hp
b) Tipo de energía (combustible) Diesel
c) Valor original (Vo) 220000 USD.
d) Valor residual (Vr) 88000 USD.
e) Valor a depreciar (Vd) 132000 USD.
f) Neumáticos:
Precio 15000 USD.
Vida útil 4000 h
g) Aditamentos de recambio:
Precio 1000 USD.
Vida útil 1000 h
h) Condiciones de utilización 1,1
i) Vida útil
(Vu) 20000 h
(n) 10 años
j) Interés anual del capital (i) 11,16%
k) Seguros (s) 2%
2. Costos de propiedad
2.1. Depreciación:
2.2. Costo de capital:
170
2.3. Costo de seguro:
TOTAL COSTOS DE PROPIEDAD: 11,38 $/h
3. Costos de funcionamiento
3.1. Costo de energía:
3.2. Aceites y lubricantes:
3.3. Costo neumáticos:
3.4. Costo de mantenimiento:
3.5. Costo piezas de recambio:
3.6. Costo operador:
171
TOTAL COSTOS DE OPERACIÓN: 82,46 $/h
4. Costos de propiedad + costos de operación
5. Gastos generales
6. Costo total unitario
172
10.2.4. Volquetas
1. Datos de la maquinaria
Volqueta HINO SERIE 700 MODELO 2841
a) Potencia 410 hp
b) Tipo de energía (combustible) Diesel
c) Valor original (Vo) 150000 USD.
d) Valor residual (Vr) 60000 USD.
e) Valor a depreciar (Vd) 90000 USD.
f) Neumáticos:
Precio 7000 USD.
Vida útil 4000 h
g) Aditamentos de recambio:
Precio 1000 USD.
Vida útil 1000 h
h) Condiciones de utilización 1,1
i) Vida útil
(Vu) 20000 h
(n) 10 años
j) Interés anual del capital (i) 11,16%
k) Seguros (s) 2%
2. Costos de propiedad
2.1. Depreciación:
2.2. Costo de capital:
173
2.3. Costo de seguro:
TOTAL COSTOS DE PROPIEDAD: 7,76 $/h
3. Costos de funcionamiento
3.1. Costo de energía:
3.2. Aceites y lubricantes:
3.3. Costo neumáticos:
3.4. Costo de mantenimiento:
3.5. Costo piezas de recambio:
3.6. Costo operador:
174
TOTAL COSTOS DE OPERACIÓN: 96,24 $/h
4. Costos de propiedad + costos de operación
5. Gastos generales
6. Costo total unitario
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
Descripción Unidades
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
1 33,33% Supervisor de proyecto 7,51 2,50 30,75 0,08
Total 0,12
B. Equipo
Descripción Costo por hora
($/h)
Rendimiento
(m perf/h)
Costo Unitario
($/m perf)
Track drill ATLAS COPCO ECM 590RR 96,27 30,75 3,13
Herramienta menor 0,25 30,75 0,01
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 ($/m perf) 12,17
178
5. Costos Indirectos
Descripción Unidades Costo Unitario
($/m perf)
Administrativos 10% 1,22
Varios + imprevistos 3% 0,37
Costos Indirectos ($/m perf) 1,58
6. Costos Unitario Total
Costo Unitario ($/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
($/m carg)
1 10% Ing. de Minas 11,58 1,16 249,90 0,0046
1 33,33% Supervisor de proyecto 7,51 2,50 249,90 0,0100
1 100% Explosivista 5,07 5,07 249,90 0,0203
2 100% Ayudante de Explosivista 8,52 8,52 249,90 0,0341
Total 0,0690
B. Equipo
Descripción Costo por hora
($/h)
Rendimiento
(m carg/h)
Costo Unitario
($/m carg)
Herramienta menor 0,08 249,90 0,0003
Total 0,0003
C. Materiales
Descripción Unidades
Precio
unitario
($/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
2. Costos Indirectos
Descripción Unidades Costo Unitario
($/m carg)
Administrativos 10% 0,8717
Varios + imprevistos 3% 0,2615
Costos Indirectos ($/m carg) 1,1332
3. Costos Unitario Total
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 33,33% Supervisor de proyecto 7,51 2,50 249,90 0,0100
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
Descripción Costo por hora
($/h)
Rendimiento
(m carg/h)
Costo Unitario
($/m carg)
Herramienta menor 0,08 249,90 0,0003
Total 0,0003
C. Materiales
Descripción Unidades
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 ($/m carg) 21,7190
2. Costos Indirectos
Descripción Unidades Costo Unitario
($/m carg)
Administrativos 10% 2,1719
Varios + imprevistos 3% 0,6516
Costos Indirectos ($/m carg) 2,8235
3. Costos Unitario Total
Costo Unitario ($/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
($/m3)
1 10% Ing. de Minas 11,58 1,16 223,09 0,005
1 33,33% Supervisor de proyecto 7,51 2,50 223,09 0,011
Total 0,016
B. Equipo
Descripción Costo por hora
($/h)
Rendimiento
(m3/h)
Costo Unitario
($/m3)
Pala Cargadora CATERPILLAR 980H 103,22 223,09 0,4627
Herramienta menor 0,25 223,09 0,0011
Total 0,4638
C. Materiales
Descripción Unidades Precio unitario
($/u)
Rendimiento
(m3/h)
Costo Unitario
($/m3)
Varios global 1,00 223,09 0,004
Total 0,004
Costos Directos ($/m3) 0,485
2. Costos Indirectos
Descripción Unidades Costo Unitario
($/m3)
Administrativos 10% 0,048
Varios + imprevistos 3% 0,015
Costos Indirectos ($/m3) 0,063
3. Costos Unitario Total
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
1 33,33% Supervisor de proyecto 7,51 2,50 223,09 0,01
Total 0,02
B. Equipo
Descripción Costo por hora
($/h)
Rendimiento
(m3/h)
Costo Unitario
($/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
Descripción Unidades Precio unitario
($/u)
Rendimiento
(m3/h)
Costo Unitario
($/m3)
Varios global 1,00 223,09 0,004
Total 0,004
Costos Directos ($/m3) 2,59
2. Costos Indirectos
Descripción Unidades Costo Unitario
($/m3)
Administrativos 10% 0,26
Varios + imprevistos 3% 0,08
Costos Indirectos ($/m3) 0,34
3. Costos Unitario Total
Costo Unitario ($/m3) 2,93
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
($/m3)
1 10% Ing. de Minas 11,58 1,16 223,09 0,005
1 33,33% Supervisor de proyecto 7,51 2,50 223,09 0,011
Total 0,016
B. Equipo
Descripción Costo por hora
($/h)
Rendimiento
(m3/h)
Costo Unitario
($/m3)
Excavadora CATERPILLAR 330DL (3) 289,41 223,09 1,297
Herramienta menor (3) 0,75 223,09 0,003
Total 1,301
C. Materiales
Descripción Unidades Precio unitario
($/u)
Rendimiento
(m3/h)
Costo Unitario
($/m3)
Varios global 1,00 223,09 0,004
Total 0,004
Costos Directos ($/m3) 1,322
2. Costos Indirectos
Descripción Unidades Costo Unitario
($/m3)
Administrativos 10% 0,132
Varios + imprevistos 3% 0,040
Costos Indirectos ($/m3) 0,172
3. Costos Unitario Total
Costo Unitario ($/m3) 1,493
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:
Sociedad Minera Génesis I
Clasificación Geomecánica GSI Clasificación Geomecánica RMR
Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO
Clase Denominación Clase Denominación
19,65 18,05 III a Media a Buena 15,33 14,08 II b Buena a Media
60,01 55,13 III b Media a Mala 32,30 29,67 III a Media a Buena
29,20 26,82 IV a Mala a Media 50,47 46,37 III b Media a Mala
108,86 100
10,76 9,89 IV a Mala a Media
108,86 100,00
188
Sociedad Minera San José
Clasificación Geomecánica GSI Clasificación Geomecánica RMR
Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO
Clase Denominación Clase Denominación
8,56 10,50 III a Media a Buena 4,26 5,22 II b Buena a Media
3,81 4,67 III b Media a Mala 4,30 5,27 III a Media a Buena
31,49 38,59 IV a Mala a Media 15,40 18,87 III b Media a Mala
37,73 46,24 IV b Mala a Muy Mala 57,63 70,63 IV a Mala a Media
81,59 100,00
81,59 100,00
Sociedad Minera Seminario
Clasificación Geomecánica GSI Clasificación Geomecánica RMR
Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO
Clase Denominación Clase Denominación
62,59 66,05 III b Media a Mala 5,00 5,28 III a Media a Buena
32,17 33,95 IV a Mala a Media 57,59 60,77 III b Media a Mala
94,76 100,00
32,17 33,95 IV a Mala a Media
94,76 100,00
Sociedad Minera Semilla de Oro
Clasificación Geomecánica GSI Clasificación Geomecánica RMR
Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO
Clase Denominación Clase Denominación
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
Sociedad Minera Los Tres Ángeles
Clasificación Geomecánica GSI Clasificación Geomecánica RMR
Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO
Clase Denominación Clase Denominación
65,25 61,19 III b Media a Mala 12,21 11,45 III a Media a Buena
27,70 25,98 IV a Mala a Media 69,94 65,60 III b Media a Mala
13,67 12,82 IV b Mala a Muy Mala 19,47 18,26 IV a Mala a Media
106,63 100,00
5,00 4,69 IV b Mala a Muy Mala
106,63 100,00
Sociedad Minera El Santísimo
Clasificación Geomecánica GSI Clasificación Geomecánica RMR
Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO
Clase Denominación Clase Denominación
22,25 25,67 II b Buena a Media 27,25 31,43 II b Buena a Media
17,00 19,61 III a Media a Buena 6,00 6,92 III a Media a Buena
26,39 30,45 III b Media a Mala 38,47 44,38 III b Media a Mala
21,04 24,27 IV a Mala a Media 14,96 17,26 IV a Mala a Media
86,68 100,00
86,68 100,00
189
Sociedad Minera El Cisne - El Cedro
Clasificación Geomecánica GSI Clasificación Geomecánica RMR
Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO
Clase Denominación Clase Denominación
60,98 48,55 III b Media a Mala 79,24 63,08 III b Media a Mala
60,64 48,28 IV a Mala a Media 46,37 36,92 IV a Mala a Media
3,98 3,17 IV b Mala a Muy Mala 125,60 100,00
125,60 100,00
Sociedad Minera Dios con su Poder
Clasificación Geomecánica GSI Clasificación Geomecánica RMR
Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO
Clase Denominación Clase Denominación
14,04 10,59 III a Media a Buena 17,71 13,35 III a Media a Buena
62,27 46,96 III b Media a Mala 66,92 50,46 III b Media a Mala
15,47 11,66 IV a Mala a Media 47,98 36,19 IV a Mala a Media
40,83 30,79 IV b Mala a Muy Mala 132,61 100,00
132,61 100,00
Sociedad Minera El Faraón
Clasificación Geomecánica GSI Clasificación Geomecánica RMR
Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO Longitud
(m)
Porcentaje
(%)
RMR
MODIFICADO
Clase Denominación Clase Denominación
59,61 29,19 II b Buena a Media 5,22 2,56 II a Buena a Muy
Buena
53,38 26,14 III a Media a Buena 65,85 32,25 II b Buena a Media
62,93 30,81 III b Media a Mala 74,17 36,32 III a Media a Buena
28,28 13,85 IV a Mala a Media 48,96 23,98 III b Media a Mala
204,21 100,00
10,00 4,90 IV a Mala a Media
204,21 100,00
Los estudios geológico-estructurales desarrollados en el sector El Tierrero permitieron
identificar seis (6) principales tipos de fenómenos de remoción en masa, desglosados en: dos
(2) deslizamientos rotacionales, dos (2) deslizamientos traslacionales; y, dos (2) avalanchas,
ubicados en los puntos que constan en la siguiente tabla:
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:
Parámetros Valor Unidad
Altura de los bancos 10 m
Número de bancos 11 u
Ángulo del talud del banco 74 (°) grados
Ancho de la vía 5 m
Ancho del prisma de deslizamiento 3 m
Ancho de la plataforma de trabajo 22 m
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:
MUESTRAS DE ROCA SUPERFICIAL
SECTOR NÚMERO DE MUESTRAS LEY DE AU PONDERADO
(gr Au/ton)
El Tierrero I 13 0,4246
El Tierrero II 13 0,4123
MUESTRAS DE ROCA INTERIOR MINA
SECTOR NÚMERO DE MUESTRAS LEY DE AU PONDERADO
(gr Au/ton)
El Tierrero I 92 0,7819
El Tierrero II 29 1,9527
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.
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Estabilidad de Laderas en el Sector Minero de Nambija. Proyecto Rehabilitación Nambija,
Quito.
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socialización de procesos aplicables en la minería artesanal para la recuperación de oro sin uso
de mercurio en el Distrito Minero de Nambija. Parte I: Procesos de molienda. Proyecto de
Mejoramiento de las Condiciones de Trabajo de la Pequeña Minería y Minería Artesanal,
Quito.
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Abierto.
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Tacna, Perú.
Wieczorek, G. F. (1996). Landslide Triggering Mechanisms in Landslides - Investigations and
Mitigation. Washington D.C.
197
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.
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.
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
ANEXO 4.4.- RESULTADOS DE LOS
ANÁLISIS ICP (MUESTRAS INTERIOR
MINA)
209
ANEXOS DEL CAPÍTULO V
ANEXO 5.1.- RESULTADOS DE LOS
ENSAYOS DE PESO ESPECÍFICO
210
ANEXO 5.2.- RESULTADOS DE LOS
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
ANEXO 6.4.- UBICACIÓN DE LOS
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
ANEXO 7.1.- UBICACIÓN DE LOS
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